露天采场台阶开挖对公路路基稳定性影响的有限元数值模拟和评价

针对矿山在地下开采转为露天开采过程中,原地采区域在露天采场台阶开挖过程中对露天采场公路建设及运营的影响,进行了数值模拟分析,并对通过各种岩体介质的露天采场公路路基在台阶开挖和汽车运营过程中的稳定性进行了分析评价,得出了在不同条件下,如空洞地区、台阶材料介质、材料界面、开挖台阶与公路距离等对路基稳定性影响的评价.     

模糊评判在露天转地下矿山的矿房结构参数优化中的应用

模糊评判法能较好地解决方案选择的问题。本文针对石人沟铁矿露天转地下矿山过渡期开采期间,矿山地下开采带来的露天边坡、地下采场稳定性问题,通过数值模拟,得到地下第一中段开采时地下采场和边坡的应力、应变数值,并结合矿块的采切比、矿块回采率经济指标,运用模糊数学的方法,建立了考虑经济效益的稳定性模糊评判模型。通过合理确定评价指标的隶属度函数和利用二元排序法构造判断矩阵确定各评价指标的权重,对9种方案进行了综合评判,确定了最优方案,选出了合理的矿房结构参数,既可保证矿山的安全生产,又可保证矿山经济效益。     

矿井通风对多年冻土井筒围岩热影响的数值分析 (Ⅱ): 多年冻土井筒围岩温度的变化规律

在多年冻土区进行煤矿地下开采, 通风作用改变了井筒围岩的热平衡条件, 从而引起了多年冻土上限及其井筒周围冻土季节融化层的变化, 有可能影响到井筒支护结构的稳定性. 因此, 研究在矿井通风作用下, 多年冻土温度场分布及随季节的变化趋势是有意义的. 基于ANSYS有限元分析软件, 针对多年冻土区某煤矿的赋存条件、 试验采场位置以及通风作用对冻土的影响范围, 建立了二维数值计算模型, 利用焓式有限元方法对多年冻土井筒围岩的温度特性进行了数值模拟, 分析了矿井通风对多年冻土井筒围岩的热影响程度, 其计算方法和结果为下一步多年冻土煤矿地下开采井筒支护设计提供参考依据.     

高应力区露天转地下开采岩体移动规律

以金川龙首矿为例,基于2003―2008年长达12期的GPS实测数据,按照时空分布比较分析总体变形趋势,得出整个矿区的地表沉降特征、平面位移特征、行线（勘探线）随时间变化的沉降和平面位移特征。据此分析了以水平构造应力为主导的高应力区露天转地下开采引起岩体的变形规律,并与该矿闭坑之初的变形规律比较,通过理论分析的方法对产生差异的原因进行初步解释,并用数值模拟的方法加以验证,其研究结果对认识露天转地下开采引起的岩体移动、破坏特征,指导矿区安全生产有积极意义     

充填体下矿体开采安全顶板厚度数学预测模型

科学合理地确定安全顶板厚度是回采铜坑矿重叠区下92号矿体的基本依据。在分析影响92号矿体顶板稳定性因素的基础上,通过建立有限元数值模型和反复多次模拟计算得出了不同影响因素组合下顶板的安全厚度值。根据计算结果绘制了影响因子与安全顶板厚度的相关关系曲线,利用多元逐步回归分析方法建立了一能够综合反映多因素共同作用下的复杂充填体下矿体开采安全顶板厚度的数学预测模型。结合工程实际及数值模拟的验证结果表明了预测模型的有效性。     

基于InSAR三维分解技术的贵州省贞丰某煤矿地下采空区反演

贵州是我国主要煤炭产地之一, 成本与地方条件的限制使贵州贞丰县山区出现大量的非法小煤窑, 其大多开采一年、半年便废弃煤矿, 调查其地下开采范围对矿区生态修复、土地资源再利用、煤矿越界开采监测等有一定意义。本文利用升、降轨观测共16期3 m空间分辨率的L波段PALSAR-2影像为数据源, 在贵州省贞丰县采用InSAR技术对煤矿采空区开展了短期动态地表沉降监测, 结合研究区地质条件、地下开采条件、开采时间、范围等信息, 计算了该地区煤矿开采沉陷影响角的规律与变形时间滞后关系; 而后利用上述参数及地表变形信息, 在其附近一处废弃煤矿, 对其地下采空范围及开采时间进行反演:(1)研究区煤炭开采走向影响角为83°、上山影响角75°、下山影响角80°, 地表变形时间与地下开采时间差约1个月; (2)计算反演出研究区废弃煤矿地下开采范围为380 m×150 m; (3)在反演煤矿采区, 对比FLAC3D数值模拟计算结果和野外现场调查, 验证了InSAR计算结果基本准确, 验证了此方法对煤矿采区反演的合理性与可靠性。     

多层开采沉陷预计数值计算分析

为了科学合理地规避矿山开采中地质灾害发生,以贵州某矿山为例对矿山沉陷进行分析。以概率积分法为理论基础,利用Visual Studio2010开发程序编写沉陷预计程序,实现了对该矿山的地表沉陷的数值模拟。得出了矿区的6层采区开采后造成的沉陷范围和沉陷程度。为今后地下开采引起的损害分析提供更加直观科学的依据。     

多层开采沉陷预计数值计算分析

为了科学合理地规避矿山开采中地质灾害发生,以贵州某矿山为例对矿山沉陷进行分析。以概率积分法为理论基础,利用Visual Studio2010开发程序编写沉陷预计程序,实现了对该矿山的地表沉陷的数值模拟。得出了矿区的6层采区开采后造成的沉陷范围和沉陷程度。为今后地下开采引起的损害分析提供更加直观科学的依据。     

基于FLAC3D模拟的大规模采空区破坏概率研究

采空区稳定性的问题由来已久,但目前对采空区的整体稳定性评价结论几乎仍停留在定性层面上,特别是对于条件复杂的大规模地下矿山采空区,若能将其量化则在很大程度上将会对矿山安全提供一定的保障。针对大规模采空区稳定性的难题,在数值模拟的基础上引入采空区破坏概率的概念试图解决这一问题。在FLAC3D后处理的过程中,结合统计学中概率的基本原理,利用Excel的风险分析插件@Risk对FLAC3D网格单元的计算结果进行统计分析,并以95%的置信区间为准,从主应力、剪切破坏判据Fs以及弹性应变能等方面深入研究分析采空区的破坏概率,进而将采空区稳定性问题得以量化,同时得出了大量岩石网格单元主应力和弹性应变能分布服从韦布尔分布(Weibull)和对数正态分布(lognorm)的规律。量化不仅解决了空区稳定性的问题,也将为数值模拟开拓更为广阔的应用空间。     

多层开采沉陷预计数值计算分析

为了科学合理地规避矿山开采中地质灾害发生,以贵州某矿山为例对矿山沉陷进行分析。以概率积分法为理论基础,利用Visual Studio2010开发程序编写沉陷预计程序,实现了对该矿山的地表沉陷的数值模拟。得出了矿区的6层采区开采后造成的沉陷范围和沉陷程度。为今后地下开采引起的损害分析提供更加直观科学的依据。     

Effect of Underground Mine Blast Vibrations on Overlaying Open Pit Slopes: A Case Study for Daye Iron Mine in China

Investigating the propagation and attenuation of blast vibration in rock slopes is the key point to assess the influence of underground mine blasting on overlaying open pit slopes stability and determining the potential risk. In this paper, Daye Iron Mine in China has been chosen as the case to study the effect of blast vibrations on overlaying open pit slopes due to underground mine blast. Firstly, the characteristics of blast loadings are analyzed by the dynamic finite element method. Then, a three dimensional (3D) numerical model of the open pit and the underground mine is made, which is verified by the field monitoring data to prove its reliability. The effect of blast vibration on overlaying open pit slope due to underground mine blasting are discussed based on the peak particle velocity (PPV) and the peak effective tensile stress (PETS) distribution characteristics which are calculated and analyzed by inputting the obtained blast vibration data into the numerical model. The results show that the effect of present mining blasting on the stability of pit slopes are limited because the simulated maximum PPV and PETS of monitoring point on slopes are all < 0.747 cm/s and 0.738 MPa. At last, according to numerical simulations of the underground mine blasting, the PPV predicting formulas for the slopes in Daye Open Pit Iron Mine is proposed based on the classic Sadaovsk formula.     

矿山露天转井下境界顶柱的数值模拟优化方法

露天底境界顶柱优化是露天转井下过渡时期的重要课题,该优化问题包括多个决策变量和多个评价指标,已有方法的优化效果不够理想。针对露天转井下境界顶柱优化特点,将遗传算法与三维数值模拟相结合,研究了境界顶柱全局优化的进化数值模拟方法,给出优化的指标和步骤,并将该方法用于大杏山铁矿的露天转井下境界顶柱的优化。工程应用表明所提出的井下境界顶柱优化方法是可行的。获得的最优方案对该矿山露天转井下的采矿设计具有指导作用。     

沿空掘巷合理煤柱宽度综合分析与确定

在总结分析经验法、理论计算法、数值模拟法、现场实测等确定煤柱宽度方法优缺点的基础上,提出了采用现场实测和数值模拟相结合的方法来确定保留煤柱宽度。根据石炭井二矿生产实际,分别对巷道开挖前后,不同煤柱宽度下围岩应力、变形进行了模拟,同时利用21053工作面异型煤柱的有利条件,对不同煤柱宽度下巷道围岩变形、支护结构受力等进行了实测。经过对监测数据的分析,得出了巷道围岩变形、支护结构受力与煤柱宽度之间的关系,结合数值模拟结果,确定了石炭井二矿煤柱宽度。     

Combined methodology for three-dimensional slope stability analysis coupled with time effect: a case study in Germany

High-steep slopes in open pit mines are much more likely to collapse due to mining operations. Challenges such as data acquisition, precise numerical models and adaptable methodologies have impeded more reliable results of slope stability analysis based on the current methods. Within this context, this paper proposes a combined methodology using light detection and ranging technology to capture high-resolution slope geometry, three-dimensional geological and geotechnical modeling technologies for creating high-quality numerical simulation models and finite-element slope stability analyses combined with a new automatic strength reduction technique to analyze complex geotechnical problems. At the end, the methodology introduces a time series analysis to improve the reliability of the calculated factor of safety. A case study in the deepest open pit mine in Hambach, Germany, was conducted to test and demonstrate the effectiveness and applicability of the proposed methodology.     

复杂地质背景下露天采场边坡失稳地质灾害预测及其防治对策

露天采矿场边坡失稳作为露天开采矿山常见的一种地质灾害,对采矿工人的人身安全和矿山开采设施及财产造成了极大危害。本文通过对大宝山露天采场边坡相关影响因素的研究,从影响采场稳定性的地质因素、采空区综合分析,辅以赤平极射投影的方法,探讨了在复杂地质背景下露天采场边坡失稳地质灾害的预测及其综合治理对策。     

内蒙古乌努格吐山铜钼矿露天采场边坡工程地质特征及破坏类型

通过对乌努格吐山铜钼矿露天采场边坡自然背景条件、岩体结构类型、岩石力学参数、工程地质岩组特征、结构面特征、边坡工程地质分区、边坡稳定性评价、边坡破坏类型及规模等论述,阐明了露天采场边坡工程地质特征.边坡稳定性计算结果表明,A区A-A'剖面、C区E-E'剖面稳定性计算结果不能满足安全系数的要求,其他区边坡总体稳定性较好.露天采场现处于生产建设阶段,边坡正处于剥离形成过程中,边坡几何形态保存较完整,仅局部出现小型崩塌、垮塌、粒状解体、楔形破坏、地裂缝和大气降水冲刷等.尚未出现较大规模破坏,现状边坡总体稳定,基本可代表未来边坡的破坏类型和稳定状态.     

地下矿体采动下的露天采场边坡稳定性研究

对于进入中晚期的露天金属矿,为了延长矿山的寿命或露天转地采稳产过渡,通常选择露天与地下联合开采,那么矿体采动下的边坡稳定性问题则尤为突出。在边坡几何形态、上部荷载和材料性质等不变的情况下,极限平衡获得的边坡安全系数为定值,因此,不能用来反映地下矿体采动对边坡稳定性影响。为了克服常规极限平衡方法的上述缺陷,采用基于边坡应力场的矢量和法求解滑动面的安全系数,结合蚁群算法与遗传算法联合搜索边坡临界滑动面,以确定矿体开采前后边坡的安全系数和临界滑动面。最后,给出一个假定算例和两个工程算例说明上述安全系数求解和临界滑面搜索方法的有效性,并揭示了地下矿体开采对露天采场边坡的稳定性的影响。     

矿井初步设计中边界防隔水煤岩柱留设探讨

针对一些矿井初步设计中留设边界防隔水煤岩柱不合理而引发矿井老空水矿难的现实,探讨了影响矿井间边界防隔水煤岩柱安全稳定性的因素,提出应充分考虑煤岩柱受覆岩应力破坏变形、覆岩受采动影响产生岩移破坏等,综合分析计算煤柱有效稳定性弹性核区宽度、覆岩导水裂缝带上限岩柱宽度及其抗静水压能力等,择优选取留设矿井边界防隔水煤岩柱。以济宁煤田济宁二矿与三矿边界煤柱的留设为例,计算其边界煤柱留设尺寸为99.56m,较原设计的40m有较大出入,据此对两矿井边界隔离煤柱进行了相应调整,确保了矿井的安全生产。该方法也可用于矿井留设采区、区段隔离煤柱的计算。     

井工开采对露天矿边坡稳定性影响的试验研究

露天边坡的稳定性是关乎矿山安全生产的重要因素之一。以安家岭露天煤矿29211工作面开采为例,采用相似材料模型试验研究方法,研究井工开采对露天矿边坡变形破裂过程的影响。试验结果表明：29211采面的推进使得上覆岩层发生垮落和下沉变形,形成“拱式”结构,对边坡产生较大的水平推力作用,导致边坡向临空面方向发生较大的水平位移,同时也造成了边坡不同程度的拉裂和沉降变形;当29211工作面推进至合理停采线2时,边坡岩体内出现局部裂缝,推进至设计停采线时,边坡岩体内裂缝已逐渐形成并贯通至坡底,因此,29211工作面推进至合理停采线2时为适宜停采位置;29211工作面开采完毕后工作面中部正上方沉降量最大,边坡岩体最大下沉量约为8 m,边坡体内裂缝逐渐贯通,有被挤出的趋势。研究结果对露天矿现场开采安全提供理论指导。     

Study of roof stability of the end of working face in upward longwall top coal

Low recovery of longwall top coal caving (LTCC) remains one of the most difficult engineering problems in this mining method and impedes its application. The top coal left in the gob at face end accounts for a large portion of the total coal loss, and the instability of the leftover triangle coal at face end has long been a threat to the safety of miners and the mining equipment. In this paper, based on the engineering background of Ruilong mine, we explore the stability of the roof at the end of the face by using theoretical analysis, numerical simulation, and field measurement. Results reveal that in the inclined longwall top coal caving face, the immediate roof forms an “arch” structure, and the basic roof forms a “masonry beam” structure after the roof collapses; working resistance of the support calculated by the method of ultimate bearing capacity was adequate to meet the requirement of roof load; roof load of coal pillar was related to the length of key block and fracture position; and increasing the size of coal pillar could ensure the stability of both coal pillar and roof.