长走向平行钒铁矿体协同开采方案研究

七角井矿区的钒、铁双层矿体走向长度超4 km且呈近似平行产出,下盘铁矿开采时损失贫化率高且上盘钒矿资源保护难度大。根据钒铁矿体走向长、近平行产出、厚度负相关、空区隐患大的开采技术条件 特征,采用平面分区、开采时序规划、采矿方法优化、区域稳定性控制等技术来实现钒铁矿协同开采。根据铁矿“中间厚、两端薄”、钒矿“中间薄、两端厚”的形态特征,将长走向的钒铁矿体分为东区、中区及西 区。工程空间上,双层矿体共用一套开拓、采准、运输等开采系统;开采时序上,在提高铁矿生产能力的同时保证了钒矿开采的时间灵活性;采矿方法上,东区及西区铁矿采用阶段矿房嗣后膏体微胶结充填法,中区 铁矿采用阶段矿房法转崩落法;此外,通过中区崩落顶板及上盘围岩,东、西区膏体充填方式保证了矿区开采时及开采后的区域稳定性。研究表明：所提出的协同开采方案使矿山铁矿设计开采储量增加了1 064.7万t ,膏体充填每年消耗干抛层、尾矿等矿山固废86万t以上,矿山安全及经济效益明显。     

基于现场监测与数值模拟的浅层采空区稳定性分析

隐患采空区是目前影响露天开采矿山安全生产的主要危害源之一。随着台阶开采的不断剥离,露天开采境界内各台阶与地下空区群的隔离层厚度越来越薄,随时有可能发生采空区顶板坍塌事故。考虑到露天矿采空区地质赋存条件和围岩稳固性等特征,以弓长岭露天铁矿浅层采空区为工程背景,运用现场监测和数值模拟相结合的手段综合分析了浅层采空区的稳定性。将液体静力水准地表沉降监测系统的监测数据与FLAC数值模拟结果对比,调整蠕变参数使得数值模拟的蠕变速率与现场监测结果一致,而后据此进行未来结果的预测。最终根据地表沉降数据确定的蠕变参数取值为A=1.0×10^-12、m=1.75、n=0.35。研究表明:静力水准测点地表最大沉降位移为-9.8 mm,蠕变计算结果顶板最大垂直位移约20.4 mm,应力最大值约25 MPa,综合分析显示该采空区较稳定。上述研究提供了一种基于采空区现场监测数据的数值模拟蠕变分析方法,可为类似矿山采空区稳定性分析提供借鉴。     

基于改进能量法的行星齿轮裂纹损伤研究

行星齿轮的裂纹损伤是其主要故障之一。以改进的能量法为理论基础,构建数学模型,对行星齿轮正常及裂纹齿的啮合刚度进行数值计算,得到其变化规律,获得裂纹啮合区的刚度突变程度;并通过有限元法对这一突变量进行仿真计算,得到理论与仿真的突变值存在约6%的误差。开展了故障模拟实验,分析了其振动信号的时-频域变化情况,给出其无量纲指标的变化情况,发现峭度指标对冲击信号特别敏感,变化量可达64.82%,该指标可以更明显地反映行星齿轮裂纹的损伤情况,验证了啮合刚度理论分析的结果。     

超细尾砂新型胶凝材料开发及配比优化

为解决山东某金矿尾砂粒径细、含泥量高导致的充填体早期强度低的问题,以该金矿尾砂为主要原料,石膏和生石灰作为复合激发剂,添加少量芒硝开发新型胶凝材料。试验结果显示:当水泥添加量为25%,生石灰添加量为15%,石膏添加量为1.5%,芒硝添加量为4%和矿渣添加量为54.5%时,充填体3,7,14d抗压强度分别为0.51,0.62,0.75MPa。在成本控制范围内,为进一步提高充填体早期强度,挖掘最优配比,配比优化试验获得超细尾砂新型胶凝材料最优配比为水泥∶生石灰∶石膏∶芒硝∶矿渣=30∶20∶1.5∶4∶44.5,充填体3,7,14d抗压强度分别为0.58,0.72,0.86MPa,满足矿山充填采矿要求。     

组合支架切顶沿空留巷支架选型及影响因素研究

针对葛泉矿1528工作面沿空留巷围岩控制难题,采用了组合支架切顶沿空留巷技术。通过建立基本顶应力力学模型,对组合支架切顶阻力进行校核,并利用FLAC~(3D)数值模拟软件,进行了24组数值模拟,分析了采高、采深、侧压系数、巷道宽度、直接顶厚度、直接顶强度等关键影响因素对组合支架切顶沿空留巷稳定性的影响。结果表明:设计的组合支架切顶阻力能够满足基本切顶条件;顶板下沉量与采高、采深、侧压系数和巷宽呈正相关,与直接顶厚度和直接顶强度呈负相关,如采深为200m时,顶板下沉76mm,采深为400m时,顶板下沉172mm,增大了126%;最后通过对比发现,采深、直接顶强度对组合支架切顶沿空留巷稳定性影响最为显著,其次是采高和巷宽,直接顶厚度和侧压系数的影响不明显。     

软岩巷道冒顶机理及支护对策

针对软岩巷道冒顶问题,详细分析了软岩巷道的冒顶机理。由于软岩自身的物理、力学性质导致其在遇到顶板淋水时发生软化,崩解,直接降低了顶板支护结构的稳定性,断层构造加剧了软岩裂隙发展的程度,导致岩层沿原生裂隙不断扩展将岩层分割,若分割位置位于锚固体之上就会发生一次性大面积冒落事故;依据软岩遇水、遇构造产生冒顶的机理,提出了采用疏水、合理保水、提高锚固质量的围岩控制技术,保证了软岩巷道的安全掘进。     

煤矿超大断面硐室判别方法及其工程特征

随着矿井大型化、井下机械化和智能化水平的提高,煤矿大型硐室的使用逐年增多,硐室断面增大导致其围岩变形破坏规律不同,控制技术和策略也相应改变。本文首先随机对国内外15个井工开采煤矿的29条主要硐室进行调研,统计其埋深、断面面积和围岩岩性等情况。然后,采用模糊综合聚类法,以硐室埋深、断面面积、单轴抗压强度和围岩完整性系数作为指标,建立基于模糊综合聚类法的硐室断面分类方法,将硐室断面分为超小、小、中等、大和超大共5类,并对所调研硐室中的超大断面硐室进行判别。最后,利用数值模拟和现场调研验证该判别方法的合理性和准确性,并探讨煤矿超大断面硐室的工程特征,即围岩变形破坏剧烈、多因素共同影响、围岩控制和施工难度大,为其围岩支护设计和稳定性控制提供指导。     

断层保护煤柱下采煤工作面保留巷道破坏分析及其控制

针对布尔台煤矿2-2煤断层保护煤柱下方4-2煤开采导致其保留巷道产生剧烈变形破坏的情况,通过现场实测、理论分析、数值模拟等方法对断层保护煤柱下采煤工作面保留巷道的破坏特征及致灾机理进行了研究。研究表明:①保留巷道变形破坏区域性特征明显,断层保护煤柱下更为剧烈,超前影响范围可达100 m;②多次采动造成断层保护煤柱下保留巷道位置处垂直应力叠加和水平应力卸,最大垂直应力为原岩应力的1. 8 倍,水平应力普遍小于原岩应力;③多次采动后,保留巷道塑性区在煤柱下方可达2 ~3 m,在采空区下方多在1 ~1. 5 m。针对性地提出水压致裂并结合锚索补强支护的治理方案,效果良好。