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。     

南温河钨矿矿柱回采方案设计与稳定性研究

矿柱的安全回采是我国金属矿山面临的紧迫问题,直接关系到矿山的可持续发展,在维持矿柱采场稳定的前提下提高其回采率,是残留矿柱安全开采急需解决的问题。以南温河钨矿矿柱回收为研究对象,根据前期现场调研、工程现场监测试验、CMS探测,结合FLAC~(3D)数值模拟等手段,揭示全面法矿柱群应力分布规律,分析了人工矿柱结构参数对房柱法采场稳定性的影响。研究表明:用人工假柱置换原生矿柱后,人工假柱中垂直应力为5～10MPa,水平应力0.1～1MPa,应力值相对较小,且分布较为均匀,未出现应力集中现象;顶板最大下沉量为10.7 mm,底板最大鼓起量为10mm,较原先仅仅依靠矿柱自稳的情况,稳定性得到了有效改善。研究结果为矿山矿柱回收方案选择提供了理论参考,具有重要的工程意义。     

基于Voronoi图和FLAC3D房柱法矿柱回采可行性评价

针对南温河钨矿矿柱安全回采问题,采用理论分析和数值模拟方法,对该矿的矿柱回采试验采场采空区稳定性进行分析。通过Voronoi图法和矿柱强度经验公式得到矿柱安全系数,以评价矿柱稳定性;在理论分析基础上,利用FLAC~(3D)数值模拟软件对矿柱置换回采前、后的采空区稳定性进行评价。研究表明:试验采场内除矿柱K2、K6和K10外,其余矿柱均稳定性良好;人工混凝土假柱能够满足试验采场矿柱安全回采要求。     

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。     

基于FLAC3D某铁矿采空区稳定性数值模拟研究

随着矿山日益开采,形成大量采空区,若发生失稳,将引发地质灾害,危及人民生命财产安全。为了确保生产安全,以某铁矿山复杂采空区空间形态和分布情况为基础,利用3Dmine-Midas/GTS软件耦合技术,建立三维数值模型,并采用FLAC^3D软件进行模拟计算;通过分析采空区围岩、顶板及矿柱的应力、应变、塑性区情况,研究采空区的稳定性。结果表明,南区530,500,470 m中段开采后围岩产生的沉降位移很小,基本在0.1～1.8 mm;围岩压应力值往深部逐渐增大,最大压应力值未超过岩体的抗压强度;大部分采空区围岩均产生了不同大小的拉应力,拉应力值为0～1.44 MPa,均小于岩体的抗拉强度;530 m中段S53C05采空区顶板和与S53C06间的矿柱产生了连续贯通塑性破坏区。     

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。     

石膏矿采空区稳定性评价

石膏矿采空区稳定性主要受顶板(护顶层)和矿柱稳定性的影响,本次通过工程地质调查、物理力学参数测试,得到了某矿的石膏矿体采空区分布情况及矿体的物理力学参数,在此基础上通过顶板及矿柱稳定性计算、数值模拟分析,评价了该矿采空区的稳定性,为指导该矿安全生产提供了理论基础。     

矿柱及围岩对采空区破坏影响的数值模拟研究

顶板冒落、巷道底鼓和矿柱破坏是采矿过程中的重要岩石力学问题．开展采空区稳定性方面的研究,对保证矿山持续发展和人民生命财产安全有非常重要的意义．运用岩石破裂过程分析软件RFPA^ZD,采用不同的顶板、底板和矿柱岩性对采空区的破坏过程进行了数值模拟研究．模拟结果再现了采空区从变形到破坏的全过程．结果表明,不同的顶板、底板和矿柱岩性对采空区的破坏过程影响很大．从整个采空区的破坏过程来看,依不同的岩性对比,采空区有不同的破坏特点,微破裂均首先在软弱处产生,并由此扩展以至顶底板和矿柱破坏．     

中深孔房柱开采嗣后充填采矿法采场安全稳定性研究

以贵州某磷矿为研究对象,运用FLAC3D对中深孔条带和水平条带房柱开采嗣后充填采矿法采动模拟进行矿体开采过程的三维力学计算分析。采用中深孔条带房柱开采嗣后充填采矿法上分段首次开采时顶板沉降量为2.74 mm,矿柱开采时顶板沉降量增加至1.38 cm,下分段开采过程中,顶板沉降最大值分别为1.42 cm、1.75 cm,上分段矿房回采完成后矿柱所受压力约12 MPa,下分段矿柱开采完成后压力增至14～15 MPa,上、下分段各步骤下最大主应力都呈现出受压状态,岩体未产生受拉破坏;中深孔水平条带房柱开采嗣后充填采矿法下、上两个分层矿房、矿柱顶板沉降数值分别为3.67 mm、7.09 mm、9.71 mm、1.55 cm,下、上两个分层矿房开挖完成后矿柱所受压应力为7～8 MPa,各步骤下围岩最大主应力都表现为受压状态。从综合位移变化、应力分布情况来看,充填体能够起到一定的承压作用,总体来说开采过程趋于稳定。     

基于板壳理论的采空区顶板稳定性分析及应用

金厂河铅锌铜多金属矿主采区矿石资源消耗过快,D采区为主要补给矿块,铅锌品位低,充填掘进工程量多,充填难度大、成本高。针对金厂河铅锌矿D采区现存问题,运用弹性理论建立板壳结构力学分析模型,研究采空区顶板经历两次冒落而趋于稳定,计算分析不同方案下的采空区顶板的初始冒落高度分别为11～38 m、26～58 m、41～87 m,后续稳定冒落高度可达1.5～2.0倍采空区跨度。同时,依据采场参数和松散体特性,分析冒落67～100 m即可自然挤压冒落拱底板。为防治地表错裂塌陷,提出及时废石充填空区挤压临时矿柱,增强矿柱支撑能力和限制空区大范围冒落。以此设计空场法、留矿柱空场法和空场适时充填不同开采方案,通过空区顶板初始冒落高度、矿柱承载数值、回收矿量对比,推荐空场适时充填方案可保证D采区安全开采。     

山东某铁矿矿柱回采及稳定性研究

为了避免高品位矿石浪费,对山东某铁矿的保安矿柱 进行了回采方案研究,应用简支梁模型计算矿房顶板应力、 应变规律,同时利用概率积分法建立地表下沉盆地剖面方 程,对地表下沉位移进行计算求解;在理论分析的基础上,利 用 FLAC3D数值模拟软件对预留矿柱内矿房回采充填前后 的采场稳定性进行评价,同时对矿柱回采造成的地表位移与 含水层位移进行分析。研究表明:①理论计算得到矿柱回采 完成后顶板最大竖直位移为11.8 mm,地表沉降最大值为 16.7mm,地表最大倾斜为i=0.03mm/m 远小于Ⅱ级建筑 允许值i=3 mm/m;② 数值模拟结果显示,回采全部矿房 后,矿房顶板下沉最大值为 37.49 mm,地表位移最大值为 10.6mm,含水区最大位移为14.03mm,护顶矿柱最大位移 为17.72mm;③数值模拟矿房全部回采后采场整体应力较 低且均匀分布,无应力集中,且无塑性区分布,采场稳定性良 好;④理论计算与数值模拟结果表明,矿柱内矿房全部回采 对矿房、地表、含水层和护顶柱均无显著影响,嗣后胶结充填 保证了矿柱回采的安全性。     

古汉山矿综放面切顶沿空留巷采空区帮控制技术

基于煤矿采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等难题,以古汉山矿1604工作面为研究背景,提出切顶卸压沿空留巷技术。对沿空留巷采空区帮控制原理及围岩运动特征进行了理论分析,形成了切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术采空区帮稳定性控制体系,并在现场进行了工业性试验。研究结果表明,采用高强预应力锚索补强顶板、单体柱π梁支撑顶板及可伸缩工字钢挡矸防护等联合支护体系可行;实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,采空区帮挡矸防护体系变形不明显,留巷变形在合理范围内,留巷效果良好,可为类似条件下的切顶沿空留巷工程提供借鉴。     

基于DIMINE-MIDAS/GTS的采空区稳定性分析

随着矿山的开采,形成大量的采空区,采空区的存在严重威胁井下作业人员安全,并影响企业的长期发展。为了保障安全生产,采用室内试验、数值模拟等技术手段针对南川河石灰岩矿井的地下采空区进行了稳定性分析。在室内岩石力学试验基础上,根据Hoek-Brown准则及其强度参数的估计法,对该矿的岩石力学参数进行折算,利用大型三维矿山软件DIMINE建立有限元三维数值模型,结合有限元数值分析软件MIDAS/GTS进行矿山开采及采空区稳定性有限元数值模拟分析。得出结论:老采空区顶板出现拉应力破坏,局部最大拉应力为2.27MPa,易发生冒顶片帮事故;13号矿柱产生主应力集中,处于压应力破坏;采空区周边矿柱仅有少量单元发生塑性破坏,塑性区主要存在于采空区顶板;地表位移沉降较小,矿山采空区基本处于稳定状态。     

基于 Mathews 图解法的采空区稳定性分析

影响采空区危险性的因素诸多并且复杂性高,甚至部分因素具有一定的模糊性。 为方便、快捷地对采 空区稳定性进行分析,简化危险性影响因素,以湖南某钨矿为研究背景,基于 Mathews 稳定性图解法理论模型,对不同 中段的采空区稳定性进行了理论计算,并依据矿山采空区现状,采用数值模拟法分析了当前采空区下各区域的主应 力、位移和塑性区的分布,评估当前状态下主采空区的稳定状态。 分析结果表明:12 个采空区中,CH5 号、CH6 号、 CH8 号以及 CH12 号采空区以及顶板围岩均处于稳定过渡区,采场整体稳定性一般;而 CH9 号、CH10 号采空区则处 于支护区,采场顶板的稳定性较差,有发生局部垮落、失稳的可能性;分析结果与矿山实际情况相符合,据此可对空区 危险性进行前期预判,降低空区治理费用与安全风险度。     

基于数值模拟的采场永久矿柱宽度优化研究

根据开采矿山的实际情况,基于永久矿柱的不同宽度,提出了4种不同的优化方案。采用三维有限元分析软件建立了数值分析模型,模拟并分析了4种不同的开挖方案后应力场和位移场分布规律,得到了最优的开采方案。研究结果表明:永久矿柱压应力、顶板拉应力的极值在特定的矿体赋存条件下呈现出一定的波动性,但采场顶板的拉应力分布区域体现出随永久矿柱宽度的增大而减小的规律;各方案中较大的位移都出现在采场的顶板和底板,并且采场顶板的位移要高于底板,其顶板最大的沉降位移量分别为8.5,8.4,6.1,5.9cm;永久矿柱主要产生受压破坏,结合采场顶板应力场分布情况以及沉降位移的变化规律,从平衡经济和安全的角度综合分析认为倾斜永久矿柱宽度12m为最优方案。     

不同煤柱宽度厚煤层沿空掘巷围岩变形研究

为探究不同煤柱宽度条件下厚煤层沿空掘巷围岩的变形特征,采用FLAC~(3D)数值模拟软件,建立了不同煤柱宽度条件下的沿空掘巷围岩变形数值计算模型。通过对数值模拟模型进行合理的参数选择及运行计算,详细分析了不同煤柱宽度条件下沿空掘巷的顶板下沉量、底板鼓起量、两帮变形量。结果表明:随着煤柱宽度的增加,沿空巷道的顶板下沉量、底板鼓起量及两帮变形量均减小,巷道围岩更稳定。顶板最大下沉量所在位置为巷道顶板中部,底板最大鼓起量所在位置为巷道中部偏向回采帮一侧,非回采帮最大变形量所在位置为巷道中部偏向底板一侧,而回采帮最大变形量所在位置为巷道中部偏向顶板一侧。     

基于多种评价方法的复杂采空区群稳定性评价与分级研究

某露天转地下开采的石灰岩矿山由于早期开采不规范,在矿井内形成了多个采空区,严重影响矿山的安全生产。为消除采空区潜在的事故隐患,根据对相应空区的三维激光扫描探测结果,获取了12个空区的空间结构参数,建立了矿山复杂采空区的三维数值模型;利用顶板厚跨比法、简支梁模型分析法、Mathews 图解方法及矿柱安全系数法等方法评价了复杂采空区的稳定性,并划分了各采空区的稳定性等级。研究结果表明：3号空区和6号空区稳定性的评价结果为较不稳定,其他采空区的稳定性相对较好;3号空区不稳定是因为采空区顶板暴露面积较大或跨度较大,6号空区不稳定是因为采空区顶板厚度较薄。     

露天开采境界内地下采空区稳定性影响因素分析

针对南泥湖钼矿露天坑底存在的大量复杂采空区,采用先进的三维有限元数值分析软件,对采空区稳定性进行计算,分析典型采空区顶板、底板及帮壁中的应力、应变和位移分布状况与规律,对影响采空区稳定性的主要因素进行计算,以最大限度地了解井下采空区对露天开采的影响与危害,确保露天开采及空区处理过程中的安全。     

大断面反井施工硐室围岩变形破坏机理及控制对策研究北大核心

针对大断面硐室围岩变形破坏严重的难题,以李家壕矿大断面反井施工硐室为研究背景,运用数值模拟、理论分析、现场监测等研究方法,分析了李家壕矿大断面反井施工硐室围岩变形破坏规律,揭示其围岩变形破坏机理,并提出了针对性控制对策。研究表明:大断面硐室顶板岩层为软弱岩层,受开挖扰动影响,顶板围岩破碎,顶板水平与垂直位移显著;大断面硐室空间较大,顶板岩层处于塑性区内,顶板垂直位移为1 450 mm,是常规断面巷道顶板垂直位移的2.8倍;大断面反井施工硐室围岩稳定性控制的关键在于顶板支护。工业性应用监测表明:常规断面硐室顶底板变形量无明显变化,大断面硐室顶板最大下沉值为132 mm,两帮最大移进量为74 mm,底板无明显鼓起现象,围岩变形得到了有效控制。     

城市地下不规则采空区的超载破坏模型试验

为研究某城市地下小型采空区的岩层稳定性,采用三维相似模型方法,对城市潜在地质灾害问题进行了超载破坏试验研究。根据相似模拟理论,以中粗河砂为骨料配置了相似材料,采用砌筑法建立了相似模型。对岩层进行逐级竖向加载至破坏,同时监测了地表位移、矿柱和岩层顶板的应变变化,并采用内窥镜拍摄了顶板和矿柱的破坏演变过程。计算分析了岩层表面的位移、曲率变形、顶板的应变,及矿柱的破坏随荷载增加的变化曲线。综合几个方面来分析岩层的稳定性。试验结果表明:①岩层表面荷载小于2 MPa时,岩层表面变形很小,属于稳定状态;2 MPa后岩层变形呈随荷载迅速增大的状态,并表现出明显的不均匀变形特征。②岩层表面荷载不超过1.2 MPa时,顶板应变处于线性小变形阶段,属于稳定阶段;而后顶板应变随岩层表面荷载迅速增加,当荷载增大到5 MPa时,应变曲线上出现明显的拐点,顶板开始出现破坏现象。③根据影像记录,顶板先于矿柱出现受拉裂缝破坏,而后矿柱出现剪切破坏现象。因此,未来的破坏模式必将是顶板先于矿柱出现拉裂缝破坏现象,所以要从防止顶板拉裂的角度来控制岩层的稳定性。综上所述,最终确定岩层表面瞬时荷载为1.2 MPa,并且在未来的开发设计中,应充分考虑该区域岩层因存在地下不规则采空区而导致的不均匀变形问题。