宁都硫铁矿矿柱稳定性分析及回采顺序优化

针对宁都硫铁矿缓倾斜难采矿体,采用正交极差理论对矿柱稳定性影响因素敏感度进行了排序,并在此基础上对采场回采顺序进行了数值模拟优化。首先通过面积荷载理论建立了矿柱稳定性评判模型,借助正交试验法设计不同的评判指标组合,并计算出不同组合的模型安全系数;然后利用极差理论分析得到各评判指标的敏感度及敏感度较大的指标与安全系数的关系曲线。在基础上,采用FLAC模拟不同回采顺序的矿体开采,分析模拟结果中应力、位移及塑性区大小变化,得出最优回采顺序。分析结果表明,矿柱稳定性影响因素敏感度由大到小分别为矿柱宽、埋深、矿房跨度、岩柱高、单轴抗压强度、上覆岩层容重,安全系数为1.5时,矿房跨度不得大于17 m,矿柱宽不得小于6 m,且中间向两翼开采顺序最优。     

将矿块分成两个分段用下向分层充填法开采急倾斜矿体的地压控制经验

普里阿尔贡斯克矿山化工公司各矿都在采用将矿块分成2～3个同时开采的分段和下向水平分层充填法连续回采方案开采急倾斜矿体。众所周知,这种开采顺序与矿山冲击地压规程规定的有冲击地压危险矿床的全面无矿柱安全开采法概念相抵触。解决这种矛盾的唯一方法,是在这种连续回采工艺中推行逐渐削减矿柱应力极限增长阶段有效控制地质力学状态的方法。在安泰(AHTreй)矿床500m深处采取逐渐减小矿柱冲击地压危险的预防措施完成了双分段连续回采急倾斜矿体的试验。 6a矿体为厚0.5～20m亚子午线走向的急倾斜矿体岩系。由于该矿床的成因特点,脉状、网状矿体都赋存于160、161、13号急倾     

矿柱稳定性影响因素分析及合理尺寸设计

在回采埋藏较浅的矿床时,往往需要留设永久矿柱来保证地表构筑物的稳定性,在保证矿柱安全的前提下,科学合理地设计矿柱宽度至关重要。本文以某铁矿为研究背景,运用Hoek-Brown强度准则与矿柱面积承载理论推导出了采用充填法的矿山的矿柱安全系数表达式,设计了正交方差试验来分析影响矿柱稳定性因素的敏感性,并研究了矿柱安全系数与各主要影响因素间的定量关系,结果表明:对矿柱稳定性影响最显著的因素为开采深度、充填体水平应力、矿房宽度、矿柱宽度,矿柱安全系数分别与之呈指数递减、指数递增、多项式递减与多项式递增的关系。根据该铁矿开采技术条件,计算出矿房宽度40m时,矿柱合理宽度为9m,并用数值模拟验证了其开采合理性。     

开采互层矿体保证矿柱稳定性问题

文中分析了热兹卡兹甘矿应用房柱法开采缓倾斜和倾斜互层矿体中矿柱与间层的应力状态和失稳的各种形式及其影响因素，提出了保证矿柱稳定性的工程计算方法和保持矿柱同轴性的原则。     

露天矿附近地面工程下部保安矿柱的确定

急倾斜厚矿体和中厚矿体一般是先用露天法开采而后改用地下法开采。地下开采时的矿井设施多数布置在露天边帮附近,在其下部留有保安矿柱,这些矿柱是根据被保护工程的种类按滑动角或断裂角形成的。但是,在矿床开采过种中保护工程的下部经常被采空,这是因为用传统方法(垂直剖面法或直线法)形成矿柱时,没有考虑岩石滑动机理的特点,即岩体的变形是以沿任何滑动面位移的形式产生的(见图)。     

“三下”开采井筒保安矿柱优化及地表变形模拟分析

为解决河北某矿山"三下"开采中保安矿柱压矿严重和地表变形的实际问题,运用FLAC~(3D)数值模拟及辅助建模、图形处理软件,模拟了不同保安矿柱厚度下井筒围岩的应力应变及地表的位移变形程度,研究结果发现:相比应力应变及位移,以塑性区大小作为井筒失稳判定标准的敏感性更高;当采用充填法开采急倾斜中厚矿体时,井下关键工程必须布置在矿体30m以外甚至更远,且当此类中小型矿床埋深大于500m时,充填开采对地表影响较小。     

伊里奇矿採用充填採空区的採矿方法

伊里奇矿位于克里沃罗格城的最边部,保安矿柱估矿床总储量的65%,这些储量沿各个水平的分布是不均等的,随矿山开采深度的增大而增加,但矿石的开采储量降低(在瓦梁夫柯北部矿井和瓦梁夫柯箕斗井特别明显)。在瓦梁夫柯北部井田有四个保安矿柱,富铁矿石在213米水平以上的总储量约1850万吨。这个矿井的矿体厚度从1—2到10—12米,倾角0—60°。矿床的多数地段特别是矿体的北部是缓倾斜和倾斜矿床。矿体主要是假象赤铁矿,矿石中等层理,普氏硬度系数为6～8。上盘岩     

急倾斜矿体开采的地压控制经验

普里额尔古纳化工矿山公司各矿都在采用将矿块分成2～3个同时开采的分段和下向水平分层充填法连续回采方案开采急倾斜矿体。众所周知,这种开采顺序与矿山冲击地压规程规定的有冲击地压危险矿床的全面无矿柱安全开采法概念相抵触。解决这种矛盾的唯一方法,是在这种连续回采工艺中推行小矿柱应力极限增长阶段有效控制地质力学状态的方法。在安泰矿床500m深部采取预防逐渐减     

倾斜矿体的大矿房法开采

哥罗布拉戈达特矿务局北矿和瓦卢耶夫斯卡亚矿开采的倾斜矿体属层状矿体,倾角28°～30°,厚度10～20米。矿山采用的主要采矿方法是空场矿房法。此法经底板漏斗放矿,留有阶段支撑矿柱和房间矿柱,这些矿柱随后向空场崩落。这样,有将近一半的矿量待用低效的第二步骤开采,即矿柱回采。为了降低矿体开采中的损失贫化,探讨了扩     

基于应变能平衡的条带矿柱破裂宽度及其影响因素

条带法回采矿床时,矿柱破裂区宽度是采场稳定性设计的主要依据之一。引入弹性应变能平衡原理,视条带矿层中储存的应变能由体变弹性能、形变弹性能及顶板弯曲弹性能组成,根据开采前后弹性能平衡关系导出矿柱破裂区宽度的计算模型。运用矿柱破裂区宽度计算模型对上横山矿床矿体中的2个矿柱破裂区宽度进行计算,计算结果和相似模拟试验对比分析,得到矿柱破裂区宽度的计算结果分别为10.06 m和12.42 m,与相似模拟试验结果吻合较好。分析了矿柱破裂区宽度计算模型中各参数对矿柱破裂区的影响,矿柱破裂区宽度与矿层高度、矿体埋深及上覆岩层容重成正相关,与矿体抗压强度、泊松比成反相关;增加开采条带宽度,矿柱破裂区宽度先增大后减小。研究结果可为水平及缓倾斜条带矿柱稳定性设计提供一定的理论指导。     

综采工作面基本顶厚跨比对其初次断裂失稳影响规律

综采工作面基本顶初次断裂失稳机理对工作面支架选型及采场围岩稳定性控制至关重要。通过建立顶板力学模型分析得出:综采工作面基本顶初次断裂前,基本顶厚跨比从初始状态减小趋近极限状态时,其内部最大主应力σ1与最大剪应力τmax均逐渐增加;当厚跨比接近02时,σ1与τmax均出现陡增,但σ1增加速率大于τmax,易在基本顶两端顶部发生断裂,且基本顶初次断裂时极限厚跨比n1一般大于02。在不发生滑落失稳条件下,基本顶极限厚跨比n1随回转角θ的增大近似呈线性增加;证明了基本顶铰接结构回转初期(θ为0°～3°)易发生滑落失稳。在仅考虑厚跨比影响的条件下,基本顶铰接结构发生回转失稳的临界条件为极限厚跨比n1=0624。然而,当n1<0624时,回转极限平衡角大于岩块回转平衡角所允许的最小值时,亦会造成铰接结构回转失稳。同时,在考虑支架弹性变形的基础上,建立了基本顶铰接结构滑落失稳对工作面支架动载系数计算方法,当直接顶与基本顶离层量Δh为0时,动载系数Fsd取最小值;Δh不为0时,Fsd随Δh增加而增大,但随直接顶与支架刚度之比、直接顶自重与基本顶传递载荷之比增加而减少。最后,通过对不同综采工作面初次来压时支架工作阻力与动载系数进行计算,验证了理论分析的有效性。     

利用随机森林回归模型计算主要影响角正切

主要影响角正切（tanβ）是开采沉陷预计的一个重要参数,对于准确界定下沉盆地边界具有重要作用。为快速精确地计算tanβ,进而有效提高开采沉陷预计精度,首先讨论了影响tanβ大小的地质采矿因素,确定了5个基本变量,即开采厚度、煤层倾角、开采深度、工作面斜长、岩性影响系数;然后详细分析了随机森林算法（Random forest,RF）的基本原理及基本实现流程;最后构建了一种计算tanβ的随机森林回归模型,用于训练和测试该回归模型的样本数据来源于国内部分主要矿区建立的典型地表位移观测站的实测资料。对训练后的回归模型采用测试样本进行检验分析,结果表明：①利用该模型计算的tanβ与实测值的最小相对误差为0.381%,最大相对误差为2.563%。②该模型具有较强的泛化能力,在计算tanβ时不仅速度快,而且具有较高的精度,对于高精度计算tanβ有一定的参考价值。     

爆破振动对上游式尾矿坝安全的影响

通过实测某矿业公司采场爆破在尾矿库基础坝处的振动加速度,将实测爆破振动加速度信号进行变幅处理后加载到依据实际尾矿库建立的有限元模型中。通过改变爆破振动幅值强度,系统研究了爆破振动对尾矿坝稳定系数、尾矿坝内孔隙水压力以及剪切应力的影响。研究表明：爆破振动对尾矿库影响存在振动强度临界值,当爆破振动强度小于临界值时对尾矿坝安全是有益的,而大于临界值则是有害的。通过有限元计算,综合安全稳定系数、孔隙水压力和最大剪切应力的变化,得出尾矿坝基础坝处的爆破振动临界加速度为0.266g,对应的振动速度为13.6 cm/s。若考虑应留有3倍以上安全储备量,则安全允许振动加速度0.089g,振动速度为4.5 cm/s。这一爆破振动速度安全判据对于类似尾矿库也具有参考意义。     

三轴应力作用下破碎煤体渗透特性演化规律

深部破碎煤岩体受地应力和开采扰动常处于三向应力状态,其渗透特性是影响矿井突水灾害预防和瓦斯抽放的重要因素之一。为研究深部破碎煤体的渗透性能,采用自主研发的破碎岩石三轴渗流试验系统,并设计一套破碎煤体三轴渗流试验方案,进行三轴应力作用下破碎煤体渗流试验,得到破碎煤体渗透特性随围压及孔隙率的演化规律。试验结果表明:①三轴应力作用下破碎煤样渗流雷诺数最大值为47. 58,渗流速度与孔压梯度两者之间符合Forchheimer关系;②三轴应力作用下破碎煤样的孔隙率与围压的变化规律呈负相关,各级轴向位移下,两者服从对数函数关系;③随着有效应力的增大,各粒径下的破碎煤样孔隙率逐渐减小,破碎煤样孔隙率的理论计算值与试验结果较为吻合,表明文中给出的孔隙率计算方法可行;④各级轴向位移下,破碎煤样的渗透率随围压增大而减小,不同粒径的破碎煤样渗透率随围压的演化规律可用k=me~(nσ3)公式表示,颗粒粒径越大,破碎煤样的渗透率随围压的变化越敏感;⑤颗粒粒径及孔隙排列方式影响破碎煤样渗透性能,不同粒径破碎煤样随孔隙率的减小,渗透率整体减小,非Darcy流β因子呈增大趋势,其中渗透率的量级为10~(-14)～10~(-10) m~2,非Darcy流β因子的量级为10~7～10~(11)m~(-1)。所得研究结论有助于增强深部破碎煤岩体渗透特性演化规律的认识。     

含孔洞层状砂岩动态压缩力学特性试验研究

隧道、矿山巷道和硐室等地下岩石工程中揭露的层状岩体往往具有不同的产状,层理弱面的方向与主要动荷载作用方向存在多种组合,相应的动态各向异性力学特性和变形破坏特征对地下岩石工程安全稳定具有至关重要的影响。针对冲击载荷下倾斜层状岩体中巷道围岩稳定性问题,选取一种层理构造显著的黄砂岩,其中层理倾角φ为层理面与加载方向之间的夹角,加工制备倾角分别为0°,15°,30°,45°,60°,75°和90°的7组预制中央圆形孔洞板状试样(尺寸为宽度60 mm×高度60 mm×厚度15 mm),在75 mm杆径分离式霍普金森压杆(SHPB)试验平台上进行冲击压缩试验,并使用高速摄影仪实时记录试样动态裂纹扩展演化过程,研究不同层理倾角条件下预制中心孔洞层状岩石的动态力学参数、裂纹扩展演化过程及最终破坏模式等动态压缩力学特性变化规律。结果表明,峰值应力处试样破坏的峰值应变在0. 008 1～0. 012 37变化,随着层理倾角的增加,试样动态抗压强度、弹性模量及峰值应变整体均呈先增大后减小的变化规律;初始起裂裂纹总是从孔洞周边压应力集中处萌生,随后逐渐形成宏观裂纹,宏观裂纹为剪切裂纹或拉剪复合裂纹;倾角0°试样发生局部沿层理和局部穿越层理的复合张剪破坏,倾角15°～45°试样发生局部沿层理和局部穿越层理的剪切破坏,倾角60°～90°试样最终发生穿越层理的类X型剪切破坏;利用正交各向异性板理论计算孔洞周边应力分布,发现随着层理倾角的增加,孔洞周边应力集中系数的峰值也逐渐增大,且层理倾角为0°,15°,30°,45°的试样孔洞周边最大压应力出现在θ(θ为孔洞周边任意一点的极角)为74°,81°,86°,90°及关于原点中心对称的254°,261°,266°,270°处,同时试验中观测到相应的层理倾角试样分别在88°,85°,79°,70°及关于原点对称的271°,264°,262°,252°处萌生剪切裂纹,与理论分析结果吻合较好。层理方向与冲击载荷平行时,层状岩体中巷道围岩对冲击载荷的承载能力最弱。针对钻爆法分台阶开挖硐室或爆破施工中存在近距既有巷道,应合理布置爆破载荷的方向,避免层理方向与爆破载荷之间的夹角过小而导致巷道失稳。     

考虑两侧煤柱与弹性煤体基础的基本顶板初次破断特征

建立考虑两侧煤柱支撑与实体煤作为弹性基础的基本顶板初次断裂力学模型,采用差分算法及主弯矩破断准则计算研究得到如下结论。① 基本顶初始断裂位置为偏较弱煤柱侧悬顶区中部下表面(弹性基础系数k较小,基本顶厚度h、弹模E较大时),反之为偏较弱煤柱侧的长边实体煤区上表面;② 两侧煤柱的宽度L1,L2及支撑系数km1,km2改变时,基本顶中部区与实体煤区的主弯矩及位置几乎不改变,而两侧煤柱区的主弯矩及位置变化显著;③ E,h大,而L1,km1,L2,km2小时,基本顶在两侧煤柱区不断裂,破断顺序为:偏较弱煤柱侧的悬顶区中部下表面→偏较弱煤柱侧长边实体煤区上表面,断裂特征为非对称“=-X”型;反之基本顶在煤柱区会断裂,破断顺序为:偏较弱煤柱侧长边实体煤区上表面→偏较弱煤柱侧悬顶区中部下表面→较强煤柱区上表面→较弱煤柱区上表面,断裂特征为非对称“O-X”型;而L1,km1较小,L2,km2较大时,只较弱煤柱侧基本顶不破断,最终断裂形态为非对称“U-X”型;④ 比值k/E或k/(Eh3)不变(k,E,h改变时,km1及km2与k保持某个任意比值不变),基本顶破断规律不变。     

转炉高温煤气中煤粉的气化行为

为了有效提高转炉高温煤气中可燃气体品质,降低CO2含量。文中提出了一种向转炉高温煤气中喷吹煤粉制备高品质气体的方法。本试验方法采用FactSage 6.1计算各组分之间反应的可能性,利用热重分析仪对煤焦的热解、气化、复合添加剂下的催化气化行为进行理论分析,通过沉降炉实验研究了900~1 200 ℃气体产物的动态析出特性,并计算出可燃气体上升率α,CO2下降率β作为评价指标,最后通过工业试验进一步验证。试验结果表明,煤焦质量损失是由于CO2气化行为造成的,加入添加剂后,气化反应开始温度降低了62 ℃,气化反应结束的温度降低了117 ℃,煤气中H2和CO的含量显著升高,CO2和CH4的含量显著降低。无添加剂条件下,α值由900 ℃时的7.63%增加到1 200 ℃时的17.27%,β值由900 ℃时的4.42%增加到1 200 ℃时的27.52%。含添加剂条件下,α值由900 ℃时的11.51%增加到1 200 ℃的37.64%,β值由900 ℃时的11.48%增加到1 200 ℃时的54.72%。在900~1 200 ℃,α值随温度的升高,逐渐增大,β值随温度的升高,逐渐减小。在1 200 ℃时,含添加剂与未加入添加剂相比α值增加20.37%,β下降27.20％,这是由于添加剂对煤粉的气化起到催化作用。与沉降炉实验结果相比,工业试验得到的α,β值分别增加5.29%,4.96％,工业试验值略大于沉降炉实验值。通过试验结果分析验证了向转炉高温煤气中喷吹煤粉制备高品质气体的方法的可行性。该试验方法的设计应用,可为转炉高温煤气中可燃气体品质优化提供参考。     

开采沉陷动态下沉模型及其参数研究

针对Knothe时间函数在描述动态下沉过程中下沉速度的不足,采用改进的双参数Knothe时间函数建立动态下沉模型,其中的覆岩岩性决定系数c及幂指数k值采用最小二乘法求解,最大下沉值W0通过地表移动观测站实测资料确定。采用拟合决定系数R2评定精度,以淮南某矿1242（1）工作面地表移动观测站实测资料进行模型精度验证,最大下沉点MS29和ML44在各个观测时期的拟合决定系数分别为0.983 6和0.975 7,工作面推进过半时（328 d）倾向和走向观测线上各监测点观测值与预计值的拟合决定系数分别0.995 3和0.958 2,计算结果表明双参数Knothe时间函数模型动态预计1242（1）工作面开采沉陷全过程精度可靠。     

受压脆性岩石Ⅰ-Ⅱ型复合裂纹水力压裂研究

在线弹性断裂力学理论的基础上,运用最大周向拉应变理论,分析了受远场地应力作用及裂纹面受水压力作用下脆性岩石裂纹的起裂方向及起裂条件。论述了泊松比μ对开裂角θ0,θ0-β关系以及断裂包络线的影响,给出了满足最大周向拉应变理论的Ⅰ-Ⅱ复合型断裂包络线;定义水力压裂裂纹扩展影响因子D并分析其对水力压裂裂纹起裂及扩展的影响,D值逐渐增大时,KⅡ 逐渐减小,KⅠ逐渐发挥主导作用,与数值计算结果一致;最后进行实例分析,并与现场水力压裂结果比较,二者结果比较接近。     

崩落法开采岩层移动影响因素的数值模拟

随着矿山开采深度的增加,岩体所处的力学条件变得复杂,采用崩落法开采的深部矿体岩层移动规律受多种因素影响且不同于浅部。离散元法是基于不连续性假设的数值方法,它特别适合于求解节理岩体中的非连续性问题。基于离散元理论,采用数值计算软件3DEC,分析了不同节理倾角、不同侧压力系数及不同开挖阶段对深部矿体崩落法开采过程中岩层移动规律的影响,研究结果表明：不同倾角的优势结构面对崩落发展趋势影响显著,水平节理对崩落发展有良好促进作用;侧压力系数越大,崩落高度越小;深部矿体开采过程中,由于承压拱的存在,开采高度为120 m时,并未引起大范围塌陷。研究结果可为深部矿体崩落法开采岩层移动规律及地表沉陷范围的确定提供一定的参考依据。