条带开采尺寸设计的弹塑性方法

本文将条带开采的采出条带视为椭圆孔，以弹塑性理论为基础，利用复变函数和保角映射，导出了条带开采时矿柱上的应力分布。由于存在着“尺寸效应”，介绍了由岩块试样的强度来估算岩体强度的计算公式。首次提出了根据屈服带宽度和条带煤柱宽度来确定条带开采安全系数的方法，同时给出了设计条带开采尺寸的步骤。国内外条带开采的经验表明，条带开采的安全系数一般为１．２￣１．８。     

条带开采尺寸设计的滑移线法

本文根据理想刚塑性平面问题的滑移线理论,以5°角差作出了条带煤柱的滑移线网,得出了煤柱不同宽高比α/m情况下的整体极限强度,给出了条带开采尺寸设计的滑移线法。通过分析比较认为,冒落条带开采时,若采深较小,应采用安全系数为2.0的滑移线法或单向应力法;若采深较大,可采用安全系数为1.8～2.0的滑移线法;而在中等采深的条件下,可采用安全系数为1.5～1.7的滑移线法或三向应力法,三向应力法的安全系数可取为1.5。     

工业广场保护煤柱局部开采对矿区铁路的影响分析

结合煤矿的开采设计,根据其地质构造、煤层等采矿地质条件,在利用原有井筒和其它主要生产系统,保证现有生产系统正常安全运转的前提条件下,分析条带开采间隔煤柱的强度,论证开采的安全系数,对地表矿区铁路因工业广场保护煤柱局部开采后的影响进行分析,并根据矿区铁路的损害程度提出了相应的调整和维修措施．     

条带开采中条带煤柱塑性区宽度分析

根据煤的变形破坏特点，对煤变形采用弹塑性应变软化模型，根据条带开采的特殊性，用三维受力单元模型来分析。通过数学运算推导出条带煤柱塑性区应力及宽度的表达式。最后，对影响塑性区宽度的几个主要因素作了分析。     

部分充填开采围岩活动规律分析

采用适于分析采动影响裂隙岩体活动规律的数值模拟软件UDEC，详细分析了部分充填开采时围岩应力和位移变化规律及特点，重点分析了不同充填方式与关键层断裂的关系，以及不同充填方式对部分充填开采围岩稳定性的影响。研究结果表明，充填空顶间隔大小、充填条带宽度是部分充填开采围岩稳定性的两个主要影响因素。后期开采的条带将扩大先期开采条带的影响，尤其是后期开采两充填条带之间的条带并不充填时，这种影响更大，最后对具体的充填开采方法提出了建议。     

条带开采的三维层状介质理论及其应用研究

条带开采是“三下”（建筑物下、水体下、铁路下）压煤开采中,控制地表沉陷的一种比较有效的方法．然而,现有的条带开采尺寸设计一般还是采用威尔逊法,地表沉陷预计沿用全采的该率积分法由于预计参数采用经验公式确定,而对条带开采的主控因素未能明确给出或系统考虑,其预计误差相对较大．此外,对条带开采岩体的内部移动机理知之甚少,如上覆岩体（或下伏岩体）的波浪移动带的定义及其高度的计算,等等．总之,条带开采未能形成系统的理论,从而大大影响了条带开采地表沉陷的预计精度,这就限制了条带开采的合理使用．为此,提出了“条…     

大采深条带开采宽度确定方法研究

在建筑物下开采深部压煤通常采用条带开采法控制地表移动变形量,条带开采工作面倾斜方向容易形成极不充分工作面,结合某煤矿建筑物下深部压煤条带开采试验,深入研究和探索深部条带开采采宽和留宽确定方法及其协调关系,并与下沉系数法、压力拱计算值法相比较,得出该煤矿条带开采的参数,试验结果表明,极不充分开采法确定开采宽度对于条带开采设计是十分有效的,能有效地控制地表移动和变形程度.本方法对于指导相似地质条件下开采建筑物下压滞的大量煤炭具有较大的实用价值和指导意义.     

天荒坪抽水蓄能电站厂内明钢管段应力测试与分析

介绍了天荒坪抽水蓄能电站１＃机组压力管道厂内明钢管段在设计压力作用下的应力状况．实测结果表明,在内水压力值８．６ＭＰａ作用下,压力管道的强度安全系数为３．２,加劲环局部的强度安全系数为２．４,满足设计要求．     

压力容器强度可靠性平均安全系数校核

为克服用常规安全系数校核容器强度不能反映应力和材料强度变化的缺点，利用可靠性分析的方法，获得压力容器受各种载荷下的可靠性平均安全系数，它既考虑了应力和强度的变化，又考虑了失效的不同后果．用可靠性平均安全系数进行容器的强度校核比用常规安全系数进行容器校核安全和经济．     

天荒坪抽水蓄能电站厂内明钢管段应力测试与分析

介绍了天荒坪抽水蓄能电站１号机组压力管道厂内明钢这段在设计压力作用下的应力状况,实测结果表明,在内水压力值８．６ＭＰａ作用下,压力管道的强度安全系数为３．２,加劲环局部强度安全系数为２．４,满足设计要求。     

基于UDEC节理岩体抗压强度的数值研究

通过对江西某矿区岩样进行岩石力学试验,得到岩石试件的力学参数,利用Hoek-Brown法估算岩体力学参数。基于分形理论,结合Monte Carlo方法生成节理岩体平面网络图,以岩体网络图中心为基点,选取节理岩体模拟试件,采用离散元软件UDEC开展节理岩体抗压强度的数值实验。结果表明：选取角度、围压相同时,随着岩体尺寸的增大,节理岩体各向异性减弱,抗压强度呈非线性减小趋势,并趋向于某一定值,可拟合为负指数变化关系;围压、尺寸相同时,随着选取角度的增大,节理岩体抗压强度呈微幅波动趋势,这应与节理分布的分形特性有关。取样角度（所截取的岩体试件与水平方向的夹角）为60°时,抗压强度值略高,节理岩体尺寸效应与围压效应也较为明显;选取角度、尺寸相同时,随着围压的增大,岩体各向异性减弱,抗压强度呈线性增大趋势。     

条采沉陷计算的空间分层介质力学法

本文把条带开采工程岩体介质简化为具有开挖孔洞的分层各向同性线弹性空间体，不仅考虑了上覆岩体，而且考虑了煤柱和下伏岩体对岩层和地表移动的影响，给出了适合于条带开采的应力边界条件和垂直位移连续而水平位移可不连续的层间几何接触条件，导出了条带开采岩层与地表移动的计算公式。利用本文给出的空间分层介质力学法，不仅可以计算地表和岩层内部的移动变形，包括水平变形和垂直变形，而且可以探讨条带开采亟待解决的其它理论问题。     

Systematic principles of surrounding rock control in longwall mining within thick coal seams

Effective surrounding rock control is a prerequisite for realizing safe mining in underground coal mines.In the past three decades, longwall top-coal caving mining(LTCC) and single pass large height longwall mining(SPLL) found expanded usage in extracting thick coal seams in China. The two mining methods lead to large void space left behind the working face, which increases the difficulty in ground control.Longwall face failure is a common problem in both LTCC and SPLL mining. Such failure is conventionally attributed to low strength and high fracture intensity of the coal seam. However, the stiffness of main components included in the surrounding rock system also greatly influences longwall face stability.Correspondingly, surrounding rock system is developed for LTCC and SPLL faces in this paper. The conditions for simultaneous balance of roof structure and longwall face are put forward by taking the stiffness of coal seam, roof strata and hydraulic support into account. The safety factor of the longwall face is defined as the ratio between the ultimate bearing capacity and actual load imposed on the coal wall.The influences provided by coal strength, coal stiffness, roof stiffness, and hydraulic support stiffness,as well as the movement of roof structure are analyzed. Finally, the key elements dominating longwall face stability are identified for improving surrounding rock control effectiveness in LTCC and SPLL faces.     

Research on Ground Movement Laws for Strip Mining Under Thick Alluvium

With the discrete element method, the simulation and analysis of a series of numerical models were made. This research revealed ground movement laws for strip mining under thick alluvium and gave calculation formulae for the maximum ground subsidence and horizontal movement as a function of basement rock thickness and mining width, thus providing sound evidence for future strip mining under thick alluvium.     

分级循环荷载下保护层开采扰动煤岩强度及裂隙特性研究

针对回采时反复采动作用下的保护层开采扰动煤岩极易诱发巷道围岩失稳的问题,采用分级循环荷载模拟实际回采工程中采动应力的长期作用,研究保护层开采扰动煤岩在循环荷载作用下的力学强度及变形破坏特性. 试验结果表明,在加卸载过程中,受保护层开采扰动煤样的体积膨胀变形明显,煤样内部结构破坏程度比未受保护层开采扰动煤样更高. 在加卸载后期,受保护层开采扰动煤样表现为塑性破坏,未受保护层开采扰动煤样发生明显的脆性破坏. 相比于未受保护层开采扰动煤样,受保护层开采扰动煤样的峰值强度下降,单位体积（直径为50 mm,高度为100 mm）内的煤样裂隙体积显著增加,峰值强度和裂隙体积占比均沿煤层走向分布较为均匀. 处于断层带的未受保护层开采扰动煤样的彼此物性差异较大. 受保护层开采扰动煤样比未受保护层开采扰动煤样更符合“煤岩破坏时,裂隙空间复杂程度与峰值强度存在反向对应分布”规律.     

土石混合体边坡稳定性的三维颗粒离散元分析

为探究土石混合体边坡的稳定性和破坏机理,基于土工离心模型试验基本原理,结合已开发的不规则块石和土石混合体三维离散元建模方法建立土石混合体边坡细观结构的三维离散元模型.引入颗粒流强度折减法并提出基于能量演化的方法来判别边坡失稳破坏.利用提出的土石混合体边坡三维离散元建模方法和稳定性分析方法,分析不同块石含量、块石形状、空间结构、空间形态等因素对土石混合体边坡稳定性和破坏模式的影响,并揭示这些因素影响的细观机理.结果表明:随含石量增加,土石混合体边坡的安全系数逐渐增大;土石混合体边坡中呈现出多滑动面现象,且滑面较为曲折,具有明显的绕石特征,坡脚部位的部分大块石使得剪出口的位置发生明显的改变;随块石形状由球体、卵石到碎石,土石混合体边坡的安全系数逐渐增大;上覆堆积体相对较厚且坡度不是很大的二元结构边坡或一元结构边坡的破坏模式主要是堆积体内部发生的弧形滑动破坏,上覆堆积体厚度不大且基岩面相对平整的二元结构边坡的破坏模式主要是沿基-覆界面的整体平移滑动破坏;随土石混合体边坡空间形态由条带型、敞口型到锁口型,其安全系数逐渐提高,其中锁口型边坡具有显著的支撑拱效应,且含石量越大这种效应越明显.     

矿柱强度估算及稳定性评价

本文介绍了由实验室岩块试验结果推求工程岩体强度的方法,并提出一种新的矿柱安全系数计算方法——点安全系数计算法,突破了传统的矿柱安全系数计算模式,针对王集矿实际进行了计算,得出了符合生产实际的结论,为该矿的下部水平开采设计提供了依据。     

开采沉陷岩移参数研究现状分析

开采沉陷岩移参数是表征岩层和地表移动规律的重要参数,其取值的准确与否直接影响到矿山生产设计的合理性和安全性.开采沉陷岩移参数的确定方法主要有实测数据拟合、回归分析、工程类比、神经网络、力学反演分析法和模糊数学方法.在综合分析大量文献的基础上,综述了开采沉陷岩移参数的研究现状,指出了可以应用相似理论确定不同地质采矿条件下开采沉陷岩移参数.     

不同卸载速率下煤岩采动力学响应试验研究

深刻认识采动应力路径下岩体力学响应的加载速率效应,是科学界定实际工作面推进最优速率的重要基础。基于平煤矿区煤岩初始地应力环境,定量分析了千米级赋存深度煤岩保护层开采条件下应力演化特征,展开更为符合真实应力状态的不同加载速率下煤岩体力学行为实验模拟,同时与未考虑采动试验结果进行对比分析。研究结果表明：（1）常规三轴压缩试验,试样强度受加载速率影响较小,在1~4 MPa/min时并无明显变化,达到5 MPa/min时强度才有明显的上升,约为115 MPa。（2）随加载速率增加,采动过程中煤岩体强度呈现下降后上升再下降的趋势,1 MPa/min和4 MPa/min加载速率下煤岩体强度达到最大,其峰值应力约为64 MPa,较3 MPa/min提高了12%。（3）低加载速率下试件内部的微小裂隙可以充分发育、扩展,试样裂隙密度随加载速率增加呈减小趋势,其中1 MPa/min约为5 MPa/min的1.61倍,适当降低开采速度可提高瓦斯抽采效率。（4）不同开采速度煤岩在整个采动过程中体积应变不仅出现了相对初始状态的压缩现象,还出现了破坏阶段的体积膨胀,可将其作为采动特征,明显区别于未考虑采动下的体积压缩,且采动下煤岩强度明显偏小,破损程度更大。研究成果可为类似地质条件开展保护层开采设计奠定一定的理论基础。