工作面开采覆岩移动规律的数值模拟研究

为了研究工作面在回采过程中的覆岩移动规律,以麦垛山煤矿2#煤典型工作面为例,采用数值模拟的方法,对工作面覆岩破裂、主应力、顶板垂向和横向位移以及地表下沉进行了分析。根据数值模拟结果,顶板塑性破坏区呈现出波浪状,导水裂缝带发育最大高度为74.9 m,煤壁上最大压应力为7.95 MPa,采空区顶板上的最大拉应力为1.18 MPa,2#煤顶板最大下沉值为1 600 mm,地表最大下沉值为875 mm。     

露井联采矿山采空区顶板安全厚度控制技术

采用有限差分法模拟分析采空区顶板不同厚度时的位移及塑性区变化特征,结合莫尔-库仑屈服理论,确定紫金山金铜矿露井联合开采过程中顶板的最小安全厚度。当顶板厚度为72,60,48,36 m时,采空区顶板存在局部压剪、拉伸破坏,但破坏面并没有连续贯通,可以保证露天、井下采矿作业面的安全;当顶板厚度为24 m时,矿柱会产生贯通性破坏,容易导致矿区顶板发生坍塌事故;当顶板厚度为12 m时,采空区顶板也没有发生贯通性剪切、拉伸破坏,但是顶板厚度在降低至12 m之前,已然发生破坏。根据数值模拟结果,结合矿山露采技术要求,确定采空区顶部最小安全厚度为36 m,为矿山露井联合安全开采提供了理论指导依据。     

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。     

基于弹塑性理论和数值模拟的采空区稳定性分析

为了确保刘家沟铁矿井下作业人员安全,采用弹塑性理论和数值模拟2种手段分析地下采空区稳定性,通过理论分析计算得到顶板出现塑性区的极限跨度为30.28 m,目前形成的Ⅰ~#、Ⅱ~#、Ⅲ~#采空区最大跨度为12.2 m,采空区未出现塑性破坏;利用FLAC3D软件模拟得到,在自然状态下,Ⅰ~#、Ⅱ~#、Ⅲ~#采空区上方地表未发现塑性区及变形,采空区顶板未发现塑性区,但顶板变形量较小,最大仅为4.2 mm,采空区均处于稳定状态,与理论计算结果相互印证。结果对矿山地下采空区治理具有指导意义。     

爆破作用下双层采空区稳定性分析

为了研究不同下层采空区顶板厚度的双层采空区在爆破动荷载作用下的稳定性变化规律,对双层采空区进行了单孔爆破数值模拟试验。分别建立了下层采空区顶板厚度为5 m至12 m的双层采空区模型,分析了双层采空区在爆破作用下的动态响应规律。结果表明:当下层采空区顶板厚度由5 m增大到12 m时,顶板中部水平方向峰值振速由15.30 cm/s递减至9.52 cm/s,最大有效应力由3.8 MPa递减至2.5 MPa,剪切安全系数由1.82增加到2.42,双层采空区下层顶板稳定性增强。     

基于现场监测与数值模拟的浅层采空区稳定性分析

隐患采空区是目前影响露天开采矿山安全生产的主要危害源之一。随着台阶开采的不断剥离,露天开采境界内各台阶与地下空区群的隔离层厚度越来越薄,随时有可能发生采空区顶板坍塌事故。考虑到露天矿采空区地质赋存条件和围岩稳固性等特征,以弓长岭露天铁矿浅层采空区为工程背景,运用现场监测和数值模拟相结合的手段综合分析了浅层采空区的稳定性。将液体静力水准地表沉降监测系统的监测数据与FLAC数值模拟结果对比,调整蠕变参数使得数值模拟的蠕变速率与现场监测结果一致,而后据此进行未来结果的预测。最终根据地表沉降数据确定的蠕变参数取值为A=1.0×10^-12、m=1.75、n=0.35。研究表明:静力水准测点地表最大沉降位移为-9.8 mm,蠕变计算结果顶板最大垂直位移约20.4 mm,应力最大值约25 MPa,综合分析显示该采空区较稳定。上述研究提供了一种基于采空区现场监测数据的数值模拟蠕变分析方法,可为类似矿山采空区稳定性分析提供借鉴。     

采空区侧保留巷道围岩破坏分析及控制技术

针对王家塔煤矿3s101工作面采空区侧保留巷道受采动影响导致围岩破坏变形的问题,采用现场监测、理论分析、数值模拟等研究方法,对采动影响下保留巷道的围岩变形破坏特征、采动应力分布规律、以及围岩塑性破坏特征进行了研究。结果表明:受工作面采动影响,保留巷道位移变化主要在工作面后方顶底板,最大顶底板移近量达310 mm;巷道围岩主应力、主应力比值、最大主应力与z轴夹角的变化值在工作面后方175 m左右达到最大,最大主应力达到16 MPa,主应力比值达到2.32,最大主应力与z轴的夹角偏转至20°左右;受采动应力的影响,巷道围岩塑性破坏区也主要发生在工作面后方,塑性破坏范围在工作面后方175 m左右达到最大,顶板最大破坏深度达7.5 m。针对性地提出了“锚索+钢带”加强支护顶板的补强治理方案,保证了巷道围岩稳定,回采期间安全生产。     

卢安夏铜矿露天开采下采空区顶板安全厚度研究

地下采空区给露天生产带来了极大的危害,采空区顶板安全厚度的确定是露天生产的重要安全保障。为了研究卢安夏铜矿露天开采下采空区顶板安全厚度,通过对矿山原有采矿技术条件和地质资料的分析及现场实地测量和调查并结合钻孔探测等手段,确定了露天矿下采空区的分布情况。以此分析地下采空区与露天境界空间关系并对露天边坡危险区进行区划,利用理论计算和数值模拟手段对最危险区域的采空区顶板安全厚度进行研究。结果表明:在最危险区域范围内,对不同采空区范围,不同位置的采空区进行模拟结果分析,露天开采的采空区隔离层安全厚度为16m(2个台阶高度),采空区对露天开采的影响较小。     

佛子冲矿采空区群模糊聚类分级及综合治理

为对佛子冲矿104#矿体采空区群进行稳定性分级及综合处理研究,在前期空区探测的基础上,基于三维数值计算软件ANSYS与FLAC^3D耦合,对采空区的稳定性进行模拟分析,选取空区顶板暴露面积及数值计算得到的采空区顶板最大主应力、最小主应力、最大位移4个因素,运用模糊聚类理论对空区进行聚类,实现采空区稳定性4分类。针对4采空区分别提出加强监测管理、加强支护、部分充填和全部充填等处治措施,以保障佛子冲矿生产安全,节约空区处理成本。     

复杂采空区顶板最小安全厚度的确定方法

地下采空区给露天台阶生产带来了极大的危害,采空区顶板安全厚度的确定是露天台阶生产的重要安全保障。分析指出了采空区顶板最小安全厚度的影响因素,对国内外采空区顶板最小安全厚度确定方法进行了分类介绍,认为通过多种研究方法确定采空区顶板最小安全厚度有助于获得反映岩石条件和空区特点的最小安全厚度的准确数值。     

高强度开采条件下巷道切顶护巷技术研究

针对厚煤层、高强度开采条件下的沿空巷道围岩变形严重、维护困难的问题,以布尔台矿42203工作面为研究背景,采用理论分析和数值模拟的方法研究沿空巷道围岩变形特征,提出采用定向预裂爆破技术进行切顶卸压,以保护临近采空区的巷道。基于不同切顶高度条件下的巷道状况模拟结果发现,切顶后明显改善了巷道围岩应力环境,并确定合理切顶高度为21 m,定向预裂爆破钻孔间距为16 m,装药密度12 kg/m,钻孔角度向采空区方向偏15°、向回采帮偏5°;最终在现场进行试验。结果表明,切顶后巷道两帮移近量86 mm,顶板下沉量55 mm;采用切顶护巷技术对沿空巷道起到了较好的保护作用,能够满足安全生产需要,同时也为类似矿井切顶卸压工程试验的实施提供借鉴。     

弓长岭露天铁矿浅层采空区稳定性数值模拟

由于历史原因，弓长岭露天铁矿周边地方小矿点不规范乱采乱挖，导致在独木采区形成了大量的浅层采空区，迫于生产需求，需要对独木采区小北沟空区进行爆破处理。为了保障牙轮钻设备及人员安全，需要对空区的稳定性进行评价。考虑到弓长岭露天矿采空区地质赋存条件和围岩稳固性等特征，运用FLAC3D数值计算，开展了小北沟空区静力学计算和空区上方承载牙轮钻机的计算分析。研究表明：采空区形成后，在顶板处产生的最大压应力值为2 MPa，在顶板处产生的最大拉应力值为0.25 MPa，产生的压应力和拉应力均不是很大；地表12个监测点显示，地表最大垂直位移值不超过10 mm；在地表危险区域1施加牙轮钻机等效载荷，产生最大的垂直位移约为0.56 mm，在地表危险区域2施加牙轮钻机等效载荷，产生最大的垂直位移约为0.48 mm，牙轮钻机不会对地表沉降产生明显影响。     

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。     

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。     

浅埋大采空区残矿回采上覆岩层及井筒稳定性研究

为了保证浅埋大采空区残矿回采上覆岩层、井筒的稳定性以及矿区上方宿舍、设备和人员的安全,以朝不楞矿区为工程背景,在前期勘探取样、现场测试和室内力学实验的基础上,分析了矿体采空区顶板和井筒的破坏机理,基于H-K体建立了矿体采空区顶板流变力学模型,为残矿回采提供了理论依据;并且采用FLAC^3D数值模拟软件,分析残矿回采上覆岩层和井筒的应力、位移变化规律。研究表明：Ⅲ区回采后,上覆岩层最大拉应力为0.13 MPa,最大位移为1.6 mm,井筒最大拉应力为5.9 MPa,最大位移为0.2 mm,均满足限定标准。该研究成果可为浅埋大采空区残矿回采提供参考。     

极近距离煤层采空区下回采巷道位置及围岩控制研究

为解决准南煤矿极近距离煤层采空区下1501工作面安全回采问题，运用理论计算、数值模拟及现场实测等手段，研究了1501工作面巷道位置及支护方式。结果表明：为有效避开上部采空区残留煤柱影响，1501回采巷道与上部残留煤柱的合理水平错距应为9m|针对极近距离煤层采空区底板应力分布规律、岩层厚度和力学性质等，提出了巷道支护对策及支护方案；1501工作面回采过程，巷道顶底板相对移近量最大为222.5mm，两帮相对移近量最大为151mm，巷道未出现棚腿压折、冒顶、片帮现象，工作面实现了安全回采。     

深部岩体岩芯饼化特征分析与原岩应力计算研究

以三山岛金矿地质勘探钻孔岩芯饼化现象为背景,详述饼化破坏特征,结合国内外多种推算地应力的理论计算公式,与现场岩芯饼化厚度进行大量对比计算,并基于矿区多个水平的地应力测量和岩石试验结果,得出了岩芯饼化薄饼与厚饼推算地应力的优势公式。通过3DEC数值模拟软件结合前期地应力测量成果模拟了钻孔过程以及岩芯根桩的应力分布,依据应力分区和优势公式推算了岩芯根桩不同应力分区的岩芯饼化厚度。区域Ⅰ,最大主应力为82～83.6 MPa,饼化厚度为7.7～7.9 mm;区域Ⅱ,最大主应力为80～82 MPa,饼化厚度为7.9～8.36 mm;区域Ⅲ,最大主应力为76～78 MPa,饼化厚度为8.79～931 mm。通过数值模拟兼理论计算获得的岩芯饼化厚度与现场实测误差在2 mm以内,为岩芯饼化现象研究提供了有益思路。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。