基于尖点突变模型的矿柱失稳机理研究

采用突变理论建立了金矿矿柱失稳的一个尖点突变模型,并据此对矿柱失稳破坏发生机理进行了分析．基于定态曲面方程和分支曲线方程,分别求得矿柱应力强度比Fq和临界破坏宽度rp1．研究表明：当Fq〉1或rpz〉rp1时,矿柱会发生失稳;当Fq〈1或rpz〈rp1时,矿柱不会发生失稳;而在控制平面尖点曲线内右分支曲线附近,矿柱破坏宽度rpz微小的增量,就可能导致矿柱由不失稳状态突变为失稳状态．实例分析表明：该模型用于描述矿柱应力强度比的发展规律是恰当的,用其进行矿柱失稳预测也是较准确的．     

矿柱失稳的突变分析

对顶板-矿柱围岩系统进行了简化,将矿柱近似为由弹性元件和塑性软化元件串联组成,建立了顶底板-矿柱系统的力学模型;基于突变理论建立了顶板-矿柱围岩系统失稳发生冲击地压的尖点突变模型,得出矿柱失稳的充要条件.分析了影响矿柱失稳的因素,可以为实际的生产设计提供参考.     

非对称布置人工矿柱失稳的突变理论分析

人工矿柱置换矿石矿柱是当前矿柱资源回采的基本模式之一,开展非对称布置人工矿柱突发失稳的力学条件分析具有重要普适意义。根据材料力学理论,建立了"非对称布置人工矿柱-顶板"结构系统力学模型,推导出人工矿柱的压缩量表达式;基于突变理论,在考虑顶板对人工矿柱小偏压作用的基础上,构建了非对称布置人工矿柱突发失稳的尖点突变模型,推导了人工矿柱失稳的充要条件力学判据表达式。分析表明:非对称布置人工矿柱-顶板结构系统失稳与系统刚度比k、介质均匀性系数m相关;改变人工矿柱的参数,可影响人工矿柱对于顶板的调控作用,非对称布置人工矿柱施工应满足最小宽度尺寸。广西某矿实例研究结果表明:在特定人工矿柱非对称布置条件下,该矿应留设21m宽的人工矿柱支撑顶板。研究成果可为矿柱资源回采过程中的人工矿柱设计提供理论依据。     

空场法矿柱破坏规律及稳定性分析

为预测空场法采矿时矿柱破坏规律及失稳分析,运用断裂力学及突变理论建立了矿柱失稳的尖点突变模型.将开采厚度远小于采场跨度的空场法采场假定为无限大板上相隔一定间距的共线裂纹,采用断裂力学Ⅰ型裂纹模型,得出了矿柱破坏宽度的计算公式;基于突变理论以失稳阻抗因子和矿柱破坏发展因子为控制变量,矿柱应力强度比Fq为状态变量建立了矿柱失稳的尖点突变模型,研究表明:当Fq>1,矿柱会发生失稳;当Fq<1时,矿柱不会发生失稳.实例分析表明利用该模型对矿柱稳定性进行分析,其结果满足工程要求.     

开挖扰动下巷道围岩细观力学行为分析

为研究巷道在开挖扰动下围岩的细观力学行为,采用颗粒流软件建立开挖模型,分析巷道在开挖扰动下围岩的应力和位移分布规律。研究结果表明:在巷道的左右底角处容易出现局部应力集中,在两帮和顶底处压应力比较小容易形成拉裂破坏。同时分析了颗粒黏结强度对巷道顶板下沉量的影响,随着颗粒黏结强度的不同,下沉量呈现出类似于幂函数分布规律,通过增加围岩的黏结强度能够提高围岩的自承能力,减小围岩变形,所以在工程应用中可以通过注浆等方法来提高围岩的黏结强度达到围岩稳定的效果。     

矿柱裂隙扩展机理分析研究

依据断裂损伤力学理论对矿柱裂隙扩展机理进行了研究。详细讨论了岩石在不同应力状态下裂纹的扩展演化规律,并对裂纹扩展模型及裂纹群的演化与相互作用进行了分析总结;采用滑移裂纹模型对矿柱近自由表面裂纹在压应力下的扩展规律进行了分析,提出了裂纹扩展的应力判据。进一步得出由于裂纹的贯穿与联合复杂作用,最终在矿柱中形成破坏区,从而对矿柱稳定性造成影响的结论。     

基于突变理论的矿柱失稳破坏研究

针对岩体变形破坏具有的突变性,结合材料力学理论,建立了岩梁-矿柱的尖点突变模型。利用该模型研究矿柱失稳破坏发生的机理,并得出系统发生失稳破坏的条件及发生失稳破坏时系统释放的能量。研究结果表明,岩梁-矿柱系统的稳定性取决于系统自身的力学-几何特性,与外界因素无关。最后,以某金矿为实例,利用系统失稳条件对其采场结构参数的选取合理性进行了分析判断。     

矿柱的突变失稳研究

针对矿柱失稳的不连续性、突变性,在建立顶板—矿柱力学模型的基础上,采用突变理论推导出矿柱突变失稳的充分必要条件,并研究了矿柱突变失稳的释放能量机理。结果表明:矿柱变形的突跳量,矿柱失稳前后的能量差均与外界干扰无关,只取决于顶板—矿柱系统的内部特性。本文的讨论为矿山合理的布置及优化顶板与矿柱的参数提供了参考。     

扰动诱发高应力岩体开挖卸荷围岩失稳机制

地下开挖过程中高应力区域围岩易发生动力破坏,对地下工程施工人员及施工设备构成了重大威胁。采用真三轴卸荷扰动岩石测试系统对砂岩进行单面卸荷扰动试验,研究高应力岩体开挖单面卸荷围岩渐进性破坏规律,分析不同初始应力、不同扰动振幅、不同扰动频率静动组合条件下高应力岩体单面卸荷力学、破坏特征。结果表明:①单面瞬时卸荷时,轴向应变存在瞬时回弹-压缩流变现象,轴向应力越大,回弹量越小,压缩量越大;②随着第二主应力的增大,破坏强度呈现一个先升高后降低的一个过程,第二主应力为20 MPa处是破坏强度的转折点;③高应力岩体单面卸荷破坏为拉伸-劈裂-剪切复合破坏,第二主应力对卸荷破坏的最终形态呈现着关键因素,在第二主应力为10 MPa时,试样出现拉伸-劈裂-剪切裂纹,随着第二主应力的增加,试样内部剪切现象逐渐消失,出现的劈裂裂纹增加,在第二主应力为20 MPa时,试样内部基本全部处于劈裂破坏;④动静组合作用下,静载的大小与岩样的强度是决定破坏的主要因素,同等扰动条件下,当静载为破坏强度的80%时,破坏强度为148. 6 MPa,静载为破坏值的90%时,岩样的整体破坏强度为142. 4MPa,静载越大岩体破坏所需的触发能量越小破坏值越低,静载相同时,随着扰动振幅、频率的增加,岩体的破坏强度越低,对高应力岩体开挖卸荷围岩支护理论起到了重要的作用。     

深部大跨度采场盘区矿柱的失稳研究

盘区矿柱在深部开采过程中起到非常重要的支撑作用,在研究盘区矿柱失稳问题时,为保证回采作业安全,确定合理的盘区矿柱宽度具有重要意义。根据深部大跨度采场的岩梁—狭窄盘区矿柱建立了简化力学模型,利用能量突变分析法,导出盘区矿柱的失稳判据为:ΔΠ 0时,盘区矿柱处于失稳态;ΔΠ=0时,盘区矿柱处于失稳和稳定态的临界点;ΔΠ不存在时,盘区矿柱处于稳定态。将该判据应用于某铜矿,得到盘区矿柱的安全宽度为31 m。数值模拟及现场位移监测综合分析结果表明,盘区矿柱宽度为31 m时,满足深部开采的安全稳定性要求。     

多次开挖扰动下采空区围岩应力演化数值模拟

以邯邢地区某铁矿为研究背景,采用现场调查与数值模拟相结合的方法,运用有限元数值模拟软件MIDAS/GTS建立3阶段9矿房数值计算模型,对采空区围岩应力在多次开挖扰动下的演化规律进行了揭示。结果表明:采空区围岩应力变化是一个动态过程,在多次开挖扰动影响下,相同水平和不同水平矿房开挖后都会产生应力相互扰动影响,其中本矿房开挖对相邻矿房和对角矿房扰动作用明显。第一水平开挖后矿房间柱为承压区、底板为卸压区;第二水平开挖后,第一水平矿房顶板出现承压区,两个水平垂直相邻矿房矿柱由卸压区变为承压区;第三水平开挖后,三个水平相邻矿房间柱由承压区变为卸压区。     

厚松散层薄基岩下巷道掘进安全性分析

针对横河煤矿东翼北采区3煤层浅部区域东8-1工作面附近区域基岩最薄处20m左右、突水涌砂风险大的具体条件,分析了该区域附近水文地质特征及防砂煤岩柱留设的可行性。通过对3煤层东8-1工作面浅部巷道掘进围岩破坏理论分析、数值模拟等综合分析,进行了巷道掘进的安全评价,获得了巷道掘进能够保证安全的结论。     

平硐溜井系统矿石运动状态及井壁破坏数值模拟

在露天矿平硐溜井系统中,矿车卸下的矿石落入溜槽,运动一段时间后进入溜井,并在井壁上产生严重的冲击破坏。以华新钻沟石灰岩露天矿山为例,利用PFC~(2D)软件建立平硐溜井系统的数值模型,分析矿石的运动状态,以冲量为指标,研究溜井井壁的冲击破坏特性。研究结果表明:矿石从堆积形态逐渐发育成稳定矿石流后,矿石沿着溜槽滚动。矿石进入溜井后,初始碰撞位置比较固定,由于矿石间相互作用的影响,矿石后续运动状态比较复杂。初始碰撞位置距离井口5~10 m,破坏最大,需要重点防护,其他位置井壁的破坏相对较小。     

暗斜井变形破坏与煤柱之间关系

针对千秋煤矿暗斜井穿岩巷道的特点、采动对暗斜井的影响状况, 阐述了暗斜井在保护煤柱固定支承压力作用下, 利用拱形可缩性金属支架、锚喷网支护进行一、二次大修的过程。利用围岩有效载荷系数, 解释了暗斜井变形破坏机理, 最后指出了大面积卸压是保持暗斜井长期稳定的经济有效方法, 并给出了卸压开采范围。     

采空区煤柱-顶板系统失稳的力学分析

基于温克尔假设,将坚硬顶板视为弹性板（突破将坚硬顶板视为弹性梁的传统思想）,将煤柱等效为连续均匀分布的支撑弹簧,从而形成煤柱-顶板相互作用系统.同时,将煤柱视为应变软化介质,采用近似的Weibull分布描述它的损伤本构模型,依据板壳理论和非线性动力学理论对采空区煤柱-顶板系统失稳机理进行了研究,得出了系统失稳的突变机制,并给出了系统失稳的数学判据和力学条件.最后以马脊梁矿为工程实例进行分析,结果表明,理论分析与工程实测数据吻合颇好.     

动态扰动下硬岩矿柱应力演化与地表沉降规律

为研究多次开挖扰动下的矿柱应力和地表沉降变化情况,结合某典型铁矿床物理原型,基于有限元理论,运用Midas/GTS软件建立了3阶段15矿房数值计算模型,对硬岩矿床多次开挖卸荷扰动下的矿柱应力演化特征和地表沉降规律进行了数值分析。结果表明：在水平和垂直方向的多个相邻矿房开挖过程中,应力扰动等级：自身矿房开挖>同水平相邻矿房开挖>下水平相邻和对角矿房开挖>上水平相邻和对角矿房开挖;水平X方向应力集中效应大于水平Y方向和垂直Z方向。随着矿房的开挖,矿体上盘地表区域发生了沉降,下盘地表区域发生了隆起,第一水平开挖地表位移变化区域沿矿体走向扩展,第二、三水平开挖地表位移变化区域增大区域不明显,沉降敏感区域位移值呈增长趋势。     

条带式Wongawilli开采煤柱系统突变失稳机理及工程稳定性研究

对于条带式Wongawilli新型减沉开采技术,煤柱失稳直接导致地表沉陷,影响建(构)筑物的安全,采用突变理论和损伤本构方程,建立了采硐间狭窄煤柱和条带煤柱失稳的尖点突变模型。计算分析了条带式Wongawilli开采煤柱系统工程稳定性及突变影响参数,得出了窄煤柱与条带煤柱的突跳压缩量计算公式,通过工程实例计算与数值模拟验证了结果的合理性。研究结果表明:采硐狭窄煤柱满足突变失稳的必要条件,其所受载荷、屈服刚度和峰值载荷压缩量决定着突变的发生;当采高在2~6 m变化时,采留宽度比需控制在0.16~0.75,才可保证系统不产生突变失稳。条带煤柱保持稳定则要求其核区率大于17%,在弹塑性区宽度比小于0.21的情况下,条带煤柱可能发生突变失稳。     

隧道穿越断层破碎带塌方失稳的突变模型研究

建立了隧道穿越断层破碎带的力学模型, 根据所建立的力学模型, 利用突变理论建立了耦合地下水、系统几何参数、介质刚度等因素的尖点突变模型来进行隧道穿越断层破碎带的稳定性突变分析, 并建立了隧道穿越断层破碎带突发失稳的判据。     

孤岛煤柱沿空掘巷围岩稳定与控制技术研究

孤岛煤柱结构特殊,在孤岛煤柱中掘巷,巷道应力集中程度高,围岩完整性差,围岩控制非常困难。本研究提出了孤岛煤柱沿空掘巷模型,以某矿为例,孤岛煤柱将完全处于塑性区和破碎区,整个煤柱不会存在弹性核区。通过PFC^2D颗粒流模拟软件模拟,得出整个煤柱可分为裂隙区和破碎区,巷道两侧破碎区范围在2.5 m左右,锚固范围需超出破碎区范围,因而需要帮锚索支护进行围岩控制,得出支护阻力和裂隙发育相互关系,分析认为,相比无支护一定的支护阻力对控制裂隙发育作用明显,但支护阻力到达一定数值后,增加支护阻力对进一步控制裂隙发育作用不大。通过现场观测,对比有无锚索不同支护条件下围岩变形情况,得出帮部布置锚索时,可以明显降低围岩变形速度10～15 mm /d,有效控制锚固范围内围岩的变形,保证巷道正常使用。