不同矿柱重叠率下采空区安全隔层厚度分析

采空区的安全隔层厚度是采场稳定的重要参数之一。为了得到多层重叠采空区在不同矿柱重叠率下的安全隔层厚度,采用ANSYS软件对采空区的塑性区和第三主应力、矿房的顶板沉降和侧壁位移进行了对比分析。研究表明:上下层矿柱重叠率越高,上覆岩层的载荷越能有效传递到底板岩层,多层重叠采空区的安全隔层厚度值越小,矿柱重叠率为0%、50%、100%时所对应的安全隔层厚度值分别为14、10、8 m。     

露天坑底境界矿柱厚度及采场尺寸的数值模拟

露天坑底境界矿柱厚度及采场尺寸的确定,是露天转地下矿山经常遇到的问题,对于矿山进行地下开采安全生产极其重要。针对铜绿山矿南露天坑下Ⅰ2号矿体露天转地下的实际情况,采用FLAC3D软件,模拟了开挖过程中境界矿柱和采场的变形和破坏情况,确定坑底境界矿柱厚度为17 m,采场矿柱厚度为5 m,为露天转地下境界矿柱厚度与采场尺寸设计施工提供了参考依据。     

中深孔房柱开采嗣后充填采矿法采场安全稳定性研究

以贵州某磷矿为研究对象,运用FLAC3D对中深孔条带和水平条带房柱开采嗣后充填采矿法采动模拟进行矿体开采过程的三维力学计算分析。采用中深孔条带房柱开采嗣后充填采矿法上分段首次开采时顶板沉降量为2.74 mm,矿柱开采时顶板沉降量增加至1.38 cm,下分段开采过程中,顶板沉降最大值分别为1.42 cm、1.75 cm,上分段矿房回采完成后矿柱所受压力约12 MPa,下分段矿柱开采完成后压力增至14～15 MPa,上、下分段各步骤下最大主应力都呈现出受压状态,岩体未产生受拉破坏;中深孔水平条带房柱开采嗣后充填采矿法下、上两个分层矿房、矿柱顶板沉降数值分别为3.67 mm、7.09 mm、9.71 mm、1.55 cm,下、上两个分层矿房开挖完成后矿柱所受压应力为7～8 MPa,各步骤下围岩最大主应力都表现为受压状态。从综合位移变化、应力分布情况来看,充填体能够起到一定的承压作用,总体来说开采过程趋于稳定。     

用数值模拟方法确定露天转地下境界矿柱厚度

露天转地下开采的矿山，其露天坑底境界矿柱厚度的确定，对于金属矿山地下开采安全生产极为重要。针对石人沟铁矿露天转地下的实际情况，对其安全顶柱厚度运用东北大学岩石破裂与失稳研究中心的RFPA^2D数值模拟系统，对具有代表性的断面进行了分析计算，模拟了开挖过程中境界矿柱的变形和破坏情况，为矿山设计提出的境界矿柱厚度进行了验证和补充，同时也为矿山设计施工提供依据和指导。     

基于FLAC2D的境界顶柱稳定性分析

露天转地下开采的矿山必须留设一定厚度的安全矿柱,即境界顶柱,境界顶住留设的厚度对于地下矿安全开采具有重要意义。石人沟铁矿露天转地下为例,利用FLAC^2D,对具有代表性的安全矿柱进行了数值模拟,模拟开挖过程中境界矿柱的变形和破坏情况,对境界矿柱稳定性分析的方法进行了验证和补充,同时也为石人沟矿露天转地下设计提供科学依据和指导。     

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。     

露天转地下开采境界矿柱动力响应分析

根据安徽某金属矿山露天转地下的工程实际,以静力学方法确定的露天转地下境界矿柱厚度为前提,利用显式动力分析软件ANSYS/LS-DYNA,建立了露天转地下境界矿柱动力响应的数值模型,分析了露天转地下开采过渡时期露天生产爆破对境界矿柱的影响。结果显示,爆破动载荷的影响范围随爆炸应力波的传播而扩大;在爆破动载荷作用下,境界矿柱总体保持稳定,但矿柱中部质点振动速度略大;境界矿柱有局部破坏的可能,应考虑适当增加境界矿柱的厚度或进一步控制同段起爆药量。     

猫场铝土矿采场回采顺序优化研究

在矿山开采过程中,不合理的回采顺序容易导致围岩变形、位移和破坏。为有效预防该类地质灾害发生,本文采用数值模拟仿真软件对猫场铝矿条带开采嗣后充填法采场回采顺序进行优化研究。通过分析采场整体和顶底板位移大小、顶板与矿柱应力分布以及整体塑性区体积大小,研究表明：方案Ⅰ(由南至北)的回采顺序最佳,该方案下采场整体位移5.396 m、顶板位移为5.853 m、地表位移为2.854 m;顶板最小主应力为0.421 MPa,矿柱最大主应力为25.4 MPa;剪切破坏体积为0.628 m3,拉伸破坏体积0.248 m3。其中,位移与应力数值相较其他两种方案差值较小,但拉伸破坏体积差值较大,且该方案下位移、应力、塑性区体积均小于其他两种方案。因此,采用从南至北开采的回采顺序更有利于采场的稳定。     

坚硬顶板条件下极软特厚高瓦斯煤层综放开采技术研究

针对青东煤矿82采区828综放工作面复杂的开采技术条件,提出了预采7#煤层治理8#煤层瓦斯和控制8#煤坚硬顶板的开采方案。运用太沙基破坏理论分析了7#煤层底板破坏深度,利用岩梁理论分析了坚硬顶板的垮落步距,通过物理相似模拟实验分析了预采7#煤层和不事先预采情况下的覆岩运动规律,并对开采过程中的液压支架运行情况进行了现场实测。结果表明:726工作面底板破坏深度为13.8m,未破坏的剩余坚硬顶板厚度为5.3m,预采7#煤以后坚硬顶板断裂步距由24.9m减少到10.6m;相似模拟结果显示预采7#煤以后8#煤老顶垮落步距由20m减小到10m;实际生产过程中,液压支架运行状态良好,初次来压步距为20.4m,周期来压步距为10.4m。实践结果表明,预采7#煤层解决了828工作面开采过程中的坚硬顶板问题和瓦斯治理问题。     

城市地下不规则采空区的超载破坏模型试验

为研究某城市地下小型采空区的岩层稳定性,采用三维相似模型方法,对城市潜在地质灾害问题进行了超载破坏试验研究。根据相似模拟理论,以中粗河砂为骨料配置了相似材料,采用砌筑法建立了相似模型。对岩层进行逐级竖向加载至破坏,同时监测了地表位移、矿柱和岩层顶板的应变变化,并采用内窥镜拍摄了顶板和矿柱的破坏演变过程。计算分析了岩层表面的位移、曲率变形、顶板的应变,及矿柱的破坏随荷载增加的变化曲线。综合几个方面来分析岩层的稳定性。试验结果表明:①岩层表面荷载小于2 MPa时,岩层表面变形很小,属于稳定状态;2 MPa后岩层变形呈随荷载迅速增大的状态,并表现出明显的不均匀变形特征。②岩层表面荷载不超过1.2 MPa时,顶板应变处于线性小变形阶段,属于稳定阶段;而后顶板应变随岩层表面荷载迅速增加,当荷载增大到5 MPa时,应变曲线上出现明显的拐点,顶板开始出现破坏现象。③根据影像记录,顶板先于矿柱出现受拉裂缝破坏,而后矿柱出现剪切破坏现象。因此,未来的破坏模式必将是顶板先于矿柱出现拉裂缝破坏现象,所以要从防止顶板拉裂的角度来控制岩层的稳定性。综上所述,最终确定岩层表面瞬时荷载为1.2 MPa,并且在未来的开发设计中,应充分考虑该区域岩层因存在地下不规则采空区而导致的不均匀变形问题。     

基于FLAC~(3D)的充填采场结构参数优化研究

以新城金矿V~#矿体-580中段采场为研究对象,利用FLAC~(3D)软件进行采场稳定性模拟研究,计算分析6种不同采场结构参数引起的采场顶板应力、位移变化特征,得出最佳采场结构参数。结果表明:在二步矿柱开挖过程中,二步矿柱周围的介质向空区位移变形,采空区中间产生较大变形,顶板垂直位移随着二步矿柱的开采逐渐增大,但最终趋于稳定。在6种方案回采过程中,方案2和方案5与其他方案相比,顶板位移、应力相对较小。基于矿山高效回采及成本考虑,建议采用分层高度5m,采场宽度8m,矿房超前一步矿柱6分层的采场方案。     

矿柱及围岩对采空区破坏影响的数值模拟研究

顶板冒落、巷道底鼓和矿柱破坏是采矿过程中的重要岩石力学问题．开展采空区稳定性方面的研究,对保证矿山持续发展和人民生命财产安全有非常重要的意义．运用岩石破裂过程分析软件RFPA^ZD,采用不同的顶板、底板和矿柱岩性对采空区的破坏过程进行了数值模拟研究．模拟结果再现了采空区从变形到破坏的全过程．结果表明,不同的顶板、底板和矿柱岩性对采空区的破坏过程影响很大．从整个采空区的破坏过程来看,依不同的岩性对比,采空区有不同的破坏特点,微破裂均首先在软弱处产生,并由此扩展以至顶底板和矿柱破坏．     

矿柱重叠率对采空区稳定性影响分析研究

房柱法多层重叠开采的石膏矿,矿柱的重叠率是影响采空区稳定性的主要因素之一。介绍了房柱法开采重叠采空区的重叠方式、载荷传递规律及稳定性分析方法,并以某石膏矿采空区大面积坍塌事故为例,对事故原因进行了计算分析。重叠采空区稳定性研究结果表明,隔层顶板厚度越小,所要求的上下分层矿柱重叠率就越大;对于隔层顶板厚度较小的重叠采空区,如何保证矿柱的高重叠率是维持重叠采空区稳定的关键因素。     

石材矿山地下采场结构参数正交数值模拟试验研究

采用露天开采的石材矿山存在一系列问题,如破坏植被、污染环境、高陡边坡潜在地质灾害危险、剥离量大、经济合理剥离比接近境界剥采比而迫使矿山关闭等。为有效开发石材矿产资源,开展石材矿山地下开采技术研究,尤其是地下采场结构参数的研究是十分必要的。以某地下大理石矿山为工程背景,采用多指标综合评价、数值模拟与正交试验相结合的方法,对地下采场稳定性影响因素进行了综合指标评价与敏感度分析,并在此基础上优化了采场结构参数;结果表明:(1)采场跨度对采场稳定性的影响最大,顶板厚度和采场高度的影响次之,矿柱宽度的影响最小;(2)地下采场结构参数为跨度8m,顶板厚度6m,高度16m,矿柱宽度6m。研究成果可为类似石材矿山地下采场结构参数设计提供参考。     

露天转地下开采境界矿柱安全厚度确定

根据杏山铁矿露天转地下开采的工程实际,基于K.B.鲁佩涅依特理论估算法,计算得到杏山铁矿露天转地下开采境界矿柱合理厚度应在12.34~17.11 m之间,并利用MIDAS/GTS 数值模拟软件对境界矿柱厚度为12 m、14 m、16 m、18 m等4个数值模拟方案进行了计算。从境界矿柱沉降、采场底臌、境界矿柱最大拉应力和采场围岩最大压应力等方面进行了综合分析,得到境界矿柱厚度的最佳值为16 m。     

露天转地下开采空区破坏特征及边坡稳定性分析

以某铁矿露天转地下无底柱分段崩落法开采为工程背景,利用FLAC3D数值模拟方法和基于点安全系数方法,分析了地下开采过程中地压活动规律及边坡稳定性。分析结果表明,回采过程中空区围岩逐渐垮落,空区不会出现大面积突然崩塌;塑性区范围并未完全破坏顶板,境界矿柱的留设较为安全;回采过程中边坡安全系数高,较稳定。     

基于岩层质量指数对采场直接顶运动参数的分析

以潘一矿1241(3)综采工作面为对象,首先用岩层质量指数法求出顶板的岩层质量,顶板第1层属于质量"坏"的岩层:顶板第2层为质量"一般"的岩层。应用专家系统法算出工作面直接顶厚度,直接顶由第1层顶板和第2层顶板的一部分组成。然后再求出直接顶初次垮落步距和悬顶距,直接顶第1层初次垮落步距和直接顶第2层初次垮落步距相差不大,由于复合直接顶岩层质量为"坏",因此悬顶距较小。最后推断出直接顶的垮落方式,直接顶的2层同时垮落。研究直接顶的运动参数为工作面顶板控制提供了依据。     

采空区群稳定性影响因素敏感性分析及其应用

为研究采空区群稳定性各影响因素的主次,以某地下金矿为研究背景,依次推导出矿柱、顶板及采空区群安全系数计算公式,采用正交实验对采空区群稳定性影响因素进行极差分析,获取其敏感性顺序,据此确定采空区群稳定性主控因素,并研究其与安全系数之间的关系及相应的临界值。研究得出采空区群稳定性影响因素敏感性主次顺序为:采空区群顶部—地表距离>矿柱高度>中段数量>顶板厚度>中段矿柱数量>矿柱宽度>顶板纵深>采空区跨度。矿柱宽度是采空区群矿柱失稳的主控因素,矿柱安全系数随矿柱宽度的增加近似呈线性增长,相应的临界宽度为8.4 m;顶板厚度是采空区群顶板失稳的主控因素,顶板安全系数随顶板厚度的增加呈幂函数形式递增且速率逐渐变大,相应的临界厚度为8.7 m;采空区群顶部—地表距离是整个采空区群失稳的主控因素,采空区群安全系数随群顶部—地表距离的增加近似均匀递减,相应的临界距离为124 m。     

某铅锌矿近地表采空区稳定性分析及治理方案优化

为了确保近地表采空区下部矿体开采安全，避免近地表采空区崩塌导致地表塌陷，将广西某铅锌矿现存的6个近地表采空区作为研究对象，针对可能出现的矿柱、顶板垮塌，展开基于数值模拟的稳定性分析及治理方案优化研究。根据该矿矿体及围岩的岩体力学参数，利用3DMine及Midas GTS NX建立数值模型，通过FLAC3D进行模型重构与计算分析，依据数值模拟分析结论及矿区实际情况，提出2种局部充填加固的治理方案，并利用FLAC3D对各方案的治理效果进行了模拟分析。结果表明：方案一及方案二均能达到转移或减小采空区矿柱及顶板相应的最大主应力、剪应力及拉应力的效果，同时减小塑性破坏区的面积；方案二的较大尺寸支护结构较方案一能更好地转移或减小顶板的最大主应力、剪应力，故确定方案二为最优方案。     

夏甸金矿采矿方法过渡期临时矿柱尺寸确定方法研究

本文针对夏甸金矿由充填法回采转为崩落法回采过渡期确定临时矿柱尺寸的需要，应用FLAC^3D对崩落法回采过程中采空区顶板的破坏形式进行了分析，计算结果表明，崩落法采空区顶板塑性破坏区呈拱形发展，且在拱型破坏区之外的上部边界，位移量衰减很快，据此按拱型冒落边界设计了临时矿柱的尺寸，实现了两种采矿方法的产量平稳过渡与临时矿柱的良好回采条件。生产过程中的现场监测表明，实际冒落区与数值计算的拱形破坏区相符，因此表明，以塑性破坏区为标志的采空区冒落范围的数值分析方法，用于确定保安矿柱尺寸是可行的。