动静组合作用下大跨度凿岩硐室稳定性分析

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。     

爆破动力荷载作用下大直径深孔采场凿岩硐室稳定性研究

条形矿柱对于大跨度VCR法采场凿岩硐室的稳定性具有重要作用。为探究爆破动力荷载作用对矿柱稳定性的影响,基于沙溪铜矿爆破振动测试,运用FLAC3D动力计算对沙溪铜矿VCR采场上部硐室在条形矿柱宽度为5 m的情况下进行动力学模拟,爆破振动作用下凿岩硐室条形矿柱和顶板的位移、应力和塑性区结果表明,大规模爆破振动下5 m条形矿柱的凿岩硐室稳定性较好,为确保长时间安全作业,建议加强凿岩硐室条形矿柱两端和硐室顶板的支护工作。     

罗河铁矿凿岩硐室条柱开采扰动效应研究

针对罗河铁矿20联巷以北高阶段采场的凿岩硐室预留条柱大面积破坏现象,采用计算机数值模拟技术,分析了硐室支撑条柱的采场稳定性。结果表明:矿体拉应力主要位于采空区顶板处,压应力主要集中于中间条柱和两帮矿体处。左右硐室开采扰动后岩体的最大主应力值随着y轴的延伸而逐渐变化,后续的开采活动产生了明显应力扰动。     

大跨度破碎顶板支护方案数值模拟分析及工程应用

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。     

基于霍克-布朗破坏准则的采场空区稳定性分析

使用FLAC3D有限差分软件对安庆铜矿5#柱采场空区进行稳定性分析.结果与回采爆破临近结束时实际发生的矿岩变形破坏状况较为吻合.岩体变形破坏主要集中在空区上部对应的凿岩硐室顶板及大理岩薄板处.分析结果对制定合理有效的支护措施、保证空区稳定提供了参考.     

罗河铁矿凿岩硐室条柱破坏原因分析

罗河铁矿采用垂直深孔阶段空场嗣后充填法进行采矿,开采过程中经常出现凿岩硐室之间预留条形矿柱发生破坏的现象.为了找出条柱破坏原因,针对现场情况,对-455 m水平凿岩硐室条柱爆破影响效应进行动力数值模拟研究,分析凿岩硐室条柱在动载荷条件下的次生应力、变形、位移、破坏接近区和塑性区等特性.研究表明,条柱大面积片帮破坏主要是...     

大直径深孔开采关键技术优化研究

为探索低品位厚大矿体大直径深孔开采最优方案,全面改善大直径深孔开采的技术经济指标。以乌兰矿低品位厚大矿体开采为研究对象,优化研究大直径深孔开采凿岩硐室布置方式、炮孔布置孔网参数、底部结构大直径深孔一次爆破成型工艺,开展采矿方法现场工业试验,验证优化方案的可行性并获取相关的技术经济指标。研究结果表明：凿岩硐室点柱宜采用中央条柱布置方式,条柱宽度为2 m,采场炮孔可全部设计施工为垂直孔。沿采场宽度方向布置6排炮孔,炮孔排间距宜调整为3 m,采场炮孔设计总量明显减少;大直径深孔自凿岩硐室底板施工至堑沟底部结构,通过大孔爆破崩矿一次形成堑沟底部结构,大幅降低采场采准周期。低品位厚大矿体大直径深孔开采关键技术优化,可改善低品位矿体大直径深孔开采技术经济指标,为同类矿体的高效开采技术提供借鉴。     

七角井矿柱回收方案及对相邻矾矿体的安全影响分析

针对七角井铁矿的生产实际,为了安全高效回采2 280 m中段以上矿柱,同时确保位于铁矿体上盘的钒矿体安全开采,提出间隔间柱抽采和硐室深孔爆破法、间柱全采与间隔间柱控制爆破堆坝法回收矿柱,并对2个矿柱回收方案进行了模拟仿真。模拟结果显示:采取间隔间柱抽采和硐室与深孔爆破法回收矿柱并处理采空区能够有效控制上盘围岩过度岩移,保证了钒矿体的开采安全,但应注意回收间柱及两侧顶柱后,需立即采用硐室深孔爆破处理采空区,然后再继续类似间隔后退回采,否则会引起矿柱和上盘失稳。间柱全采与间隔间柱控制爆破堆坝法回收矿柱无法保证上盘围岩的稳定,可能会引起上盘围岩垮塌,影响钒矿体的安全回采。应采用微差爆破技术同时爆破顶、间柱,避免发生顶板跨度过大导致冒落。     

深部回采切顶层结构参数优化研究

本文以大红山铜矿深部高阶段空场嗣后充填采场顶部切顶凿岩硐室稳定性为研究对象,采用矿柱面积载荷理论初步确定了硐室、条柱的合理结构尺寸,并利用FLAC^3D对设计的结构参数进行稳定性分析。研究结果表明：切顶凿岩硐室宽度3.5m条件下,条柱的宽度应设计为4.5m;同时切割槽、切顶联道的布置方式对凿岩硐室稳定性影响较大,建议将切割槽布置在矿房长度方向的端部,将切顶联道布置在矿房宽度方向的端部。按研究成果设计的大红山铜矿深部采场切顶凿岩硐室在服务矿房回采过程中,可满足安全作业的要求。     

紫金山深部铜矿采场结构参数研究

以紫金山深部铜矿采场为背景,运用多种理论对采场及凿岩硐室的主要结构参数进行计算。借助ANSYS软件进行仿真分析,验证了理论计算所得参数的合理性,模拟结果表明,采用"隔三采一"的回采方式,同时凿岩硐室采取直接布置方式,能够最大程度保证凿岩及回采过程的安全开展。     

亭南煤矿液态CO2致裂巷道卸压技术的应用研究

为了消除冲击地压给亭南煤矿带来的安全隐患，采用液态CO₂致裂技术对危险区域的煤体进行预裂爆破。通过数值模拟研究控制孔对钻孔爆破的影响及亭南煤矿爆破孔的合理间距，并采用钻屑法对爆破后的效果进行分析。研究结果表明：控制孔的存在对煤预裂爆破效果是有利的，施工控制孔之后进行煤层液态CO₂爆破的裂隙区影响范围明显大于无控制孔时的爆破的裂隙区影响范围；爆破孔的合理间距为7 m；爆破后钻屑量的测定结果均小于钻屑量的临界值，爆破后消除了煤体冲击地压的安全隐患，可以正常开采。     

复杂地形下缓倾斜磷矿床条带充填分区协同开采技术

如何实现复杂地形下缓倾斜矿体安全高效开采是目前亟待解决的关键问题。以宜昌某磷矿为工程背景，根据地应力不均匀分布特征构建分区采场结构，基于“协同开采”理念，提出了与其相适应的条带充 填分区协同开采技术，实现了同一盘区回采与充填协同作业。运用物理相似模拟试验方法，研究了分区协同回采过程中顶板及围岩矿柱的受力变形特征及其变化规律，探讨了分区充填过程中采场矿柱的承载机制。结 果表明：采区之间相互干扰程度较弱，围岩应力转移程度受埋深和开采步骤的影响较大；随着开采与充填的协同进行，不同采区条带上方顶板受拉与受压交错性分布；分区协同回采过程中，围岩及充填体矿柱并未发 生明显破坏，其中一步骤充填体和围岩矿柱是采场内的主要承载体，二步骤充填体的承载作用相对较弱；盘区矿柱之间及隔离间柱发生了非对称性变形。为了进一步降低充填成本，在原有协同充填模式的基础上适当 降低二步骤充填体的力学强度，并通过数值模拟方法验证了优化后采场充填模式的可行性。条带充填分区协同开采技术有助于实现复杂地形下缓倾斜矿床安全、高效、经济开采。     

预控顶下向中深孔逐孔起爆采矿工艺

对于矿岩条件不稳固,局部矿石条件较为破碎的地下矿山,为保证顶板安全,多采用小进路分层充填采矿法进行采矿,高度、宽度一般控制在4 m左右;但这种采矿方法矿房断面尺寸小,凿岩爆破效率低,严重制约着矿山产能。为探索更加安全高效的采矿方式,在首先保证顶板围岩安全的前提下,通过不断探索尝试,借鉴露天矿山下向采矿爆破模式和高精度逐孔起爆技术,在井下矿山采用预控顶下向中深孔逐孔起爆工艺,并获得成功。这种作业方式由于在爆破前预先对采场顶板及两帮进行大范围支护,保证了后续作业工序人员安全;矿房尺寸断面增大后,矿房爆破效率大幅提升,单体矿房产能显著提高;同时下向中深孔凿岩使凿岩效率提高,人员劳动强度降低,作业环境得到明显改善。     

高应力坚硬顶板切顶沿空留巷矿压规律研究

为了解决矿井采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等问题，以某矿21100工作面运输巷为工程背景，提出采用切顶沿空留巷技术。理论分析了沿空留巷围岩结构运动特征，对切顶沿空留巷围岩变形情况进行数值模拟分析，提出沿空留巷围岩治理措施，并在现场进行了工程应用。研究结果表明:工作面基本顶“O-X”破断、采场周期来压引起留巷巷道上方基本顶岩层失去稳定性；提出以“切、补、护、支”为主的留巷围岩控制方法；留巷段两帮移近量最大为80 mm，顶板下沉量最大为138 mm，锚索最大应力237 kN，顶板全长累计离层量32 mm。研究可为类似地质条件下的切顶沿空留巷提供参考。     

采场顶板锚索锚杆联合支护加固效果模拟分析

工程岩体质量等级为III级和IV级的采场顶板,因其岩体破坏特点和破坏程度不同,需采取不同强度的支护方案。针对不同岩体质量等级采场顶板初选的锚索锚杆联合支护技术参数,建立数值分析模型并选取若干关键位置监测点,对模拟开采过程中的变形量、应力值、塑性区范围等进行实时监测,以反应采场顶板锚索锚杆联合支护技术方案的加固效果。通过数值模拟计算对采场顶板支护前后相关监测参数对比分析,结果表明：采场顶板区域支护后拉应力值比未支护时降低约35%,支护作业最大可降低顶板位移量48.3%,支护后顶板塑性区范围明显减少。锚索锚杆联合支护可大幅提高采场顶板的安全性,较好控制顶板应力值和位移量,保障采场内作业安全。研究结果可为类似矿山采场顶板支护方案选择和加固效果评价提供指导。     

某矿似层状顶板支护技术研究

为了确定某矿似层状顶板的支护方式，首先通过了解该矿顶板围岩的工程地质、围岩的基本特征，分析该矿似层状顶板的冒落机理，得出了似层状顶板的一般破坏模式。再将该矿的矿岩稳定性与工程实际相结合，计算合理的采场结构参数，并利用控制爆破技术，最大限度保护似层状顶板的完整性。最后通过几种不同支护方式的分析比较，结合似层状顶板在工程中的特征，确定了该矿似层状顶板的支护方式为长锚索支护。长锚索支护方式可以改变似层状顶板支护安全性结构，提高该类型顶板支护结构的整体性和承载能力。目前，这种支护方法已经在该矿逐步推广应用，同时针对目前顶板管理的现状，总结了矿山顶板管理存在的问题，制定了合理有效的顶板管理制度，提高了采矿作业的安全性。     

青龙沟金矿露天转地下采场稳定性分析及控制

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。     

金属矿山嗣后充填采场顶板合理跨度参数研究及建议

根据河北某铁矿现有的开采技术条件,对该铁矿嗣后充填采场的结构参数进行了研究,采用材料力学“简支梁”理论计算及Flac数值模拟相结合的手段分析了采场顶板的安全合理跨度。理论计算合理跨度为18 m左右,数值模拟分析采用3种模拟方案,采用“隔一采一”的开采顺序,由此模拟分析了不同尺寸采场跨度条件下矿岩的应力分布、塑性分布及位移变化情况。结果表明,随着矿房跨度的增加,矿房顶、底板围岩的应力由受压状态逐渐转向受拉状态,尤其是当跨度达到20 m时,矿柱的塑性分布范围增加十分明显,矿柱剪切破坏的程度加大,增加了矿柱失稳的可能,所以采取矿房、矿柱宽度为18 m时是比较合理的,这和理论计算的结果是相符的,同时建议在回采过程中,要加强对矿柱及充填体进行应力应变监测,确保矿体的安全高效回采。