单轴压缩条件下尾砂胶结充填体的损伤变量与比能演化

为探究充填体单轴压缩过程中损伤变量D、比能演化及二者间的关系, 以大冶铁矿灰砂比1∶6的充填体为研究对象, 开展了单轴压缩及声发射监测试验, 计算损伤变量D、总比能U、弹性比能Ue及耗散比能Ud。结果表明, 充填体的损伤过程可划分为初始损伤(OA')、损伤稳定发展(A'B')、损伤快速发展(B'C')和损伤破坏(C'点以后段)4个阶段, 分别对应压密(OA)、弹性(AB)、屈服(BC)和破坏后(C点以后段)等阶段。损伤变量D在OA段、AB段、BC段和C点以后段分别呈快速增长、缓慢增长、急剧增长、缓慢增长;总比能U和弹性比能U_d不断增大, 且增长速率逐渐加快, 耗散比能U_e先增大后减小。OA'段, U、U_e和U_d均缓慢增长;A'B'段, U、U_e增长较快, U_d增长较慢;B'C'段, U、U_d快速增长, 而U_e增长速率逐渐下降;C'点以后段, U、U_d先快速增长后急剧增长, 且U_d增长速率更高, 而U_e先缓慢下降后急剧下降。试验充填体U_d随D呈指数增长。     

基于边坡岩土体劣化破坏的临界滑移面研究

基于边坡岩土体劣化破坏机理,提出了一种边坡临界滑移面的确定方法。该方法通过有限元数值模拟对边坡岩土体进行多次弹塑性计算与应力分析,将每次计算得到的塑性破坏区内的岩土体强度用劣化后的强度进行替换,逐次劣化,直至塑性破坏区在坡体内贯通,模拟滑移面的渐进发展过程,最终确定边坡的劣化滑移面,并以该滑移面为临界滑移面计算边坡的安全系数。选取匀质和非匀质两类边坡算例,运用该方法确定边坡的临界滑移面,并将其与传统的强度折减法进行比较;同时采用矢量分析法分别计算两种滑移面的安全系数。分析结果表明,劣化滑移面由最初的塑性区逐渐扩展形成,劣化滑移面的确定方法适用于确定匀质和非匀质两类边坡的临界滑移面,其适用条件比传统的强度折减法更广;与强度折减法确定的滑移面相比,劣化滑移面更接近边坡实际的临界滑移面。     

基于有限元分析的大包庄矿地表移动带圈定

选取大包庄矿开采范围内所有地质剖面, 建立二维有限元数值模型, 计算一期、二期工程矿体开挖后不充填和全充填2种工况下的地表变形, 通过地表变形值与标准值对比, 圈定2种工况下的地表移动带, 并对数值模拟法与工程类比法圈定的移动带进行了对比分析。结果表明: 采空区不充填时数值模拟法与工程类比法圈定的范围较接近, 开挖矿体较薄时, 数值模拟法计算的地表移动范围在工程类比法确定的移动范围内;开挖矿体较厚时, 数值模拟法计算的地表移动范围在工程类比法确定的移动范围外。采空区全充填时数值模法与工程类比法圈定的移动带范围差异较大, 充填体限制了围岩变形, 减小了地表移动范围。数值模拟法充分考虑了矿山复杂地质条件和开采技术条件, 其圈定的移动带能更好地反映实际地表变形。     

考虑地表建筑物安全的大包庄矿预留矿柱方案研究

针对大包庄矿地下开采威胁地表建筑物安全的问题,选取该矿典型地质剖面,建立二维有限元数值模型,计算不预留矿柱时各中段开挖充填后建筑物区域地表变形最大值,将计算值与地表允许变形标准值进行对比,确定预留矿柱范围,并在该范围内设计间隔预留垂直矿柱方案,计算各方案下建筑物区域的地表变形最大值,将该最大值与标准值进行比较分析,以确定合理的预留矿柱方案。结果表明:不预留矿柱开采充填时,地表水平变形、倾斜未超过标准值,-400m以下矿体开挖充填后地表建筑物区域曲率最大值已超过标准值;预留矿柱时地表建筑物区域曲率最大值明显减小,矿房矿柱采用"隔一采二"的预留矿柱方案时能保证地表建筑物的安全,同时预留矿柱最少;将该方案应用于建筑物下其他地质剖面进行数值计算,结果也满足安全要求。研究结果可为矿山确定合理的预留矿柱方案提供参考。     

考虑边坡稳定性的露天转地下开采隔离层厚度指标函数分析法

露天边坡稳定性是确定露天转地下开采隔离层厚度的重要因素之一。以密云铁矿为工程背景,采用有限元强度折减法分析了该矿露天转地下开采过程中隔离层厚度与露天边坡稳定性的关系,分析表明露天顶帮边坡安全系数随隔离层厚度的增大而增大。将边坡安全系数、隔离层安全系数、矿石回收率和隔离层承载力作为确定隔离层厚度的评价指标,基于理想点法提出了计算隔离层厚度的指标函数分析法,并运用此方法计算了密云铁矿的隔离层厚度。研究表明:不考虑边坡稳定性时,隔离层厚度指标函数分析法计算的隔离层厚度与其他方法计算结果基本一致;应用该方法,矿山可以根据各评价指标的重要程度,计算合理的隔离层厚度。     

隔离层厚度对露天最终边帮破坏形式及稳定性影响研究

以霍各庄铁矿露天转地下首阶段开采为工程背景,选取典型勘探线剖面,建立二维有限元数值模型,运用有限元局部强度折减法计算不同隔离层厚度下地下首阶段开采时露天最终边帮破坏形式及安全系数。分析表明,霍各庄铁矿地下首阶段开采时,隔离层厚度低于19 m时会造成露天最终边帮失稳,隔离层厚度在19~28 m范围内时,顶帮塑性变形区由坡脚先向首阶段采空区上盘侧壁发展,再向坡顶扩展贯通,隔离层厚度在28~50 m范围时,顶帮塑性变形区直接由坡脚贯通至坡顶; 顶帮安全系数随隔离层厚度增大而增大,但增长速率逐渐减小,隔离层厚度超过45 m时,顶帮安全系数变化不再显著; 底帮塑性变形区由坡脚贯通至坡顶,且安全系数无变化,底帮破坏形式和稳定性受隔离层厚度影响较小; 霍各庄铁矿考虑边帮稳定性时隔离层厚度应不低于25 m。研究结果可为霍各庄铁矿及类似露天转地下开采矿山合理隔离层厚度的选择提供指导。     

确定交叉巷道锚杆支护参数的围岩平均应力集中系数分析方法

大跨度交叉巷道多采用锚杆支护,支护后巷道周壁应力分布的均匀程度可以作为评价支护参数合理性的指标。将支护后巷道周壁某一点大主应力与周壁大主应力均值的比值定义为围岩平均应力集中系数,用该系数表征巷道围岩的应力分布均匀程度。以某铁矿交叉巷道为研究对象,根据矿山工程条件及均匀设计试验方法,选取锚杆长度、锚杆间距和锚杆排距3个锚杆支护参数设计4种不同的支护方案,分别计算未支护与4种支护方案下巷道周壁的围岩平均应力集中系数,通过对比分析,确定最优的交叉巷道锚杆支护参数。结果表明:未支护时,巷道周壁围岩平均应力集中系数在0.3~2.9,应力分布极不均匀;锚杆支护后,最大围岩平均应力集中系数与未支护时相比降低幅度超过50%,围岩应力分布得到较好的改善;确定最优的支护参数为锚杆长度2.2 m、锚杆间距1.1 mm、锚杆排距1.0 mm,此时巷道周壁的围岩平均应力集中系数在0.9~1.19,其变化幅度仅有0.29,围岩应力分布较均匀;围岩平均应力集中系数能对围岩应力分布的均匀性进行有效评价。     

铁古坑采区地下开采对露天最终边帮稳定性影响分析

舞阳铁矿铁古坑采区由露天开采转入地下开采,地下开采的不同阶段会对已有露天最终边帮的稳定性产生不同影响,若无法有效判断露天最终边帮的失稳工况,将对地下开采的安全生产造成威胁。选取典型勘探线剖面,建立二维有限元数值模型,按开采顺序分露天开采结束、-160 m阶段、-220 m阶段、-280 m阶段、-340 m阶段、 -400 m阶段开采完成共6个工况,运用有限元局部强度折减法计算露天最终边帮顶、底帮的安全系数,分析地下开采对露天最终边帮稳定性的影响。结果表明：有限元局部强度折减法可以通过1个数值模型分别计算出顶、底帮的安全系数;随着地下开采深度的增加,露天最终边帮顶帮安全系数逐渐降低,在地下开采至-220 m阶段时顶帮处于极限稳定状态,开采至-280 m阶段及以下阶段时顶帮发生破坏;地下开采对露天最终边帮底帮安全系数影响较小,整个开采过程中底帮一直处于稳定状态。