金川二矿区深部工程地质研究与岩体质量评价

金川矿区1#矿体是金川矿区主要矿体,也是二矿区二期开采的矿体.由于矿体埋藏深而地压大,矿区地应力高,岩体节理裂隙发育,围岩稳定性极差.随开采延深、采场面积扩大,采场地压控制和巷道稳定性维护是二期开采中的关键技术问题,为了探索最佳采场地压控制措施和巷道支护技术,进行二期采场系统分析与参数优化,工程地质研究与岩体质量评价是深部开采的基础.为此,金川矿区对此进行了深入研究.首先,开展了深部工程围岩的现场调查、分析与研究,在此基础上,进行工程围岩分类和质量评价.     

金川二矿区1098m分段巷道稳定性研究

运用金川比较成熟的围岩稳定性分析法,结合巷道围岩现场工程地质调查,对1 098 m分段围岩进行了分类.并以此为基础,针对1 098 m分段目前的巷道支护型式,应用巷道收敛变形监测的成果信息,进行了巷道稳定性评价.分析探讨了一次支护、二次支护以及其它支护类型的支护时机问题,为二矿区深部巷道的支护技术研究提供了有价值的借鉴.     

金川二矿区深部采场围岩与充填体变形规律预测

金川二矿区深部采场面积将达到10×104 m2,埋深将接近1 000 m,因此,深部采场围岩及充填体的稳定性成为二期工程中的关键问题;同时,围岩与充填体的变形发展规律也直接影响矿区开拓工程的安全正常运行.因此,金川矿区采取了水准、收敛以及GPS等多种手段的全方位变形监测.经过长达近两年的连续监测,获得了大量的监测数据.主要介绍了根据现场监测数据,采用神经网络模型,对采场围岩与充填体的变形规律进行预测,给出了由此得到的主要结论.     

金川二矿区采场巷道围岩与充填体收敛变形监测研究

金川二矿区深部开采过程中采场围岩及充填体的稳定性是二期安全生产中的关键技术问题.随着开采深度的增加,采场面积扩展和地压增大,采场围岩及充填体潜在着严重的屈服破坏和整体失稳的可能.为了进行采场及充填体稳定性预测,金川矿区对此进行了多种手段和全方位的变形监测.收敛监测是其主要监测手段之一.简要介绍了巷道收敛监测网布设、监测方案以及监测结果,并给出了监测所获得的一些结论.     

金川岩体各向异性与巷道支护变形破坏关系探讨

岩体强度和变形的各向异性直接影响岩体的稳定.通过对金川二矿区1218水平采准巷道围岩岩石及岩体结构面分形、弹性波波速值和巷道围岩位移各向异性特征的具体分析,得出了围岩的各向异性是造成金川镍矿深部采准巷道支护变形破坏的主要因素之一,也是巷道围岩变形量大、变形时间长的根本原因的结论.     

深部回采巷道锚网索耦合支护时空作用规律研究

针对深部巷道围岩在开挖与支护时所表现出的非线性力学过程特性，对锚网索耦合支护时空规律进行数值模拟与工程应用研究。研究结果表明，在巷道实施锚网耦合支护后，在围岩剧烈变形阶段结束或临近结束的时间施加锚索关键部位耦合支护，是实现锚索与锚网和围岩之间时空耦合的最佳二次支护时间，其主要特征是通过锚索调动深部围岩强度实现巷道围岩高应力向低应力的转化；同时，实施锚网索耦合支护的深部回采巷道能够满足巷道掘进与工作面回采期间的稳定性控制要求。     

金川岩体各向异笥与巷道支护变形破坏关系探讨

央体强度和变形的各向异性直接影响岩体的稳定。通过对金川二矿区１２１８水平采准巷道围岩岩石及岩体结构面分形、弹性波波速值和巷道围岩位移各向异性特征的具体分析,得出了围岩的各向异性是造成金川镍矿深采准巷道支护变形破坏的主要因素之一,也是巷道围岩变形量大、变形时间长的根本原因的结论。     

基于FLAC3D的巷道分步开挖支护稳定性模拟研究

针对陈四楼煤矿-850m深部软岩巷道,为研究巷道开挖时和支护后围岩稳定性,本文基于巷道围岩支护理论,采用FLAC~(3D)对巷道围岩进行模拟,锚杆加喷浆支护的方式,提高锚固岩体的稳定性,并对锚喷支护前后的围岩应力和位移变化进行分析。研究表明支护后围岩塑性区范围减小幅度在20%～30%,且最大应力值下降10. 88%;有支护下的围岩位移变形量仅为未支护时围岩位移变形的5. 9%;发现第二次支护对第一次支护具有加固作用,且随着开挖深度及长度的增加,支护体最大应力值和位移值均有所增加。研究工作可为相似深部软岩巷道支护工作提供依据。     

深部高应力巷道锚网喷U型钢联合支护技术

随着矿井开采深度的增加,巷道受高地应力及强烈开采扰动的影响愈加明显,深部高应力巷道的支护难度逐渐增大。以某矿深部巷道支护工程为例,采用了锚网喷U型钢联合支护方案,基于FLAC3D数值模拟软件,分析了巷道围岩变形规律,对支护方案进行可行性分析。工业性试验围岩变形监测结果表明,15 d～90 d的围岩变形位移增量小于总位移增量的10%,30 d后的围岩变形基本收敛,表明采用锚网喷U型钢联合支护技术,可有效控制深部巷道的大变形。     

金川矿区不良岩层巷道围岩变形控制与喷锚支护

金川矿区井巷围岩多属不良岩层,地质构造复杂,岩体软弱松散,地应力高,围岩形态变化大,而且具有显著的流变特征。因此采用传统的支护方法,并不能保证巷道的稳定。围岩变形是能集中而真实地反映围岩的受力状态和稳定程度的。因此变形量测所得的变形值、变形速率和时间效应是指导喷锚施作,评定围岩稳定程度的重要依据。塑性流变特征明显的大变形巷道中采用二次喷锚支护是解决这类岩体巷道维护的一个有效途径。初始支护应尽可能快地施作,充分利用支护的及时性、固结性和密封性,以迅速加固松散岩体,控制围岩初期的剧烈变形,并使围岩应力得到进一步释放,减轻支护结构的负担。二次支护则应有足够的滞后时间,只有在围岩变形速率明显下降时施作二次支护,才能取得最良好的效果。由此可见,必须十分重视现场监测,切实掌握围岩力学形态的变化,研究岩体的变形和破坏规律,探索围岩结构和工程结构的相互作用,进行岩体稳定性评价,这是提高喷锚支护可靠性的直接而有效的方法。     

高地应力硬岩矿山诱导致裂非爆连续开采初探——以开阳磷矿为例

 在阐述深部金属矿硬岩在高地应力作用下储能特征的基础上,分析随着金属矿山开采深度的不断增加,诱导致裂矿岩非爆连续开采方法实现的可能性。实现非爆连续开采硬岩矿山有2个必要条件：一是高效能采掘设备,二是有发育的岩体节理等结构。高地应力矿区岩体开挖卸载后,应力重分布会造成岩体强度的弱化,不稳定块体增加及地下水渗流条件改善,为机械开采提供了有利条件。通过对开阳磷矿深部磷矿体进行的地质调查和对深部磷矿体矿开展的高应力硬岩矿山非爆开采试验,进一步论证高应力诱导致裂硬岩的可行性。通过诱导工程和测试诱导巷道的松动圈范围,证明卸荷作用下岩体的节理、裂隙迅速扩展,诱导巷道的松动圈范围超出爆破松动区范围;松动圈内矿体可实现高效率机械化开采,从而实现硬岩矿山的非爆连续开采;比较独头掘进和开挖诱导巷道下多自由面掘进的效果,诱导致裂条件下开采效率得到显著提升,而且还改善了块度分布。     

金川二矿深部1 000 m中段地应力测量 及应力状态研究

 金川镍矿是我国最大的硫化铜镍矿,而二矿又是金川镍矿的主力矿山。目前二矿已进入深部开采阶段,由于矿岩破碎、剧烈开采扰动以及巷道采场结构越来越复杂,加之应力状态的改变,围岩稳定性问题更加突出。为此在二矿深部1 000 m中段进行了系统的地应力测量,以了解深部应力分布特征及其变化规律。现场测试采用空心包体应力解除法,共获得7个测点的三维应力数据。地应力测量成果表明,在井下700～800 m深度范围内,最大主应力量值基本为20～30 MPa,大部分测点最大主应力方位为NNE～NE向,最大主应力倾角在40°以上,以水平应力为主导的应力作用特征发生改变。     

玲珑金矿深部开采岩体能量分析与岩爆综合预测

 玲珑金矿是石英脉型金矿床, 目前开采深度已超过500m , 未来开采深度将超过1 000m。对此类矿床赋存条件的地下矿山, 深部开采时可能遇到的一个突出问题就是岩爆。根据系统的工程地质调查、地应力场现场实测、岩石力学试验、三维有限元数值模拟的结果, 采用多种岩爆判断准则, 分析了玲珑金矿深部开采时围岩中的能量分布规律和发生岩爆的可能性, 提出了防治岩爆的建议措施。     

深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计

煤矿开采进入深部以后，地质力学环境远比浅部复杂得多，由此引起的各种非线性力学现象越来越严重，给深部支护与开采带来很大的难度。夹河矿2442工作面上材料道复合项板松散、破碎，采用原支护形式很难有效控制，进而加剧两帮收缩和底板臌起，严重影响巷道的正常掘进和安全生产。通过对该巷道工程地质条件的综合分析和地质力学评估，采用数值模拟和理论分析方法研究该类巷道的变形破坏机制，有针对性地提出锚网索耦合支护设计方案，现场试验结果表明该支护设计方案可取得良好的支护效果。     

柳海矿第三系深部软岩巷道耦合支护研究

随着煤炭开采深度的加大,深部工程岩体表现出明显的非线性力学特性,传统理论、方法与技术已经部分或全部失效.深部巷道支护应采用耦合支护.根据柳海矿第三系深部软岩巷道工程实际,分析了深部巷道的特殊的地质条件和巷道的变形力学机制;采用锚网索-柔层桁架的耦合支护方案,确定了支护参数;新方案在现场实施后,支护效果良好.     

李粮店煤矿巷道围岩变形机理及支护研究

本文首先针对李粮店煤矿开拓巷道围岩变形现状分析该处地应力规律,最后根据本矿大采深软岩的特点提出采用锚架注联合支护技术,为深部巷道合理支护和煤层安全高效开采做了一次较好的尝试。     

中国金矿深部开挖中的岩爆预报与控制

The studies of prediction and control ofrockburst are presented during deep excavation in a gold mine in China Firstly, the stress-relief method is used to obtain a vast amount of data about initial geostress. Secondly, 3D FEM analyses of large scale are performed to find out the law of geostress distribution at various excavation levels of the mining area. At the same time, as an equally important measure, six typical kinds of rock blocks are sampled for the experimental study of rockburst tendency. According to th esynthesized results of the theoretical and testing results, the methods of brittleness coefficient, brittle index and stress, and so on, are adopted. Finally, the evaluation on the possibility of rockbursts is given that may take place at the deep mining area and some effective measures are put forward to prevent and control the rockburst.     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

超千米深井巷道围岩变形特征与支护技术

为解决超千米深井巷道支护难题,以新汶矿区深井巷道为工程背景,分析深部矿井地应力、围岩强度与结构等地质力学参数分布特征,超千米深井巷道围岩、支护体变形及破坏状况。采用UDEC数值模拟软件,研究不同支护方式与参数下超千米深井岩巷围岩变形、破坏特征与支护作用。基于实测与数值模拟研究结果,确定新汶华丰矿-1180回风大巷采用全断面高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合支护加固方式。详细介绍-1180回风大巷支护井下试验,包括支护参数设计、支护材料、底板注浆锚索施工工艺及矿压监测结果。通过分析围岩位移、顶板离层及锚杆、锚索受力监测数据,评价回风大巷支护效果。井下试验表明:高预应力、高强度锚杆与锚索及注浆联合加固技术,能够有效控制超千米深井岩巷大变形,保持围岩长期稳定。最后,针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。     

新城金矿Ⅴ号矿体-580m采场开采方式优化研究

根据矿区实测的地应力场和工程地质条件,结合矿山的实际生产情况,采用FLAC3D软件对Ⅴ号矿体-580 m中段采场进行了数值模拟计算,对提出的3种开采方案进行比较,并通过分析开采过程中围岩和充填体的应力,变形及破坏情况,获得了最佳开采优化方案,以期指导类似工程施工。