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.     

某矿复杂采空区顶板稳定性数值模拟与监测

为了研究某矿山复杂较大采空区顶板的稳定性,寻找治理办法,收集了空区相关数据并进行整理,运用surpac建立三维模型,通过FLAC~(3D)进行数值模拟计算,结果表明,空区正上方沉降量最大且呈凹陷状,无论水平方向还是垂直方向,监测点距空区越远则沉降量越小;在矿区较大采空区的邻近围岩布设了多点位移计进行监测,监测数据与数值模拟结果相吻合,空区顶板稳定,不受破坏,结果为矿区安全生产提供了依据。     

房柱法开采大面积采空区群的稳定性分析

为了得到房柱法开采大面积采空区群的稳定性变化规律,利用空区激光探测系统(CMS)对采空区进行精密探测,运用3Dmine与FLAC~(3D)耦合建立数值计算模型,分析了采空区围岩应力、位移、塑性区大小及分布状况。研究结果表明,采场中部部分矿柱中垂直应力最大为106 MPa,明显高于边界矿柱;采场周围矿柱中垂直应力相对较小,顶板跨度越大,下沉量越大,表明大部分矿柱仍具有一定的支撑能力;位于空区群边界的试验采场内矿柱中部垂直应力最大为46MPa,顶底部垂直应力相对较小;采场顶板存在微量下沉,最大下沉量为14.23mm,底板略微鼓起,最大鼓起量为6.5mm,表明顶底板均较为安全。     

地下空区顶板破坏特征物理实验及数值模拟

针对地下空区充填后难以接顶引起顶板破坏并导致地表沉陷的问题,采用物理相似模拟和数值模拟的方法从破坏形式、应力等方面研究了地下空区顶板的破坏变形规律,并对空区顶板内部进行位移监测,降低了单一因素影响的偏离性,提高了空区顶板稳定性评价的合理性。通过物理实验发现：地下空区顶板在垂直加载下,随荷载增加,裂隙首先出现在顶板中心区域,并逐渐向侧帮发育,直至模型彻底破坏;通过数值模拟实验发现：中央区域存在拉应力集中区,该区域最容易破坏;通过监测结果发现：随载荷增加,顶板周端位移较中央部位更小,越接近顶板中心,顶板的位移量差值越小。将物理实验、数值模拟实验与监测结果进行对比,三者吻合较好。研究结果对地下空区处理、地下开采方法及矿柱的留设具有指导意义。     

老采空区残留空洞空隙分布规律研究

老采空区残留空洞空隙是老采空区地基稳定性评价、重复开采地表移动预测等的关键因素,对此进行研究具有重要的理论和实用价值。在对前苏联岩体内部实测资料分析基础上,研究了覆岩移动变形与工作面位置的关系,通过不同高度、工作面不同位置覆岩下沉差异,得到采空区空洞空隙的变化规律,结果表明:在竖直方向上,距工作面顶板越远,残留空洞空隙量越小,空洞空隙主要出现在顶板上方0.4倍开采深度的范围内;在水平方向上,距离工作面开采边界越远,残留空洞空隙量越小,空洞空隙量与采厚比和离工作面边界距离呈对数或线性分布。在假定空洞空隙随距工作面距离线性分布的基础上,给出了空洞空隙估算模型,为老采空区残余移动变形计算和重复采动分析老采空区对地表移动变形的影响提供了技术方法。     

“三软”大采高综采工作面覆岩结构及运动规律分析

以潘一煤矿"三软"煤层2141(3)综采工作面开采条件为背景,运用相似材料模拟实验和计算机FLAC3D数值模拟软件,对采高为6m的工作面的覆岩结构及顶底板破坏特征进行观测分析,研究表明:覆岩一般是分层或分组运动,垮落相互叠加;顶板距煤层越远,位移量越小,且具有滞后性;离层出现在应力降低区;垂直应力的峰值位置随着岩层高度的增加向煤壁后方移动,顶板和煤层中的最大垂直应力大于底板中的最大垂直应力;底板的破坏范围最大,并在工作面后方存在拉破坏。     

呼吉尔特矿区邻空巷对掘致冲风险分析及防治技术研究

为研究呼吉尔特矿区厚硬顶板条件下小煤柱沿空掘巷贯通期间冲击地压机理,以门克庆煤矿11-3107回风巷贯通期间矿压显现为工程背景,建立了邻空巷贯通期间应力分布模型及FLAC^3D数值模型,对比了距贯通点不同距离掘进工作面应力演化特征,揭示了邻空巷贯通期间冲击地压机理,并通过十字布点法、应力、微震等多种监测手段对巷道围岩变形、煤体应力进行了实测。基于机理分析和现场实测,提出卸压-支护一体化技术。结果表明：由于煤层顶板上方存在厚硬岩层,巷道开挖后,厚硬岩层通过应力传递作用于巷道围岩,使得滞后于掘进工作面的巷道顶底板及帮部发生较大变形;随着邻空巷掘进工作面距离贯通点越近,巷道变形量逐渐增大,通过巷道变形量的增加速率明确了距贯通点约160 m时,巷道变形量开始突增;微震事件主要集中在距贯通点190～60 m以内的巷道贯通区域,理论计算与现场矿压显现相符。     

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。     

厚层坚硬顶板逆断层对煤岩动力失稳的力学分析

针对厚层坚硬顶板的结构特点,以实际案例为基础,分析了逆断层逆冲滑动的主要影响因素,构建了由水平构造应力影响下逆断层上盘的简化力学模型,研究了水平构造应力以及由其引起附加垂直应力的分布规律,从而揭示逆断层诱发冲击地压及煤与瓦斯突出等煤岩动力灾害的力学原因。研究结果表明:断层上盘中存在大于自重应力的垂直应力,积聚大量的弹性能;距应力边界越远,断层倾角越大,附加垂直应力及水平构造应力下降的速度就越快且其值越小;距边界较近时,水平构造应力变化不大,但附加垂直应力随着断层倾角的增大而递增。     

采空区三维建模及稳定性数值模拟研究

采矿区顶板及围岩的稳定性是金矿矿床高效开采面临的主要问题。由于受构造等多方面因素的影响,采空区内部的应力情况无法运用简单的数学公式进行计算,为了研究某铜矿采空区形态及稳定性,采用数值模拟的方法对其进行研究。首先,探明该矿采空区的空间分布形态及具体方位,以此为基础构建精细三维模型;采用ANSYS软件建立采空区、地层、断层和巷道单元模型,划分网格再由FLAC~(3D)软件进行计算;分析了空区开挖后-120m中段及各纵剖面的沉降(Z方向的位移)和弹塑性区域分布,分析结果可为后续采空区周边巷道开挖提供指导。     

松软顶板采场煤壁片帮与顶板冒落作用机理研究

以色连一号矿8101工作面为工程背景,通过现场实测松软顶板冒落形态和煤壁片帮形式,进行采场松软顶板冒落及煤壁片帮作用机理分析,采用数值模拟分析煤壁片帮前后松软顶板塑性区、应力及顶板下沉情况,提出了松软顶板冒落及煤壁片帮防治原则及措施。研究表明:1煤壁片帮导致工作面空顶距增大,加快松软顶板冒落;2理论分析结合现场实测得到工作面发生顶板冒落时0.5m≤[a]≤1.14m,工作面正常推进中(及时移架情况下)煤壁片帮后松软顶板极易冒落;3煤壁片帮后较片帮前来说,空顶区顶板出现拉伸破坏,支架上方顶板区域和煤体深部极限平衡区范围减小,片帮后顶板垂直应力增加明显,煤壁到支架间区域下沉量在0.5m,煤壁片帮导致空顶区顶板垂直应力、剪切应力和顶板下沉量都增大,顶板更容易发生冒落。     

用沙坝矿采场顶板稳定性模拟分析

贵州开磷矿业公司用沙坝矿主体为缓倾斜矿体,采用机械化盘区分段充填采矿法开采,通过研究采场跨度与顶板稳定性之间关系确保了作业人员安全和稳定生产.建立合理矿山开采力学模型后,对不同跨度采场在未支护方案下进行数值模拟分析表明,采场整体位移变化基本服从近对称分布;靠近开挖边界处围岩位移最大,距开挖边界越远,围岩位移越小,且移动方向均指向采空区;采场跨度在20m以内,采场顶板不发生破坏;当超过25m以上时,采场顶板出现较大拉应力,顶板开始发生破坏.     

充填作用下顶板底部单裂隙扩展研究

为了得到采动下海底采场顶板底部裂隙的扩展规律,依据力学特征将顶板沉降过程进行分段建模,并采用ABAQUS模拟了顶板底部裂隙的扩展过程。结果表明,在顶板沉降初始阶段,裂隙面两侧应力对称,裂隙沿垂直拉伸应力方向扩展; 在充填体与顶板相互作用阶段,裂隙面两侧应力不对称,裂隙朝着拉伸应力较大一侧发生转向。三山岛金矿新立矿区某采场顶板底部不同位置处裂隙扩展过程分析结果表明,裂隙转向主要由不对称拉伸应力造成,且越远离岩梁中心的裂隙,垂直扩展长度越小,越早发生转向,处在离岩梁中心10 m位置处的裂隙,垂直扩展长度达到8 m后发生转向; 处在离岩梁中心20 m位置处的裂隙,垂直扩展长度仅2.5 m后发生转向,处在岩梁中心的裂隙不发生转向。     

浅埋采空区顶板应力变形与地表沉降的动态关系分析

地下采空区引起的地表沉降逐渐成为了一种常见的地质灾害,为避免该类灾害发生,越来越多的监测技术与监测设备应运而生,但是目前对于监测数据的分析利用却并不充分。利用弓长岭露天铁矿浅埋空区顶板的锚杆应力计、多点位移计、液压水准仪的多传感器联合监测结果,运用自回归分布滞后模型(Autoregressive Distributed Lag,ARDL)对地表沉降与采空区顶板岩体内的应力、位移之间的动态关系进行了研究。自回归分布滞后模型(ARDL)估计结果表明,浅埋采空区的顶板岩体内产生的应力、位移与地表沉降之间存在长期和短期的影响,且滞后1期的应力、位移对地表沉降的影响最为显著。在上述分析的基础上,提出了相应的多传感器监测信息融合与预测模型构建的对策建议,即可以由采空区顶板岩体内滞后的应力、位移时间序列数据预测地表沉降,由机器学习等算法建立3个变量之间的非线性函数关系,进而构建预测模型,可以有效体现出地表沉降过程中浅埋采空区顶板岩体的响应机理。     

采场上覆岩层塑性断裂区域和移动规律研究

采场岩体一面临空,上覆围岩的应力由原来的三向应力状态变为二向应力状态.在次生应力的作用下,随工作面的推进,上覆岩层将出现受拉区和塑性区.为此,提出了岩体断裂失稳的应力判据,该判据可以计算出顶板的拉应力区、塑性断裂区和O型圈的范围.并以白皎煤矿地质资料为背景,用3D-σ有限元分析软件,建立了采场的三维结构模型,用应力判据结合数值分析的结果,计算出了顶板拉应力区、塑性断裂区和O型圈的范围;并分析了不同步距老顶受拉区、塑性区、O型圈和顶板沉降的演化特征.研究成果可为采场压力计算和控制提供理论依据.     

初采期工作面推进速度对近距离煤层的影响

为了研究初采期工作面推进速度对近距离煤层的影响,运用3DEC离散元数值模拟软件模拟分析初采期不同推进速度下近距离煤层的沉降特征、离层特征以及应力分布特征。结果表明:推进速度越快,初次来压步距越大;推进速度越快,采空区离层区扩张越快,扩张范围越大,而稳定的速度越慢;快速推进对近距离煤层超前工作面区域扰动较大,但不能满足离层的时效性,因而在中速推进条件下,超前工作面区域离层范围最大;顶板初次垮落后,采空区上方近距离煤层应力区主要由拉应力区、压实区、卸压区组成;推进速度越快,回采工作面附近的拉应力区出现位置离回采位置越远,范围越小。推进速度越快,压实区范围越小,卸压区范围越大。     

二步采场回采下的一步采空区稳定性分析

随着大直径深孔采矿法的推广应用,空区失稳坍塌问题凸显,加强采空区管理,开展开采过程中的采空区稳定性分析十分必要。本文采用目前先进的BLSS-PE矿用三维激光扫描系统辅助建立了某矿山生产中段采空区数值计算模型,结合应力与位移分布云图,得出二步采场回采对一步采场空区稳定性的影响大小,结果表明,二步采场回采使得一步采空区周围的应力集中范围进一步扩大并与一步采空区形成了应力叠加,在矿柱位置出现了应力集中,最大集中应力约为26 MPa,且垂直方向上的位移增加,最大位移量接近5 mm,存在顶板垮塌风险。     

基于Phase2的复杂采空区稳定性分析与评价

利用Phase2数值模拟软件,分别在水平和垂直剖面建立空区数值模型,对某矿三采区的空区稳定性进行了分析.研究发现,逐步回采完900中段的5个采场后,采空区的应力与位移都不会达到围岩的屈服极限,采空区是相对稳定的;继续回采采空区间柱或下中段矿体时,空区围岩的应力状态发生很大的变化,顶底板局部地方拉应力值达到岩石的抗拉强度,发生破坏,因此在进一步回采矿体时需要对采空区进行处理,保证矿山的安全生产.     

残采间柱条件下空区群顶板失稳的QR法分析

提出基于类框架结构模型QR法的残采间柱条件下空区群顶板失稳分析方法,通过构建采空区群类框架结构受力分析模型,建立采空区群内节点位移函数表达式,采用改进后的QR法计算单元空区关键部位的应力和位移幅值,结合应力和位移失稳判据,研究残采间柱条件下采空区群顶板的稳定性。某金矿1570m中段间柱采动前后采空区群顶板对比计算表明,间柱回采前,各顶板均处于稳定状态;间柱回采后,仅回采中段顶板最大竖向位移与最大拉应力均大于允许阀值,该顶板处于不稳定状态,有失稳风险。现场回采工程结束后,1570 m中段顶板严重失稳,上部覆岩汇入,空区与地表贯通,验证了该方法的可靠性。     

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。