南温河钨矿矿柱回采方案设计与稳定性研究

矿柱的安全回采是我国金属矿山面临的紧迫问题,直接关系到矿山的可持续发展,在维持矿柱采场稳定的前提下提高其回采率,是残留矿柱安全开采急需解决的问题。以南温河钨矿矿柱回收为研究对象,根据前期现场调研、工程现场监测试验、CMS探测,结合FLAC~(3D)数值模拟等手段,揭示全面法矿柱群应力分布规律,分析了人工矿柱结构参数对房柱法采场稳定性的影响。研究表明:用人工假柱置换原生矿柱后,人工假柱中垂直应力为5～10MPa,水平应力0.1～1MPa,应力值相对较小,且分布较为均匀,未出现应力集中现象;顶板最大下沉量为10.7 mm,底板最大鼓起量为10mm,较原先仅仅依靠矿柱自稳的情况,稳定性得到了有效改善。研究结果为矿山矿柱回收方案选择提供了理论参考,具有重要的工程意义。     

复杂采空区稳定性数值模拟分析

为研究复杂采空区的稳定性,在前期现场调查、现场原岩应力测定、室内力学试验及岩体力学参数工程处理的研究基础上,应用现代仿真技术与计算机数值模拟技术,采用FLAC3D方法对龙桥铁矿空区形成过程及采空区稳定性进行模拟计算和预测分析,研究表明:采空区形成后,空区四周各角隅处首先达到极限剪切破坏状态,随着采空区的增大,角隅处破坏区域逐步延深扩大,顶板中央拉应力分布逐渐明显,最终变为拉应力破坏;采场周边围岩位移最大,往外距离开挖边界越远,围岩位移就越小,且采场上盘围岩位移比下盘围岩要大得多,围岩移动方向均指向采空区;在采场顶板以上形成围岩移动位移等值拱;采空区顶顶中央点下沉量最大,向空区侧面急剧降低,空区以外点的下沉量变化较小,且距空区越远下沉量越小;采空区一半高度的水平断面上围岩以垂直向下位移为主.     

二步采场回采下的一步采空区稳定性分析

随着大直径深孔采矿法的推广应用,空区失稳坍塌问题凸显,加强采空区管理,开展开采过程中的采空区稳定性分析十分必要。本文采用目前先进的BLSS-PE矿用三维激光扫描系统辅助建立了某矿山生产中段采空区数值计算模型,结合应力与位移分布云图,得出二步采场回采对一步采场空区稳定性的影响大小,结果表明,二步采场回采使得一步采空区周围的应力集中范围进一步扩大并与一步采空区形成了应力叠加,在矿柱位置出现了应力集中,最大集中应力约为26 MPa,且垂直方向上的位移增加,最大位移量接近5 mm,存在顶板垮塌风险。     

深部大规模开采岩体稳定性数值模拟研究

基于FLAC3D对马城铁矿深部大采场开采及回填过程中,围岩与充填体的稳定性进行数值模拟计算,并通过现场工程试验进行了验证。研究结果表明:(1)一步回采后,矿房出现顶板下沉和底鼓现象,间柱顶底板处应力集中明显,最大应力达到36.45 MPa,围岩局部呈塑性破坏;二步回采时,矿柱位置应力集中加剧,最大集中应力达到69.35 MPa,顶板最大位移15.01 cm,空区部分围岩呈失稳状态。(2)一步回采胶结充填后,胶结充填体对空区围岩起到了支撑作用,在一定程度上恢复了围岩三向受力状态,矿房顶底板应力集中程度减弱;二步回采尾砂充填后,充填体进一步抑制了空区塑性区的发展,围岩受力分布相对均匀,顶板位移与之前相比基本不变,顶底板变形得到了有效控制,保证了深部大采场开采的安全性和可靠性。     

工作面覆岩移动变形观测分析

为了准确掌握工作面开采引起覆岩的变形情况,以Z11590工作面采后的覆岩变形为观测的对象,对顶底板移近量、顶底板间应力、覆岩的离层量和超前支撑压力进行观测。分析结果显示,随着工作面的远离,工作面后方的采空区顶板与充填体接触,由于所充填的似膏体起到了支撑作用,顶板下沉速率减缓,下沉量逐渐稳定,最大下沉值为0.376 m;采空区内竖向围岩应力在充填体的承压作用下增长缓慢,竖向应力最大值为8.7 MPa,采空区内充填物承载压应力为原岩应力的75%;顶板中水平离层裂隙的高度也得到了控制,最大高度为15mm;超前支承压力峰值距工作面2.0 m左右,影响范围约为14.4 m左右,最大峰值压力为24.6 MPa,支承压力系数为2.12。     

二步采场回采下的一步采空区稳定性数值模拟分析

随着大直径深孔采矿法的推广应用,采空区顶板暴露面积进一步扩大,空区失稳坍塌问题凸显,为了能够及时掌握采空区稳定状态,加强采空区管理,避免采空区坍塌引发矿山重大安全事故,开展开采过程中的采空区稳定性分析十分必要。本文在总结目前国内外常用的采空区稳定性分析方法的基础上,采用目前较为先进的BLSS-PE矿用三维激光扫描系统辅助开展采空区探测,建立了某矿山主生产中段的采空区数值计算模型,通过模拟采场回采过程,分析不同回采阶段的应力与位移分布云图,得出二步采场回采对一步采空区稳定状态的影响大小。结果表明,该矿山二步采场回采使得一步采空区周围的应力集中范围进一步扩大,并与一步采空区形成了应力叠加,特别是在矿柱位置出现了应力集中,其最大集中应力约为26MPa,且垂直方向上的位移量增加,最大位移量接近5mm,存在顶板垮塌风险。     

阶段空场嗣后充填法采场结构参数及充填配比优化

结合金山店铁矿张福山矿区的开采实际,借助FLAC3D三维数值模拟分析软件,对比分析了不同矿房结构参数、不同充填配比的嗣后充填法回采充填过程的采场围岩应力、变形及塑性区分布情况。研究表明:在相同充填配比下,矿柱宽度从15 m增加到18 m,矿柱承受的最大应力值由23.3 MPa减少到23.1 MPa,顶板下沉位移由22.2 mm增加到27.7 mm;充填体的强度由2.4 MPa增加到3.8 MPa,矿柱两侧围岩承受的最大应力值由16.3 MPa降低到15.9MPa,顶板下沉位移由413.4 mm减少到104.3 mm。经综合分析比较,确定合理的矿房、矿柱宽度为15 m,充填配比为1∶8。     

基于FLAC~(3D)的充填采场结构参数优化研究

以新城金矿V~#矿体-580中段采场为研究对象,利用FLAC~(3D)软件进行采场稳定性模拟研究,计算分析6种不同采场结构参数引起的采场顶板应力、位移变化特征,得出最佳采场结构参数。结果表明:在二步矿柱开挖过程中,二步矿柱周围的介质向空区位移变形,采空区中间产生较大变形,顶板垂直位移随着二步矿柱的开采逐渐增大,但最终趋于稳定。在6种方案回采过程中,方案2和方案5与其他方案相比,顶板位移、应力相对较小。基于矿山高效回采及成本考虑,建议采用分层高度5m,采场宽度8m,矿房超前一步矿柱6分层的采场方案。     

中远距离煤层群叠加开采双重卸压效应数值分析

煤层群开采双重卸压效应的应力分布及卸压范围是制约煤与瓦斯瓦斯高效共采效果的关键因素,为了掌握中远距离煤层群开采双重卸压效应,以朱家店煤矿为例,采用数值模拟研究了对该矿4#、6#煤层叠加开采顶底板应力、位移及塑性区分布与演化特征。结果表明:开采4#煤层时,煤壁应力集中系数为2.0,底板塑性破坏深度及卸压深度分别为20m和62m,顶、底板位移量分别为60mm和30mm;叠加开采6#煤层时,采空区侧煤壁应力集中系数降低为1.7,底板塑性破坏深度及卸压深度分别增加至21m和68m,顶、底板位移量相对减小,顶板垂直应力较小,局部区域应力趋于0,同时,6#煤层顶板竖向位移由上向下转变,且其顶板采动破坏带与4#煤层底板破坏带相沟通,裂隙较发育。最后,经过现场瓦斯抽采工程实践,很好地验证了研究所得的双重卸压强度及范围。     

晋城矿区残留煤复采工作面顶板及煤柱稳定性研究

针对晋城矿区3号煤层残留煤复采工作面存在顶板冒落问题,首先采用煤柱应力计对残留煤柱垂直应力进行了实测,然后建立3号煤层残留煤顶板矩形厚板模型,对残留煤顶板的挠曲变形进行了理论分析,得到了残留煤顶板的下沉规律。研究结果表明:在残留煤柱和巷道交叉点处发生拱形或椭圆形冒落,在残留煤柱区残留煤柱出现应力集中现象,煤柱压入底板,发生层状或拱形冒落;残留煤柱中心部位的垂直应力最大,约为13.7 MPa,残留煤柱采空区为应力降低区,在2个煤柱之间垂直应力最小;残留煤顶板下沉量以残留煤柱为中心向四边增加,呈椭圆状分布,残留煤柱两侧顶板下沉量较小,而煤柱采空区与巷道交叉点、交岔点等位置顶板下沉量较大,研究结果可为预防残留煤顶板冒落的难题提供了理论支撑。     

猫场铝土矿采场回采顺序优化研究

在矿山开采过程中,不合理的回采顺序容易导致围岩变形、位移和破坏。为有效预防该类地质灾害发生,本文采用数值模拟仿真软件对猫场铝矿条带开采嗣后充填法采场回采顺序进行优化研究。通过分析采场整体和顶底板位移大小、顶板与矿柱应力分布以及整体塑性区体积大小,研究表明：方案Ⅰ(由南至北)的回采顺序最佳,该方案下采场整体位移5.396 m、顶板位移为5.853 m、地表位移为2.854 m;顶板最小主应力为0.421 MPa,矿柱最大主应力为25.4 MPa;剪切破坏体积为0.628 m3,拉伸破坏体积0.248 m3。其中,位移与应力数值相较其他两种方案差值较小,但拉伸破坏体积差值较大,且该方案下位移、应力、塑性区体积均小于其他两种方案。因此,采用从南至北开采的回采顺序更有利于采场的稳定。     

超长孤岛工作面沿空掘巷矿压显现规律及原因分析

为研究孤岛工作面条件下矿压显现规律及巷道支护,以两淮矿区刘庄矿120502超长孤岛工作面机巷为工程背景,通过现场实测以及FLAC~(3D)数值模拟软件对该孤岛工作面沿空掘巷矿压显现规律进行研究。结果表明:巷道顶板离层量较大,离层量最大达到117mm,且以浅部离层为主;在巷道掘进前期巷道围岩变形较小,随后巷道围岩变形随距巷道起点距离增加而增大,在距巷道起点600～800m之间变形更为剧烈,120503工作面采空区侧变形最大,平均值为180. 41mm,最大值为780mm,依次为煤体实侧(平均值为138. 23mm,最大值为445mm)、底鼓(平均值为124. 29mm,最大值为545mm)、顶板下沉(平均值为64. 03mm,最大值为430mm);由于垂直应力在煤柱内形成弹性核,使垂直应力达到32. 5MPa,工作面侧垂直应力达到26. 3MPa,相比增加了6. 2MPa,机巷邻近采空区侧受120502工作面开采影响大,使采空区变形增大;由于巷道采用直墙三心拱断面,顶部拱结构将垂直应力转换为切向应力,塑性区显示顶板受压底板受拉,由于岩石具有抗压不抗拉特性,因此顶板下沉小于底鼓量,并针对性地提出了巷道加强支护技术。工程实践表明,在初始支护设计的基础上,通过锚网索与喷浆、注浆联合等加强支护手段可以有效地对巷道围岩变形进行控制。     

寸草塔二矿31201综放工作面开采数值模拟研究

以寸草塔二矿31201工作面为背景,通过理论分析和数值模拟的研究方法,对该工作面上覆岩层的运移、采场围岩应力演化特征等问题进行深入研究分析。结果表明:煤壁支承压力峰值出现在工作面前方30 m处,峰值压力在8~9 MPa范围;开采沉降影响至地表,最大下沉位于模型中部的椭圆型区域,以此为中心向两边沉降量逐渐递减;直接顶最大下沉量5.25 m,已完全垮落在底板上,在模型中部出现"几"字状下沉区,并延伸至粉砂-细砂砾岩层。垂直应力分布规律以采空区为中心,上至基本顶关键层,下至模型底边界为应力释放区,该区域普遍应力值在2 MPa左右。而在采空区所在位置附近形成10次周期性应力释放。     

沿空留巷围岩卸压支护协同控制技术研究

为解决沿空巷道受相邻采空区未断裂基本顶形成的悬臂梁支承压力影响的问题,采用水力压裂顶板卸压的方法,对采空区基本顶提前压裂,尽量减少相邻采空区基本顶形成悬臂梁结构,从而降低和转移沿空巷道顶板所受支撑压力的强度。在此基础上采用柔模袋充填混凝土在沿空巷道和采空区间做人工墙,对充填混凝土进行井下强度测试,同时对沿空巷道顶板以及所做的人工墙进行强力锚网支护,使其最大限度恢复到三向应力状态,提高其抗载能力。通过现场人工墙压应力和顶底板移近量监测对比表明:进行水力压裂卸压后,人工墙承受沿空巷道顶板最大压应力为21 MPa,比未进行水力压裂卸压区域所受压应力降低了36.4%;沿空巷道顶底板移近量为320 mm,降低了46.5%。水力压裂卸压后,极大改善了3109辅助进风巷的应力环境,降低了沿空巷道顶底板移近量,保证了沿空巷道的安全使用,有效的缓解采掘紧张的局面。     

松软顶板采场煤壁片帮与顶板冒落作用机理研究

以色连一号矿8101工作面为工程背景,通过现场实测松软顶板冒落形态和煤壁片帮形式,进行采场松软顶板冒落及煤壁片帮作用机理分析,采用数值模拟分析煤壁片帮前后松软顶板塑性区、应力及顶板下沉情况,提出了松软顶板冒落及煤壁片帮防治原则及措施。研究表明:1煤壁片帮导致工作面空顶距增大,加快松软顶板冒落;2理论分析结合现场实测得到工作面发生顶板冒落时0.5m≤[a]≤1.14m,工作面正常推进中(及时移架情况下)煤壁片帮后松软顶板极易冒落;3煤壁片帮后较片帮前来说,空顶区顶板出现拉伸破坏,支架上方顶板区域和煤体深部极限平衡区范围减小,片帮后顶板垂直应力增加明显,煤壁到支架间区域下沉量在0.5m,煤壁片帮导致空顶区顶板垂直应力、剪切应力和顶板下沉量都增大,顶板更容易发生冒落。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

大规模充填体下保安矿柱规划及矿体回采顺序研究

针对某金属矿长期处于大规模充填体下开采的现状,对-300 m各盘区回采期间的稳定性进行了数值模拟,分析不同方案的采场开采过程中顶板应力、位移等指标的变化规律,并综合分析比较了各方案的回采安全性与经济效益。分析结果表明：将E101采场作为永久性连续盘区时,回采至中期采场顶板处产生1.14 MPa的最大拉应力和75 mm的最大位移;开采后期采场顶板处产生2.30 MPa的最大拉应力和92 mm的最大位移;开采后期采场顶板的抗拉安全系数为1.53;整个顶板岩体稳定性较好,确定将E101作为盘区永久矿柱。根据盘区永久矿柱的位置,提出了4种盘区回采顺序,分析比较不同开采方案的顶板、直接顶板、矿壁及充填体稳定性,确定了从矿体中央连续永久盘区矿柱E101采场向两侧分盘区开采的回采顺序。     

基于采空区刚度演化的采场围岩稳定性分析

为研究采空区刚度对采场围岩稳定性的影响,采用PHASE 2D有限元软件建立3种采空区刚度数值模型,其中模型Ⅰ的采空区刚度最大,模型Ⅱ最小,模型Ⅲ居中,研究了工作面前方煤体塑性区的发展规律、直接顶下沉量、覆岩垂直位移和工作面支承压力变化规律。研究结果表明,当工作面推进150 m时,3种采空区刚度下的工作面前方煤体塑性区宽度分别为2.08 mm、3.56 mm和3.13 mm,采空区刚度越大,工作面煤体塑性区宽度越小;模型Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ的直接顶最大下沉量分别为38.8 mm、106.6 mm和96.8 mm,覆岩垂直位移最大值为44.9 mm、148.3 mm和137.4 mm;随着工作面推进,工作面前方支承压力增高系数先增大后稳定,模型Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ支承压力增高系数峰值依次为2.1、3.7和3.4。分析认为,增大采空区刚度有利于降低工作面支承压力,提高采场围岩稳定性。     

古汉山矿综放面切顶沿空留巷采空区帮控制技术

基于煤矿采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等难题，以古汉山矿1604工作面为研究背景，提出切顶卸压沿空留巷技术。对沿空留巷采空区帮控制原理及围岩运动特征进行了理论分析，形成了切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术采空区帮稳定性控制体系，并在现场进行了工业性试验。研究结果表明，采用高强预应力锚索补强顶板、单体柱π梁支撑顶板及可伸缩工字钢挡矸防护等联合支护体系可行；实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，采空区帮挡矸防护体系变形不明显，留巷变形在合理范围内，留巷效果良好，可为类似条件下的切顶沿空留巷工程提供借鉴。     

腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题，开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围，确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明：在煤层中老空区边缘存在5～10 m的塑性区域，当巷道不断向老空区方向推进时，掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变；巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步，随着巷道不断靠近采空区，顶板位移变形速率增加20%，底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明：50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm，两帮相对变形量的增加控制在23 mm，巷道围岩变形情况得到了有效控制。