浅埋坚硬覆岩下开采地表塌陷机理研究

对浅埋坚硬覆岩下开采地表塌陷机理进行了数值模拟.结果表明，采场上方存在高应力束组成的“复合应力拱”，“外应力拱”承担覆岩及地表土的自重并将其传递至采场两侧实体煤内，“内应力拱”主要承担悬空顶板的重量并传递至煤柱.“复合应力拱”形态随时间推移而不断演化，“内应力拱”不断合并抬升直至与“外应力拱”重合，最终拱肩处岩体受拉压复合应力作用而首先开裂，从而破坏了“复合应力拱”成拱机制而导致采场上方覆岩断裂、地表塌陷.     

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.     

特厚煤层边界条件转化期间矿压研究与控制技术

以水帘洞煤矿沿空巷道为工程背景,采用FLAC3D软件模拟,得到一面采空到两面采空及其转换过程中小煤柱和沿空巷道围岩应力分布特征,通过理论分析建立特厚煤层沿空巷道覆岩结构模型,对小煤柱和沿空巷道进行稳定性分析。对试验巷道回采期间支护方案进行设计和加固,并采用多种手段跟踪监测。结果表明,巷道支护设计有效,围岩应力、变形和顶板离层等控制效果良好。     

“充填体-煤柱”复合结构势能突变破坏机理北大核心

为研究巷式充填开采“充填体-煤柱”复合结构稳定性,分析了复合结构承载特征,建立了复合结构充填体承载部分与煤柱承载部分势能函数表达式;运用突变理论,分析了势能发生燕尾型突变的临界条件,给出了以塑性区宽度为主要指标的复合结构破坏失稳判别公式,研究了采场巷道宽度、煤层埋深以及开采阶段数等开采参数对复合结构稳定性的影响;采用数值计算的方法,结合王台铺煤矿工程案例,分析了复合结构垂直应力分布特征、塑性区宽度等承载参数,验证了复合结构破坏失稳判别公式的准确性。     

采空区处理对上部采场边坡稳定性影响的研究

目前边坡稳定性研究较多,也取得了很多成果,但针对地下开采转露天开采的边坡稳定性影响、边坡安全控制关键因素研究甚少。针对采场底部空区采用废石充填、上部空区采用崩落隔离矿柱的空区处理工艺,分析采空区进行崩落隔离矿柱对边坡坡脚应力释放、采场边坡脚距空区水平距离影响。根据边坡应力、应变和塑性区发展趋势得出:随着采场边坡脚距空区水平距离的加大,空区底部剪应力呈线性减小趋势;采空区处理时坡脚距采空区水平距离为影响上部采场边坡稳定性的关键因素。结果为地下转露天开采的边坡加固提供了依据。     

金属矿山阶段嗣后充填采场空区破坏机理

依据和睦山铁矿现场实测资料,证明金属矿山阶段嗣后采场围岩破坏具有明显的间歇性和突发性;对其破坏机理进行了数值模拟分析。结果表明：采场顶部围岩产生卸压圈,受拉伸作用,卸压圈内岩体自重应力通过应力拱传递到矿柱上,导致矿柱应力集中出现剪切滑移破坏;其变形破坏程度受顶板、矿柱围岩稳定性以及二次开采扰动的影响。基于普氏拱理论,以矿柱为研究对象,建立了阶段嗣后采场失稳演化模型,得到了矿柱破坏方式和采场失稳演化过程：矿柱稳定阶段、矿柱大形变阶段、部分矿柱失效以及矿柱整体失效。     

迎采动面沿空掘巷围岩应力分布规律及控制技术研究

以高平七一煤业9104工作面运输巷迎采动面沿空掘巷为工程背景,采用数值模拟、现场实践等方法对迎采动面沿空掘巷围岩应力分布特征及围岩控制技术进行了分析与研究。研究结果表明,采用8 m宽煤柱并辅以“锚网索+单体液压支柱+π型梁”联合支护措施,能够保证巷道的稳定性,取得了良好的经济效益。     

大采高沿空巷道围岩稳定性数值模拟

为研究影响大采高工作面沿空巷道围岩稳定性的主导因素,以羊场湾矿130205沿空巷道为工程背景,运用FLAC3D数值模拟软件,探究煤柱宽度、工作面采高及采动剧烈程度对沿空巷道围岩稳定性的影响规律。研究表明:煤柱宽度、采动剧烈程度对围岩稳定性影响较显著,采高的影响程度相对较小,且沿空巷道围岩应力和变形分布呈明显不对称性,并随煤柱宽度的减小、采动强度的递增愈加显著。     

大倾角煤层长壁开采围岩宏观应力拱壳分析

基于大倾角煤层开采物理相似材料模拟、数值模拟结果,分析了围岩宏观应力拱壳的力学特征,认为应力拱壳是开采扰动破坏原岩应力平衡后,围岩在自组织作用下形成的起主要承载作用的高应力形态,是在某一强度准则下强度包络线的空间展布形态,具有几何形态非对称性和应力分布非均匀性。据此,建立了应力拱壳分析模型和坐标系统,推导出宏观应力拱壳的形态方程,给出应力拱壳的稳定性判别准则,其失稳关键部位失稳主要有壳顶拉伸破坏失稳、壳肩压剪破坏失稳、壳基复合失稳3种形式,根据应力拱壳关键部位失稳过程可将应力拱壳的失稳分为“壳基-壳顶(壳肩)”失稳模式和“壳顶(壳肩)-壳基”失稳模式。     

厚松散层薄基岩综放开采覆岩破断机理研究

采用数值模拟、理论分析、现场实测等方法对厚松散层超薄基岩厚煤层综放开采覆岩的破断机理以及对采动裂隙发育的影响进行了深入研究。研究结果表明：超薄基岩在风化作用下,力学性质大幅度降低,煤层顶板中无基本顶关键层,工作面推进过程中形成动态平衡的应力拱,拱脚分别位于采空区稳定矸石上和工作面前方煤壁内,在应力拱的作用下,工作面矿压显现不明显;应力拱阻止了采动裂隙的发育,应力拱最终发育高度决定了采动裂隙的发育高度,采动裂隙在风化基岩中发育速度快,也极易闭合,虽然采厚较大,但最终有效导水裂隙带发育不高。研究结果合理解释了厚松散层超薄基岩综放开采静压大、动压小,动载系数小、采动裂隙发育不充分等现象,实现了超薄基岩下厚煤层综放开采安全高效生产。     

厚复合层顶板沿空掘巷支护研究

以铜川矿区复合项板条件为例,基于沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理,结合覆岩破断的弧形三角块模型,根据理论分析初步确定了沿空掘巷小煤柱留宽方案;进而采用锚杆组合梁加固理论与锚索悬吊补强理论进行支护断面的初步设计。采用FLAC3D模拟软件对各方案分别进行了掘巷阶段与采动影响阶段的支护效果考察,最终确定小煤柱留宽5m,巷道支护采用左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆,排距800mm。沿空掘巷与采动影响阶段的支护效果表明,采用该支护方案巷道围岩应力分布合理,锚杆支护系统适应性良好。     

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。     

上向分层充填法地下采矿模型试验与分析

依托于云南磷化集团晋宁磷矿6~#坑深部缓倾斜中厚磷矿充填法地下采矿工程,对充填法模型试验的试验方案、相似材料配比、试验台架、开挖模拟技术、试验量测方案与技术等进行了探索研究,并通过室内平面应变相似模拟模型试验和数值模拟等对缓倾斜中厚磷矿层上向分层充填法地下开采过程中地下采场围岩的应力和变形活动规律、松动范围等进行了分析研究。研究结果表明:模型试验围岩破坏主要发生在顶板中部,破坏模式为块体塌落,且围岩竖向应力的变化呈现拱形,并且以采空区为中心向外扩展,位移最大的位置在顶板中部,朝向采空区,应注意靠近开挖侧的围岩位移的变化。     

极近距离厚煤层交错采场覆岩破坏数值模拟

为了研究极近距离厚煤层交错采场覆岩破坏的规律,采用压力拱理论对采场开采过程中的覆岩破坏结构的演化进行了分析,通过FLAC3D建立开采模型,得出下部工作面距上部采空区较远时,其覆岩破坏结构具有相对的独立性,当推进一定距离时,应力集中系数1.8左右,垮度和拱高趋于稳定;当下部工作面接近上部采空区时,上下距离在40 m左右范围内,集中系数为3.3左右,随距离减小,集中系数继续加大,易导致两结构拱贯通;当下部工作面位于上部采空区下时,处于卸压状态,应力集中系数较小,即将穿过采空区时,应力集中系数为2.3,主要是因为两采场开采空间的叠合。     

基于Faro-3DMine及Midas-FLAC3D耦合技术的实测采空区群稳定性分析

采用数值模拟法进行实测采空区群稳定性分析存在建模效率低、数值模拟精度差的问题。介绍了一种高效的实测复杂三维采空区群稳定性分析技术,以北辛庄矿区为例,采用Faro激光扫描仪探测采空区群,经3DMine处理生成矿山三维采空区群模型和多组剖面线,再导入Midas中建模,最后在FLAC~(3D)中进行采空区群稳定性数值模拟。结果表明:基于Faro-3DMine及Midas-FLAC~(3D)耦合技术能高效的对复杂采空区群进行精细化建模,准确模拟分析采空区群的稳定性,为采空区群治理提供了理论依据。     

错层位关键层稳定性研究

通过理论分析和FLAC3D数值模拟对错层位首采和接续工作面上覆岩层的运动规律进行了研究分析。借鉴已成熟的关键层理论公式,在计算中将上覆岩层简化为薄板模型并结合梁的力学特性,得出了工作面上方关键层的极限跨距。首采工作面开采后上覆岩层垮落形态为拱形,错层位接续工作面进风巷布置在上一工作面采空区下方,处于应力降低区,在开采接续工作面时,首采和接续工作面的顶板连成一个整体,上覆岩层垮落后最终形成一个大的拱形,两工作面关键层呈单一超长工作面关键层特点,错层位开采完之后地表下沉是缓慢均匀的。     

采空区顶板破坏机理研究及安全厚度确定

采空区是造成我国矿山灾害事故的重要原因,其顶板安全厚度的确定是一直未能得到很好解决的难题。首先基于薄板理论提出采空区顶板厚度计算新方法,揭示空区顶板安全厚度与顶板几何尺寸及矿石力学特性指标的关系。在得到理论解的基础上,从力学角度分析顶板破坏原因和过程,采用ABAQUS有限元分析软件建立采空区顶板的数值力学分析模型并进行模拟,分析采空区顶板破坏过程和各因素的影响规律。通过数值模拟对采空区顶板进行应力、应变及顶板位移的塑性分析,得到不同顶板厚度、不同采空区跨度等对应力场、位移场的影响规律和采空区顶板安全厚度与采空区跨度的回归曲线及方程。最后通过理论解与数值模拟的比较确定齐大山某空区的顶板安全厚度。     

某地下矿山顶板诱导崩落最佳爆破延时时间取值研究

采空区顶板诱导崩落爆破延时时间的合理选取可以有效提高诱导崩落效果。为了确定采空区毫秒延时爆破的最优延时时间，在分析了诱导崩落的技术原理之后，以延时时间为切入点，结合某地下矿山实际 情况，建立了诱导崩落爆破数值模型，运用LS-DYNA有限元分析软件模拟了延时时间分别为20、35、50 ms下的爆炸过程，得到爆炸过程的应力云图以及各观测点有效应力随时间的变化曲线。模拟结果显示：顶板中心 部分的最小有效应力最大值受爆破延时时间影响，其中顶板两端最大有效应力最低时对应的延时时间均为35 ms。当以最大有效应力值与矿岩抗压强度的接近程度为评判依据时，分析得出预裂爆破与崩顶爆破之间的爆 破延时时间取20 ms时诱导效果最好。通过对比分析各观测点的有效应力变化情况并结合上述分析，确定延时时间为20 ms时诱导崩落效果最优。研究结果可为采用诱导冒落法开采的矿山爆破参数优化提供参考。     

基于DIMINE-MIDAS/GTS的采空区稳定性分析

随着矿山的开采,形成大量的采空区,采空区的存在严重威胁井下作业人员安全,并影响企业的长期发展。为了保障安全生产,采用室内试验、数值模拟等技术手段针对南川河石灰岩矿井的地下采空区进行了稳定性分析。在室内岩石力学试验基础上,根据Hoek-Brown准则及其强度参数的估计法,对该矿的岩石力学参数进行折算,利用大型三维矿山软件DIMINE建立有限元三维数值模型,结合有限元数值分析软件MIDAS/GTS进行矿山开采及采空区稳定性有限元数值模拟分析。得出结论:老采空区顶板出现拉应力破坏,局部最大拉应力为2.27MPa,易发生冒顶片帮事故;13号矿柱产生主应力集中,处于压应力破坏;采空区周边矿柱仅有少量单元发生塑性破坏,塑性区主要存在于采空区顶板;地表位移沉降较小,矿山采空区基本处于稳定状态。     

基于三维数值分析的大桥磷矿采空区稳定性研究

为了得到大桥磷矿采空区与矿山稳定性,采用MIDAS-GTS/NX有限元数值模拟软件,建立了采空区—矿柱—矿山三维力学分析模型,采用非线性静力分析方法对大桥磷矿采空区开展了数值模拟研究。研究结果表明:矿柱剪应力大小与矿柱横截面的大小没有直接的关系,矿柱剪应力的大小与上覆岩层厚度有直接联系。采空区埋深对采空区矿柱的剪应力与矿柱轴向应力均有很大的影响,上部岩体的重力较小,矿柱产生的剪应力与轴向应力较小。矿山没有产生大面积的塑性区分布,矿山稳定性良好。研究结果可以为相似矿山提供参考。