顶板诱导崩落模式选择时变数值分析

顶板诱导崩落是一种新的空区处理技术,其实施效果与诱导崩落施工路径、方法和顺序有关,同时矿岩体作为一种弹塑性体,具有非线性时变力学特征。运用时变力学的基本理论,建立了顶板诱导崩落的时变力学有限元基本方程。针对大厂铜坑矿92号矿体试验采场的地质特征,构建了顶板诱导崩落的时变力学有限元模型,采用多步骤开挖模拟两种不同顶板诱导崩落模式,研究两种不同工序的顶板塑性区发展、东西预裂与崩顶硐室的位移及其安全系数,分析了其对采场的综合效应。结果表明,先预裂后崩顶的顶板诱导崩落模式有利于顶板崩落诱导,并综合考虑诱导崩落效果与作业安全,建议采用先预裂爆破后强制崩顶的微差爆破一次成型工艺。     

崩落法转充填法采矿地表移动二维离散元程序数值模拟及其规律验证

基于数字式全景钻孔摄像系统及现场统计对井下矿体及围岩进行了节理调查分析,利用Surpac建立了采空区三维模型并进行剖分,最终建立了二维离散元模型（UDEC）,研究不同水平矿体开采时位移场的变化规律和采空区上覆岩层的冒落形式,记录并分析矿体开采过程中岩石移动角变化规律并进行了对比验证。研究结果表明：充填法开采-430～-500 m矿体时,采空区最大位移为205.6 cm,小于崩落法的215.2 cm;对比充填法和崩落法新副井沉降值和水平位移值发现,充填法地表倾斜率为0.56 mm/m,小于崩落法的1.22 mm/m,水平变形率为1.03 mm/m,小于崩落法的1.31 mm/m,对于控制新副井沉降和地表移动具有良好效果。在崩落法开采时覆岩移动存在一定间歇性和跳跃性,冒落过程中可能形成自稳平衡拱,从而形成隐伏采空区。根据实际监测与模拟结果对比,在同一水平开采时间较长时,移动角减小速率呈跳跃性非均匀变化,表现为缓慢变化-加速变化-缓慢变化-加速变化的循环过程,进一步验证了自稳平衡拱和隐伏采空区的存在。     

矿石崩落块度的三维建模技术及块度预测

以金川集团Ⅲ矿区为研究对象,根据现场不连续面参数调查结果,利用Monte Carlo模拟方法,产生不连续面综合数据库。然后确定构成岩块的节理面数量、建立三维坐标系统中节理面方程、确定构成岩块的顶点和每个顶点的坐标,并计算岩块的体积、判别岩块的形状特征,从而对矿石崩落块度进行预测。矿石的崩落块度直接影响采场的底部结构设计、出矿设备的选择、二次破碎、炸药消耗的估算等。经过模拟得出的崩落块度预测结果为: 等效尺寸大于0.9 m的块体筛上累积体积百分比为38.2 %,大于1.3 m的块体筛上累积体积百分比为17.2 %。     

聚类分级和BP神经网络在自然崩落法矿岩可崩性分级中的应用

以矿岩RQD、RMQ和RMR值为基础进行矿岩可崩性聚类综合分级,解决了同一地质测段分级结果的不一致性,明确了可崩性级别;利用样本中易测评判指标建立矿岩可崩性BP神经网络分析模型进行矿岩可崩性分级,解决了用钻孔资料进行矿岩可崩性分级精度不高的问题。程潮铁矿自然崩落法试验区段的矿岩可崩性分级表明矿岩可崩性属于极易一中等崩落,与生产实际相符,在生产中可应用该方法进行矿岩可崩性分级工作。     

无底柱分段崩落法采场稳定性分析

无底柱分段崩落法是国内外地下矿山广泛采用的采矿方法。长期以来由于受凿岩、装药以及出矿设备的制约,国内矿山大多采用小结构参数的无底柱分段崩落法,所产生的地压问题十分严重,开采效率低。近年来无底柱分段崩落法朝着增大采场结构参数的方向发展,不但有利于改善采场稳定性,同时还降低了生产成本。因此,开展采场稳定性分析有利于实现安全、高效开采。采用三维有限元方法对10 m×10 m、15 m×15 m、15 m×20 m共3种不同结构参数的崩落法采场进行了数值模拟,对进路开挖与矿石回采两个不同过程的巷道顶板竖直位移、主应力进行分析。数值计算结果表明：进路开挖时15 m× 20 m 与10 m×10 m的结构参数相比较,巷道顶板的竖直位移降低了20.1%,最小主应力下降了约18.8%;开采过程中顶板的竖直位移、主应力值都比进路开挖时小,采场地压得到改善;进路开挖与矿石回采过程巷道顶板的竖直位移和主应力值都随着结构参数的增大而降低。因此,大结构参数能更好地改善采场地压,增强采场稳定性,采用大结构参数的无底柱分段崩落法是安全可行的     

无底柱崩落采矿大断面结构参数的数值模拟研究

针对金山店铁矿亟需确定的大断面结构参数问题,采用东北大学研制的SLS崩落放矿模拟系统和ITASCA公司的岩土工程软件FLAC3D,对该矿三期的采场结构参数进行了模拟分析和研究。数值放矿试验表明,崩矿步距对矿石回收指标影响较大,崩矿步距3.5～4.5 m更有利于指标回收,兼顾爆破参数因素时推荐为3.5 m。通过进路群开挖的数值模拟,并对开挖过程围岩的位移、应力和塑性区进行分析,发现开挖后塑性区范围不大,巷道具有良好的稳定性。因此,拟采用的进路参数从矿石回收指标和巷道稳定性方面看是较合理的方案。     

基于蒙特卡罗随机模拟的矿岩崩落块度预测研究

基于实测节理面空间几何参数,采用蒙特卡罗方法对某大型镍矿III矿区节理空间进行了模拟。采用自主研发的三维矿岩块度预测软件MAKEBLOCK对其矿岩块度分布进行了预测和分析。结果表明,该矿区大多数矿岩块体体积小于 0.2 m3,绝大多数块体形状为盘状和块状,块体等效尺寸大多在0.2 m到1.5 m之间。预测结果可以作为自然崩落法工程设计与实施的参考依据。     

进路分步开挖背景应力场演化规律研究

鲁中小官庄铁矿由于埋藏深、地压大、矿体倾角比较缓、矿岩破碎,是国内有名的难采矿山之一。进路开挖以后支护巷道破坏严重,其围岩变形为无收敛变形,也是国内支护较难的矿山之一。针对小官庄铁矿情况,为掌握其地压活动规律,应用东北大学岩石破裂过程分析系统（RFPA）,模拟其采用无底柱分段崩落法进路开挖过程,对进路开挖过程巷道围岩应力变化进行数值分析。发现随着进路开挖,导致进路出现片帮、底鼓、顶板下沉等现象,并且在矿岩接触带出现高应力集中,导致两进路之间的间柱破坏严重,并随着进路开挖应力逐步向新开挖两进路之间的间柱转移,开挖顺序造成边界矿体出现高应力集中,导致边界矿体难采。数值分析结果可以看出：进路的开挖顺序是导致小官庄铁矿进路围岩破坏的一个主要原因。     

大冶铁矿露天转地下开采的离散元数值模拟研究

离散单元方法特别适合于节理比较发育的岩体。对于模拟和分析矿山中因采矿引起的围岩松动和冒落等力学行为是比较有效的。用离散单元法研究了大冶铁矿狮子山采区露天转地下开采，采用充填法、崩落法采掘对露天边坡和围岩的影响及围岩变形规律，并得出了相应的结论，为设计和方案的选用提供了一些有益的根据。     

崩落法开采引起的岩层移动时效性研究

崩落法开采的金属矿山往往会伴随着一系列的地质灾害现象。为保证矿区安全生产,开展崩落法开采引起的岩层移动的时效性研究具有重要意义。以程潮铁矿西区下盘为研究对象,通过将地表10多年GPS监测数据的整理分析,并与现场破坏调查结果和工程地质条件相结合,进而探究不同分区下岩层移动的时效行为。研究结果表明：岩层移动的时效行为与其破坏过程有着密切的关系,不同分区下的岩层移动的时效行为是不同的,可分为初始变形、渐进变形、加速变形和残余变形共4个阶段,分别对应着稳定状态、临界状态、失稳状态以及采矿结束后的蠕变状态;初始变形阶段对应着岩体的初始蠕变过程,渐进变形阶段反映了岩体抵抗自身变形的过程,加速变形阶段与深部破坏面的形成和强烈的应力释放有关;崩落碎石在采矿作业停止后失去了流动空间,在岩体变形挤压下会对围岩提供支撑力进而限制了岩层移动的进一步发展;残余变形时间由岩体的蠕变特性和崩落碎石的压密过程所控制,倾倒滑移区因需要经历一个额外的碎石压密过程而导致残余变形时间更长。     

孤岛顶煤综放采场冲击矿压形成机制及控制技术

应用覆岩空间结构学术观点对孤岛顶煤综放采场冲击矿压机制及其控制技术进行研究。根据覆岩关键层的岩性、层位、范围等因素,覆岩关键层空间结构分为覆岩空间大结构和基本顶有限矿压结构。孤岛顶煤采场冲击矿压发生机制：①孤岛顶煤综放采场 ? 型空间大结构形成过程是集中压力逐渐增加的过程,是该时间段发生冲击矿压的力源;②采场基本顶形成最下位 ? 型空间结构后,随着工作面推进,基本顶块体产生滑落失稳,造成工作面冲击矿压现象。通过对分段来压理论、基本顶结构失稳理论和坚硬顶板预断裂理论对覆岩关键层空间结构运动的控制作用研究,提出采用覆岩空间结构理论分析、分阶段降低放煤率、坚硬覆岩预爆泄压技术、覆岩坚硬岩层破裂的微地震监测技术等方式方法预防冲击矿压的发生。     

顶板诱导崩落爆破效果的全景探测与评价

基于连续采矿的顶板诱导崩落技术,采用预裂爆破控制裂隙发展区间,强制崩顶爆破诱导顶板围岩裂隙发育、扩展,从而诱导顶板致裂失稳的可控崩落。然而在地下采空区顶板诱导致裂失稳崩落处理采空区过程中,预裂与崩顶爆破效果具有极大的隐蔽性,难以进行直观可视的评价。采用钻孔摄像系统,利用前视与全景可视技术,对顶板诱导爆破前钻孔形态和爆破的效果进行了探测,特别在爆破后的全景钻孔摄像,数字化描述了钻孔的裂隙特征,并通过钻孔摄像的图片分析评价了顶板诱导崩落爆破效果。全景探测的结果表明：（1）预裂爆破在顶板岩体中形成了清晰可见宽为20～40 mm的预裂缝,炮孔底部存在半个孔壁的预裂特征。（2）顶板围岩中产生了大量的次生诱导微裂隙带,裂隙交错呈“X”型,并且原生裂隙得到了扩展。（3）顶板诱导爆破实施后爆堆形状良好,大量裂隙发育以及碎裂岩体结构的形成有利于顶板的诱导可控崩落。     

振动放顶煤技术机理研究

详细介绍了振动放顶煤技术的原理和机理。通过实验室试验揭示了在重力自然放煤方式下,当顶煤块度达到放煤口宽度的1/3左右时,块裂顶煤在放落过程中极易形成铰接拱,而使后续顶煤难以放落。验证了振动放顶煤技术原理及其机构的可行性,证明了采用振动放顶煤技术可有效地提高顶煤采出率和降低混矸率。     

Numerical modelling of multistage caving processes: insights from multi‐seam longwall mining‐induced subsidence

Evaluating the induced subsidence is a critical step in multi‐seam longwall mining. Numerical modelling can be a cost‐effective approach to this problem. Numerical evaluation of longwall mining‐induced subsidence is much more complicated when more than one seam is to be extracted. Only a few research works have dealt with this problem. This paper discusses the essential requirements of a robust numerical modelling approach to simulation of multi‐seam longwall mining‐induced subsidence. In light of these requirements, the previous works on this topic are critically reviewed. A simple yet robust FEM‐based modelling approach is also proposed that is capable of simulating caving process, rock mass deterioration and subsidence around multi‐seam excavations. The effectiveness of this approach in comparison with two other conventional FEM approaches is demonstrated through numerical examples of two different multi‐seam mining configurations. Results show that the proposed numerical modelling approach is the only robust method, which is capable of simulating multi‐seam subsidence in both demonstrated cases. Copyright © 2016 John Wiley & Sons, Ltd.     

大采高综放面区段煤柱合理留设研究

侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。