基于CDEM的采空区稳定性及临界顶板厚度分析

地下隐伏采空区易导致地表塌陷等问题发生,采空区的顶板稳定性关乎到露天开采的安全,确定采空区临界顶板厚度对采空区安全评价具有重要意义。采空区临界顶板厚度的影响因素复杂,与采空区的几何参数及岩体物理力学参数等多种因素相关。通过量纲分析建立无量纲表达式,得到影响临界顶板厚度的无量纲参数。在此基础上,借助CDEM数值计算方法建立数值模型并进行计算分析。建立了二维采空区数值模型,通过改变采空区的几何参数及岩体物理力学参数,计算采空区顶板的安全系数,研究以上因素对采空区稳定性的影响规律,识别影响顶板安全系数的主要影响因素。建立了采空区二维模型和三维模型的计算模型,得到了无量纲表达式中无量纲临界高度与无量纲强度间的关系,采用指数函数进行拟合得到响应的关系表达式。研究表明：弹性模量、泊松比对临界顶板厚度影响不大,采空区高度对临界顶板厚度无影响;黏聚力对采空区安全系数影响最大,采空区跨度、岩体内摩擦角、岩体密度次之;采空区无量纲高度与无量纲强度之间存在指数衰减关系。     

矿柱稳定性影响因素敏感性正交极差分析

基于正交极差分析方法对矿柱稳定性影响因素敏感性进行了评价。在分析矿柱荷载、强度、失稳势函数、破坏形式的基础上,总结了影响矿柱稳定性的主要因素;针对矩形矿柱8个主要影响因素：采深、矿房宽度、矿柱宽度、矿柱高度、矿体的单轴抗压强度、上覆岩层的容重、矿柱长度、矿柱长度方向的间距,建立了计算矩形矿柱安全系数的简化公式。以江西某钨矿为例,采用正交极差分析理论,得到该矿矿柱稳定性影响因素的主次顺序为：矿房宽度＞矿柱宽度＞采深＞矿柱高度＞矿体的单轴抗压强度＞上覆岩层容重,即矿房宽度、矿柱宽度对矿柱稳定性的影响最为显著,并得到了矿房宽度、矿柱宽度与矿柱安全系数间的关系曲线,对采场结构参数进行了优化,矿房宽度值小于21.03 m,矿柱宽度值大于3.718 m。     

基于Wilson理论条形矿柱稳定性分析

为了研究条形矿柱稳定性影响因素,考虑矿岩抗压强度、采深、矿房宽度、矿柱宽度及矿柱高度五个影响因素,基于威尔逊理论,应用正交试验,确定影响矿柱安全系数的主要因素及其主次顺序。结果表明：（1）矿柱安全系数主要受矿岩抗压强度、采深、矿房宽度及矿柱宽度四个因素的影响,且影响因子主次顺序为：矿柱宽度>矿岩抗压强度>采深>矿房宽度;（2）矿柱安全系数与矿岩抗压强度、矿柱宽度呈线性正相关,与采深、矿房宽度呈多项式负相关;（3）通过回归分析,建立了矿柱安全系数与各主要因素之间的简化公式,并将某金矿采场参数代入公式进行检验,计算结果较为可靠,能为现场生产提供一定的依据。     

矿柱稳定性关键影响因素敏感性分析

湖南省某铅锌矿区用空场采矿法开采了约40a,形成了数量巨大、范围广泛、相互重叠的采空区群。为了对采空区矿柱稳定性进行深入研究,综合考虑矿柱稳定性的关键影响因素,如矿柱埋藏深度、矿柱宽度、矿柱面积、矿柱承载岩柱横截面积及矿柱高度,基于普氏理论对该矿区1365根矿柱的安全系数进行计算与分析,并借助正交试验及正交极差分析对矿柱关键影响因素进行敏感性分析。结果表明,该矿区矿柱安全系数关键影响因素的主次顺序依次为矿柱埋藏深度、矿柱横截面积、矿柱承载岩柱横截面积及矿柱高度,影响最显著的因素为矿柱埋藏深度,其次为矿柱横截面积。     

采空区群失稳模型构建及隔离矿柱安全厚度研究

许多金属矿山存在采空区群安全隐患。基于CMS对某矿山的采空区群开展定期探测,形成动态监测机制,精确获取采空区群三维边界;研究构建空区群连锁式失稳模型：基于突变理论分析方法,构建了采空区顶板-隔离矿柱力学模型,提出隔离矿柱失稳的判据,计算合理的隔离矿柱安全厚度,阻断空区群连锁失稳过程。运用数值模拟验证了计算结果的合理性。研究表明通过精确控制隔离矿柱的安全厚度,可有效阻断空区群连锁失稳导致的工程灾害;计算结果为下一步资源回采方案提供了设计参考。     

残采间柱条件下空区群顶板失稳的QR法分析

提出基于类框架结构模型QR法的残采间柱条件下空区群顶板失稳分析方法,通过构建采空区群类框架结构受力分析模型,建立采空区群内节点位移函数表达式,采用改进后的QR法计算单元空区关键部位的应力和位移幅值,结合应力和位移失稳判据,研究残采间柱条件下采空区群顶板的稳定性。某金矿1570m中段间柱采动前后采空区群顶板对比计算表明,间柱回采前,各顶板均处于稳定状态;间柱回采后,仅回采中段顶板最大竖向位移与最大拉应力均大于允许阀值,该顶板处于不稳定状态,有失稳风险。现场回采工程结束后,1570 m中段顶板严重失稳,上部覆岩汇入,空区与地表贯通,验证了该方法的可靠性。     

房柱法开采矿山采空区失稳模式及机理

房柱法开采矿山采空区稳定性状态是由矿柱和顶板两个基本要素共同决定的。介绍了矿柱和采空区顶板失稳的模式,根据矿山压力与岩层控制理论,分析了矿柱和采空区顶板破坏的力学机理,并对影响矿柱稳定性的因素进行了总结归纳。     

基于Wilson理论的条形矿柱稳定性分析

为了研究条形矿柱稳定性影响因素,考虑矿岩抗压强度、采深、矿房宽度、矿柱宽度及矿柱高度五个影响因素,基于威尔逊理论,应用正交试验,确定影响矿柱安全系数的主要因素及其主次顺序。结果表明:1)矿柱安全系数主要受矿岩抗压强度、采深、矿房宽度及矿柱宽度四个因素影响,且影响因子主次顺序为:矿柱宽度矿岩抗压强度采深矿房宽度;2)矿柱安全系数与矿岩抗压强度、矿柱宽度呈线性正相关,与采深、矿房宽度呈多项式负相关;3)通过回归分析,建立了矿柱安全系数与各主要因素之间的简化公式,并将某金矿采场参数代入公式进行检验,计算结果较为可靠,能为现场生产提供一定的依据。     

点柱式上向水平分层充填法充填采场稳定性研究

为了确保大尹格庄金矿采场安全,提高资源回收率,对-380、-496、-556、-616水平一些采场矿柱进行调查,总结发现矿柱受结构面的方向控制,呈现不同的破坏模式,大致可分为节理组平行矿柱壁面、节理组与矿柱斜交、节理面平行于顶板;建立了矿柱宽度、矿房顶板跨度及矿体开采深度与矿柱安全系数的关系式,分析得到矿柱宽度对矿柱安全系数的影响作用最大,其次为矿体开采深度,最后为矿房顶板跨度;对目标采场矿柱进行稳定性评价,得到各矿柱的安全系数,圈定出了不稳定矿柱;最后对-616水平顶板极限跨度及矿柱尺寸进行计算得到顶板极限跨度为8.2m,矿柱宽度应大于4.1m。     

某矿地下采空区对边坡稳定性影响的研究

针对含采空区边坡的稳定性问题,考虑不同跨度采空区及不同厚度边坡保安矿柱对边坡稳定性的影响,基于强度折减法的基本原理,利用FLAC~(3D)软件,分别模拟4种情况(包括20种情形)下的边坡稳定性。通过对比不同跨度采空区和不同厚度边坡保安矿柱的边坡应力、塑性区和安全系数变化情况,分析地下采空区对边坡稳定性的影响规律。分析结果表明:在边坡保安矿柱厚度一定时,采空区跨度越大,边坡稳定性越差;在空区跨度一定时,边坡稳定性性受保安矿柱厚度和采空区与边坡潜在滑动面的相对位置共同影响,保安矿柱厚度变化时,采空区与边坡潜在滑动面的相对位置也相应发生变化,从而导致在一定范围内,随着边坡保安矿柱厚度的增大,边坡安全系数出现先减小后增大的现象。     

充填体荷载作用下金属矿山采空区顶板稳定性分析

针对如何提高研究区深部矿体采矿活动安全性的问题,通过理论计算方法和数值模拟计算法对采空区顶板的稳定性进行了分析。结果表明,厚跨比理论、载荷传递交汇线理论和结构力学梁理论求得的采空区顶板安全厚度基本一致,具有较好的线性变化关系,获得采空区顶板安全距离为10.0～18.0 m(采空区跨度为20 m);通过数值模拟极端后,确定了研究区顶板的临界破坏厚度为12.5 m,最终确定了采空区顶板的安全厚度为15 m。此时,采空区的水平方向最大的位移量可达28.2 mm,垂直方向上最大下沉量可达368 mm;采空区开挖后的最小主应力为-1.42 MPa,最大主应力为-6.7 MPa。     

基于能量法的露天开采下采空区顶板安全厚度研究

为了确定露天开采下采空区顶板安全厚度,基于力学理论,分析了露天开采下采空区顶板受力特性,建立其固支梁力学结构模型。根据能量守恒原理,推导了由顶板弯曲应变能、水平荷载做功和垂直均布荷载做功组成的采空区顶板结构总能量方程,获得了采空区顶板势能函数解析式。采用突变理论,建立了采空区顶板系统的尖点突变模型,获得了采空区顶板失稳判别式,推导出采空区顶板安全厚度计算模型。对某露天矿采空区顶板厚度进行了应用案例分析,理论计算出的最终采空区顶板临界厚度为11.34 m,与现场安全预警经验值12 m基本一致。表明所建立的采空区顶板安全厚度计算模型合理可行,可为露天开采下采空区顶板安全厚度设计提供一定的理论依据和工程指导。     

膏体充填条带开采技术

为了解决煤矿采空区全部充填开采成本相对偏高的问题,同时有效地控制煤矿开采地表沉陷和保证承压水上采煤的安全性,提出了煤矿膏体充填的条带开采技术,该技术以煤层顶板(关键层)、受承压水影响的底板极限垮落步距和条带煤柱留设的理论为原则,设计了膏体条带充填的充填宽度和留设宽度,并对影响条带充填体稳定的充填体尺寸、物料的配比、充填体空间的围岩岩性、地质构造和充填体侧向应力等因素进行分析。理论分析证明该技术构成的"煤层底板—充填条带—上覆岩层—主关键层"的结构体系能够有效控制地表下沉和减少底板破坏深度,达到承压水上建(构)筑下安全采煤的需求并最大程度地减少充填开采成本。     

基本顶断裂位置对窄煤柱护巷的影响及应用

针对天煜能源恒昇煤业埋深浅、煤层厚、顶板坚硬地质情况,留设煤柱过宽,则浪费煤炭资源;留设过窄,则采动必定会破坏或损伤煤柱,导致相邻采区采空区和本采区采空区遗煤漏风氧化自燃的问题。在基本顶断裂位置围岩结构力学模型的基础上,分析了基本顶断裂线位置与关键块回转角和煤柱上覆载荷之间的关系,理论计算了煤柱宽度和基本顶断裂位置,研究得到:综放工作面留设窄煤柱时,必须考虑基本顶断裂线的位置,避免巷道于基本顶断裂位置下方掘进;基本顶断裂位置为3~5 m,护巷煤柱宽度最小为4.6~6.3 m,基本顶断裂线位置正处于所留煤柱上方,煤柱此时承受的压力较大,考虑该煤层为易燃煤层,因此需增加煤柱的承载面积,最终确定该矿9205机巷护巷煤柱的合理宽度为8 m,并提出了相应的锚网索支护方案。工业性试验表明,该方法确定的煤柱宽度科学、可靠,采用的支护方案有效减小了巷道变形,增强了窄煤柱稳定性。     

高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以羊场湾煤矿为工程背景,建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出低应力区范围表达式及其影响因素;采用FLAC3D数值模拟软件分析巷道掘进和本工作面回采期间不同煤柱宽度下巷道围岩应力与位移演化特征。研究表明:(1)高强度开采综放工作面因采场尺寸大、推进速度快、断裂步距大,导致内应力场范围亦大于常规工作面。(2)高强度开采综放工作面区段煤柱宽度的确定,应充分考虑多次剧烈采动、基本顶破断、巷道大断面等因素,结合试验工作面地质生产条件确定内应力场范围6.31~7.58 m,合理煤柱宽度为9~14 m。(3)本工作面回采期间,覆岩结构被再次激活,致使围岩变形破坏加剧,煤柱宽度10~14 m时,煤柱具有一定自稳能力并承担较少的顶板载荷,综合考虑各因素确定合理煤柱宽度为10 m。(4)受高强度开采及基本顶破断等因素影响,窄煤柱沿空巷道可能诱发大范围破碎、煤柱帮大变形及顶板不对称下沉等变形破坏,要实现此类巷道围岩稳定性控制应对煤柱帮和顶板重点加固,据此,提出了非对称围岩控制技术,并进行现场应用,巷道控制效果明显。     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

刀柱式采空区下坚硬顶板控制技术研究

针对刀柱式采空区下坚硬稳定顶板初次垮落步距大、顶板突发大面积垮落容易引起安全生产事故的问题,采用理论分析和数值计算的方式分析了工作面初采期间顶板难以垮落的原因,得出顶板自稳性高、工作面倾斜长度小、盖山厚度小、刀柱式采空下不均匀应力等是影响刀柱式采空下工作面初采顶板难以垮落的主要原因。提出采用水力压裂对顶板进行弱化,压裂过程中采用后退式多分段压裂技术,压裂钻孔采用高位孔和低位孔交叉布置方式。现场应用结果表明,工作面初采期间顶板能够及时垮落,取得了良好的效果。     

复合顶板沿空切眼窄煤柱留设与锚杆支护技术

 某矿Ⅱ6119工作面开切眼为沿空掘巷,留设窄煤柱隔离采空区;窄煤柱受相邻工作面采动支承压力作用,煤岩体比较破碎;开切眼直接顶为复合顶板,老顶含有裂隙水。受以上综合因素影响,切眼围岩变形剧烈,顶板极易离层,容易发生冒顶事故。通过对开切眼矿压规律进行观测,在分析切眼围岩破坏原因的基础上,确定了窄煤柱的合理宽度,提出了极易离层复合顶板条件下沿空切眼高强度锚杆支护的设计方法和支护参数,并对其支护效果进行了分析。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。