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杨宏宝 《有色金属(矿山部分)》1998,(2):17-20
根据块体理论,以矢量计算为基础,开发了结构面分析程序,分析了结构面对廉江银矿采场稳定性的影响,找出了廉江银矿上向进路胶结充填法采场各部位的可动块体,计算各可动块体在重力作用下所需的支护力,从而确定了采场各部位可能出现的关键块体。 相似文献
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为了获得尾矿坝上限安全系数,采用切线法将非线性Mohr-Coulomb破坏准则与极限分析上限法相结合,基于尾矿坝对数螺旋破坏模式,建立了基于极限分析上限定理的尾矿坝非线性安全系数上限分析模型。以某尾矿坝为工程背景,求解得到了不同非线性系数和抗拉强度下的安全系数。结果表明,尾矿坝的安全系数随着非线性系数和抗拉强度的增大,呈递减趋势。在满足尾矿坝设计安全的前提下,运用尾矿坝上限非线性安全系数数学模型,反演设计参数,根据反演结果可优化设计方案。 相似文献
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为研究采空区刚度对采场围岩稳定性的影响,采用PHASE 2D有限元软件建立3种采空区刚度数值模型,其中模型Ⅰ的采空区刚度最大,模型Ⅱ最小,模型Ⅲ居中,研究了工作面前方煤体塑性区的发展规律、直接顶下沉量、覆岩垂直位移和工作面支承压力变化规律。研究结果表明,当工作面推进150 m时,3种采空区刚度下的工作面前方煤体塑性区宽度分别为2.08 mm、3.56 mm和3.13 mm,采空区刚度越大,工作面煤体塑性区宽度越小;模型Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ的直接顶最大下沉量分别为38.8 mm、106.6 mm和96.8 mm,覆岩垂直位移最大值为44.9 mm、148.3 mm和137.4 mm;随着工作面推进,工作面前方支承压力增高系数先增大后稳定,模型Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ支承压力增高系数峰值依次为2.1、3.7和3.4。分析认为,增大采空区刚度有利于降低工作面支承压力,提高采场围岩稳定性。 相似文献
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采场溜井加固工程围岩稳定性数值计算分析 总被引:4,自引:1,他引:4
在分析造成采场溜井破坏的主要原因基础上,应用FLAC^3D数值计算软件,从岩分布、塑性破坏区和岩体移动等方面,系统研究了溜井加固前后的围岩力学状态,揭示了围岩破坏机理和加固工程的力学机制。 相似文献
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采场围岩稳定性的神经网络预测控制 总被引:6,自引:0,他引:6
介绍了人工神经网络的基本原理,建立了采煤工作面基本顶分级与支护强度确定,底板分类与支柱底座选型的人工神经网络模型,并通过邻域相互作用算法与BP网络耦合,预测了采面顶板来压。 相似文献
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通过用一系列的塑性流动与脆性跌落近似逼近峰后应变软化过程,将开挖球形洞室引起的塑性变形区划分为k个同心球壳。假定各球壳内岩体均质且各向同性,采用Mohr-Coulomb准则和非关联流动法则对受静水压力球形洞室围岩的应力和变形进行理论计算。由各球壳内岩体属性表征点建立岩体再破坏的补充方程,得到了围岩塑性半径求解方程组。通过算例验证了方法的合理性。最后,考虑岩体进入峰后阶段后,变形参数也随之劣化,讨论了弹性模量线性劣化对洞壁位移、软化半径和破裂半径的影响。 相似文献
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采矿工程中采场结构参数是影响其安全和经济效益的重要因素。采用Mathew法对老厂矿13-8#矿群采场进行结构尺寸设计和稳定性分析。分析结果表明,顶板为稳固性差的玄武岩时,采场最大暴露面积为160m2,采场规格参数为8m×20m或10m×15m;顶板为较稳固的大理岩时,可采取相应的顶板控制措施,增大最大暴露面积,建议采场最大允许暴露面积控制在750m2以下,且在同等暴露面积条件下,可以通过减小采场跨度,增大采场长度来改善顶板稳固性。 相似文献
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白音呼布矿区井下开采已经进入深部,矿体多处于构造破碎带中,节理发育、地压作用显著,围岩等级差异较大,直接影响采场的稳定性。为了探究合理的采场跨度,确保井下矿产资源高效、安全开采,采用数值模拟方法对白音呼布矿区300m中段采场进路跨度及围岩稳定性进行研究,分析了不同采场跨度对围岩位移场与应力场变化及塑性区扩展规律的影响。根据数值模拟计算结果,以采场进路监测点位移曲线、应力变化和塑性区是否贯通为依据,确定井下Ⅲ级围岩采场安全跨度。研究结果表明:Ⅲ级围岩采场进路跨度超过6m后,顶板竖向位移和两帮水平位移显著增加,采场两进路塑性区完全贯通,确定Ⅲ级围岩采场进路的最优跨度为6m。 相似文献
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可拓方法在采场稳定性评价中的应用 总被引:6,自引:0,他引:6
采场顶板稳定性的评价是一个较为复杂的问题,本文把可抗方法应用于采场顶板稳定性的评价,建立采场多指标参数的稳定性评价模型,并以定量的数值表示评定结果,能较完整地反映实际采场的综合稳定性。 相似文献
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《矿业研究与开发》2017,(4)
通过现场监测和数值分析相结合的方法,从位移和应力角度对杏山铁矿露天转地下开采过程中的露天边坡和井工巷道的围岩稳定性问题进行研究,分析了采场巷道围岩的位移、应力变化规律,揭示了露天转地下开采过程中围岩体所受复合采动扰动的力学机理,结论如下:巷道两帮和顶板围岩位移增长率均呈现出典型"S"形趋势,即"加速变形期-急速变形期-平缓期",最大复合采动应力大约距工作面40m左右,采场扰动和巷道掘进扰动的应力叠加,成为巷道变形破坏的主要原因;地下开采过程中,覆盖层下沉,巷道顶板应力由垂直转向侧向挤压,随着开采深度的增加,覆盖层下移距离增大,坡脚拉应力和巷道应力集中区域增大,导致露天转地下开采过程中围岩体发生破坏失稳。 相似文献
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地下矿床开采中,矿柱的稳定是矿床安全高效开采的基础,是采场作业人员的安全保障。以弹性力学理论为基础,分析正应力和剪应力共同作用下倾斜矿柱的受力状态,应用图解法绘制出表征矿柱应力状态的应力圆。根据应力圆与Mohr-Coulomb强度包络线之间的关系,建立了考虑矿体倾角及矿柱受正、剪应力共同作用下矿柱的安全系数解析式。应用该安全系数解析式能很好评价任意倾角矿柱的稳定性,并分析了水平矿体时,以安全系数评价的矿柱稳定性与实际矿柱稳定状态吻合。最后分析了应力圆圆心所在直线斜率tanβ、矿体倾角θ等因素对倾斜矿柱稳定性的影响。研究表明:应力圆圆心所在直线斜率tanβ是矿体倾角θ及侧压系数λ的二元函数,对每个侧压系数λ,tanβ均能取得一次最大值,且侧压系数λ值不同,tanβ取得最大值亦不同;当侧压系数λ∈[0,1]时,tanβ取得最大值时对应的矿体倾角θ∈[45°,90°];当tanβ取得最大值时,矿柱的安全系数最小,矿柱最容易失稳;随矿体倾角的增大,矿体安全系数呈现先减小后增大的变化趋势。 相似文献
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综合考虑顶底板岩层破断以及硬岩层与软岩层的耦合作用,构建采场围岩“椭圆应力拱”结构力学模型,研究“椭圆应力拱”周边切向应力与轴长、轴比、极角等参数之间的关系,分析“椭圆应力拱”、悬臂梁、铰接岩梁三者之间相互作用机制。研究认为:“椭圆应力拱”承载了采场围岩大部分载荷,前、后拱脚随工作面开采向前移动;采场围岩重新分布应力,在拱顶和拱底附近区域,形成拉应力,使岩层产生“主动破断”,并挤压其运动方向上的岩层;在远离拱顶和拱底区域,形成压应力,夹持尚未破断的岩层。在岩层自重载荷、“主动破断”岩层的挤压载荷,以及应力拱周边压应力的夹持作用下,岩层沿拱迹线“被动破断”;“椭圆应力拱”内尚未破断的硬岩层形成“悬臂梁”,硬岩层破断后形成“铰接岩梁”,软岩层破断后以载荷的形式作用于其下部的岩层上,工作面支架和煤壁承受了顶、底板“悬臂梁”或“铰接岩梁”传递来的岩层载荷,“悬臂梁”的被动破断及“铰接岩梁”失稳直接影响到工作面支架及煤壁的稳定性。基于此,编程计算工作面开采过程中“椭圆应力拱”的轴长、圆心坐标、拱脚位置等位置参数,确定大采高工作面顶、底板岩层裂隙发育深度,为大采高工作面防突水提供一些理论参考。 相似文献