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采用FLAC3D非线性大变形数值分析软件构建三维有限差分数值模型,模拟安庆铜矿某大直径深孔采场的开采及顶板长锚索加固支护过程,考察了长锚索加固对采场顶板稳定性的影响。研究结果表明:采用长锚索加固后,顶板岩体塑性区范围及顶板沉降位移明显减小,长锚索加固能显著提高采场顶板的稳定性。 相似文献
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针对山西长平煤矿2302工作面掘巷完成后,回采时采动压力剧增,巷道锚杆支护不能满足安全开采要求的问题,从岩体内部构造与岩层压力传递角度分析了巷道变形失稳机理,以巷道顶板和帮部变形失稳特点剖析了巷道变形破坏特征,通过锚杆锚索的岩体改性性质阐明了锚杆锚索作用机理。结合实际地质情况,对2302工作面回采巷道锚网索支护进行优化设计,通过FLAC3D数值模拟软件计算对比分析了巷道支护方案优化前后的顶板垂直位移与岩体塑性破坏区范围,确定了支护方案优化后的支护效果更佳。现场工业性试验与巷道实时垂直位移监测得出优化后的支护方案巷道垂直方向变形量最大82 mm,最小49 mm,巷道支护方案优化效果良好,具有很好的可行性。 相似文献
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为明确不同因素影响下锚注控制效果,解决普通注浆锚杆强度低等问题,开展不同支护方案下围岩控制效果数值对比试验,研发一种组合式高强注浆锚杆并进行力学性能测试及现场应用。结果表明:1)当岩体参数强度等级小于1.0或地应力大于25MPa时,锚网喷支护难以满足围岩稳定性控制要求,锚注支护可以有效控制围岩变形破坏。2)随着注浆加固范围增加,锚注支护各部位最大位移量、塑性区呈降低趋势,注浆范围为4~5 m时,位移、塑性区趋于稳定;随着围岩注浆加固强度等级提高,各部位最大位移、塑性区呈显著降低趋势,应力峰值距离巷道周边整体呈缩短趋势,控制效果显著。围岩注浆加固强度等级为围岩参数的1.6~1.7倍时,位移、塑性区和应力峰值位置趋于稳定。3)组合式高强注浆锚杆承载力平均为264k N,约为常规注浆锚杆的5倍,具有"一次施打、控注协同"的支护效果,现场应用表明位移比原方案降低了81%~83%。 相似文献
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基于付村煤矿工程实践,采用大变形数值模拟对矿区3上402采场刷帮区的支护方案进行了优化设计。结果表明:采用预应力锚杆(索)综合加固方案能有效地抑制顶板变形,增加巷道围岩稳定性,保证工程安全;而在原巷道支护设计基础上,顶部补充锚索加固后再进行巷道刷帮,边帮位移可降低3 cm,锚索加固效果明显;补强支护方案下,刷帮引起的煤岩塑性区范围降小,塑性区在煤层中深度约5 m。根据开采强动压实际情况,将普通锚杆替换为让压锚杆后应用于实际工程,对支护效果进行了验证,监测数据表明补强支护设计合理有效。 相似文献
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针对某深井煤矿采区泵房及变电所过断层巷道出现的顶板剧烈下沉、两帮内挤严重、底板鼓量大的现象,通过现场调研、数值模拟及现场监测,分析了原有支护方案下过断层巷道围岩变形破坏机制,提出采用高强锚杆+注浆锚索联合支护方案。结果表明:深部高地应力、断层局部应力集中及剪切滑移破坏、支护强度不足等是过断层巷道围岩变形破坏的主因;注浆锚索能够有效控制围岩破碎区范围,联合高强锚杆调动深部围岩形成稳定支撑结构。现场位移监测结果表明,优化支护方案后巷道过断层位置处不连续变形得到了较好的控制,整体变形量大幅度降低,改善了围岩应力水平。 相似文献
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为了解决金厂河多金属矿大跨度连续破碎顶板的支护技术难题,开展了矿区岩石力学试验和工程地质调查,获得了大直径深孔采场顶板的岩体质量分级。通过建立矿山典型开采区域的三维数值模型,开展了三种支护方案的数值模拟分析,确定了切顶硐室的“护顶矿壁+点柱”顶部结构布置形式和锚索—锚杆联合支护方案。结合现场应用表明,顶板区域支护后应力值比未支护时降低61.6%,顶板位移量降低了59.4%,大幅度提高了破碎顶板的安全性,保障了矿山安全高效回采,可为类似矿山采场顶板支护方案设计提供指导。 相似文献
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根据工作面地质资料与采动关系,依据悬吊理论与煤矿巷道锚杆支护技术规范对任楼煤矿Ⅱ8224N工作面开切眼进行大断面一次成巷支护设计,确定了顶板与帮部锚杆锚索规格、间排距与预紧力等支护参数。进行数值模拟验证得到塑性区破坏范围、顶底板移进量、顶板锚杆锚索受力等均满足支护设计要求。在现场进行的支护监测表明:两帮累计相对位移量的最大值为54 mm,顶底板的累计相对位移量的最大值为39mm,浅部离层量为3 mm、深部为2 mm,锚索轴力90 kN,均在合理范围内。 相似文献
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针对余吾煤矿S8104工作面回采巷道受超前支承压力影响,围岩破坏严重难以管理等问题,需对支护方案进行优化。采用数值模拟软件对优化方案进行对比分析,并通过现场实测对优化支护方案的支护效果进行评价。结果表明:相同支护条件下,高应力集中对巷道围岩变形破坏影响显著,应力集中系数K值越大,巷道塑性区范围越大,顶板及两帮位移增加亦显著;锚杆间排距800 mm,顶板施加槽钢联合锚索支护可有效控制超前支护段围岩变形量,降低巷道边角应力集中程度。 相似文献
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以青龙沟金矿露天转地下采矿为工程背景,采用测线法对研究区域矿岩进行工程地质调查,获取矿岩结构面信息,并结合室内岩石力学实验,进行岩体质量分级和岩体力学参数估算。采用 Mathews 稳定性图法,分别计算出在未支护情况下,采场顶板、上盘和下盘保持稳定的最大长度分别为 52.5 m、35.84 m 和 12.11 m。综合考虑现场工程地质与施工条件,确定采场的最大可能暴露长度 34 m。应用 FLAC3D 对所确定的采场结构参数进行数值模拟,数值模拟结果表明在采场下盘出现较大范围的塑性破坏,这与稳定图法分析结果相一致。运用经验图表法进行采场锚索支护设计,提出了采场下盘锚索支护结构参数。通过对锚索支护采场进行数值分析结果表明,当在矿体下盘采用锚索支护后,支护后下盘围岩的最大水平位移以及塑性区范围均显著减小,设计的锚索支护参数能够确保下盘稳定。该研究为类似矿山采场结构参数确定及其支护形式选择提供参考。 相似文献
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安徽某铜矿采用大直径垂直深孔阶段矿房法开采,首采采场开采深度为800 m,跨度达到30 m,爆破振动对周边岩体及采场结构产生了极大扰动,加之大爆破过程引发岩体能量的释放和转移,极有可能形成采场主要结构失稳,威胁回采安全。为研究大跨度凿岩硐室在动静组合作用下的稳定性,依据矿山实际情况,利用FLAC3D 5.0数值模拟软件对该矿首采矿段201大跨度凿岩硐室在动静荷载组合作用下的稳定性进行了数值模拟分析,并与现场监测结果进行了对比。研究表明:开采过程中,最大主应力以及塑性区主要集中于条柱上,顶板在失去条柱支撑后位移增加较大,条柱支撑作用明显;开采结束后,条柱全部回采,顶板位移达到最大值,间柱成为主要支撑结构,整个开采过程中凿岩硐室较为稳定,分析结果与监测结果相吻合。建议后续开采之前适当增加凿岩硐室条柱宽度并实施锚网联合支护以提高抗压能力;通过优化爆破参数降低爆破振动对顶板的影响,并对凿岩硐室中间区域的顶板施加长锚索支护;对模拟分析和监测中容易出现破坏的区域进行布点监测,为后续开采中地压灾害防治提供有价值的信息。 相似文献
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弱胶结软岩巷道围岩稳定控制是煤矿安全生产需要解决的一个技术难题。为研究弱胶结软岩巷道围岩的变形破坏特征以及合理的支护技术,以色连二矿12307巷道为研究背景,考虑采空区积水下渗对弱胶结软岩强度的影响,采用FLAC3D对“锚杆索网”以及“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”两种支护方案下弱胶结软岩巷道的应力、变形、塑性区等分布特征进行了数值模拟分析。研究结果表明,常规“锚杆索网”联合支护下富水弱胶结软岩巷道很难维持自身的稳定,其围岩变形量以及破坏范围将随着巷道的向前开挖而持续增长,最终在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为630、410、155 mm,而塑性区深度则可达5.9、4.0、6.0 m。而“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护下,富水弱胶结软岩巷道则在巷道开挖后会迅速保持稳定,并且其在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为37.0、31.2、9.8 mm,塑性区深度仅为2.0、1.5、1.1 m。应用表明,采用“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护能够有效控制富水弱胶结砂质泥岩的泥化现象,有利于巷道的掘进与使用安全。 相似文献
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采场结构参数是地下矿山开采中影响开采安全和回采效率的重要因素,合理选择采场的结构参数是矿山亟需解决的技术难题。以某铝土矿采场结构参数优化为研究对象,综合分析了某铝土矿矿体的赋存条件,采用FLAC3D三维数值模拟软件,构建了直接顶板为土状岩体的铝土矿分条回采模型。为确定较为合理的采场结构参数,分别选取7、9、11 m三种采场开挖方案,分析了不同结构参数下的围岩变形、应力分布和塑性区分布特征。对比各方案应力、位移、塑性区之间的变化。结果表明,7 m跨度下采场整体处于稳定状态;当跨度增加到9 m,采场顶板出现一定的塑性区;当跨度继续增加到11 m,采场顶板的塑性区范围和位移量进一步增大,采场中间存在沿条带方向出现垮冒的风险。因此,为了保证采场稳定性与安全,建议采场跨度选择9 m。研究结果为类似铝土矿矿山采场结构参数的确定具有借鉴意义。 相似文献
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