空区隐患爆破治理方案及延期时间的数值模拟分析

为了防止矿山空区引起地表塌陷造成建构（筑）物的破坏以及降低矿柱塌落振动对井下开采的威胁,采用现场试验与数值模拟相结合的方法,优选爆破治理方案和延期时间。根据炮孔布置和爆破参数,建立实际比例数值模型;在岩石物理力学指标测试的基础上,确定模型材料参数;采用LS-DYNA数值模拟软件,对比分析方案优劣以及确定爆破延期时间。研究结果表明:在满足空区隐患爆破治理效果的前提下,同一节点处A方案质点振速峰值为0.923 9 m/s小于B方案质点振速峰值1.225 3 m/s;而且当延期时间为100 ms时,通过模型垂直方向的位移云图可知岩石的破坏范围最大,塌落区域更加分散。现场应用结果显示空区隐患治理工程爆破效果良好,形成了隔离缓冲层,可以保证露天和井下的安全。     

煤巷顶板沉积岩体钻进动力响应特性试验研究

为了探究煤巷顶板锚固孔钻进动力响应指标（钻速和转速）与顶板岩石物理特性（普氏系数）间的关系,采用实验室及数值试验研究方法对煤巷顶板沉积岩体进行模拟钻进。结果表明,锚固孔的钻进动力响应指标整体上均随顶板岩石普氏系数的增加而减小,大致呈负指数关系。实验室试验数据拟合曲线与数值模拟分析所得结果较为相似,但也存在一定的差别。据此可实现对顶板岩层的初步判别,对煤巷顶板锚杆支护参数的优化和冒顶事故的预防有重要的指导意义;为实验室研究岩石的钻进试验提供了一种可行的方法,也为岩石可钻性与顶板岩层探测仪器的深入研究提供了一定的参考价值。     

大空孔复式筒形直眼掏槽力学机制与数值模拟分析

为了解决矿山硬岩巷道爆破开挖存在炸药单耗高、炮眼利用率低和掘进深度短等问题,应用理论分析、数值模拟与现场实践相结合的方法,提出大空孔复式筒形直眼掏槽方式。根据静力学理论,简化掏槽区域岩体只受爆生气体的准静态膨胀作用,并在复式筒形直眼掏槽腔体成形力学机制的基础上,分析大空孔形式下空腔形成的物理力学过程;采用LS-DYNA软件建立数值模型,基于材料参数和状态方程,仿真分析大空孔复式筒形直眼掏槽槽腔有效应力的传播机理;依据巷道尺寸及爆破参数,进行大空孔复式筒形掏槽掘进现场试验。试验结果表明:炮眼利用率提高到89.0%,掘进深度达到2.8 m,炸药单耗降低到3.16 kg/m3,充分证明大空孔复式筒形直眼掏槽方式的可行性。     

采空区对地表建筑物的影响评价方法研究

为研究金属矿山采动灾害影响,论述了金属矿山采空区上覆岩层移动对地表建筑物影响评价理论和技术方法,即"三带理论"、岩石移动带理论和数值模拟方法;指出了金属矿山空区稳定性和岩石移动的主要影响因素。结合某铁矿采空区的实际情况,综合应用这3种方法对该铁矿进行了定性、定量评价。分析3种评价方法的特点,旨在探索金属矿山的采动影响评价方法,以便保护矿区附近建筑物的安全,减小采动灾害对矿山企业及附近居民生命财产损失。     

基于“O”型冒落的Y型通风采空区气体分布特征北大核心CSCD

为了掌握Y型通风采空区气体的分布规律,进一步为采空区瓦斯及火灾防治工作提供理论依据,基于采空区"O"型冒落压实和遗煤耗氧的非均匀性,针对Y型通风系统建立非均质采空区内气体渗流数值模型,采用Fluent数值模拟软件对采空区漏风流场和各组分气体浓度场进行模拟分析。结果显示:瓦斯和氧气浓度场在Y型通风采空区内大致呈"L"形分布;风流集中由工作面上、下隅角进入采空区;沿空留巷侧的瓦斯浓度高于运输巷侧,而氧气浓度却恰恰相反;两进一回的Y型通风方式能有效解决瓦斯在工作面上隅角积聚的问题;在采空区深部靠沿空留巷侧存在一个扇形的高瓦斯浓度区域,而该区域氧气浓度较低;采空区自燃危险区域在运输巷侧分布更广,应适当采取防火措施。     

应用数值模拟技术评价矿山地压灾害

在国内外矿山安全评价领域内,主要以矿山概率风险评价为基础的评价技术,把矿井生产系统中隐患导致事故的概率与隐患造成的损害乘积作为系统状态危险度。隐患发生的概率和造成的损害是通过数据统计获得。该评价方法对隐患发生的概率和损害统计不够规范,缺乏实用性,且只讨论了采用数据的模糊性问题[1]。近年来兴起的数值模拟技术是基于可视化计算软件的一种岩石破裂过程分析方法。笔者提出了用计算机模拟技术进行矿山开采过程中的安全评价新方法,该方法应用材料相似性原理,通过计算机数值模拟,解决针对矿山开采过程中采场结构参数优化、矿柱受力破坏形式、部位、范围及合理性评价等有关地压危害方面的难题。     

采空区上覆岩层“三带”划分数值模拟

采空区"竖三带"的确定,是合理设计高抽巷布置层位和确定高位钻孔终孔位置的前提。依据王庄矿提供的地质资料,结合实验室测得的煤层顶底板岩石力学参数,采用岩石质量评分法,计算得到各岩层合理的节理间距及岩体力学参数,并将其应用于CDEM软件中,对王庄矿8101工作面采动岩层进行数值模拟,分析了煤层开采过程中上覆岩层破断与冒落规律,并得出采空区"竖三带"的分布范围:采空区冒落带范围为0~25 m,裂隙带范围为25~65 m。将数值模拟结果与经验公式的计算结果、现场高位钻孔考察结果进行比较,结果表明:3种方法得到的冒落带范围基本一致,为0~25 m;经验公式计算得到的裂隙带高度较另外两种方法得到的结果小;数值模拟得到的"竖三带"高度更符合实际情况。同时也验证了CDEM软件在采空区上覆岩层运动的适用性。     

空区探测方法优选的ANP模型及其应用

目前矿山空区探测方法众多,但缺乏对其进行优化选择的分析模型。为了提高特定条件下空区探测方法选择的科学性、合理性,采用网络分析法(ANP)将决策问题分解成控制层和网络层。就这些层中的元素而言,用一种标度对人的主观判断进行客观量化后,对其实施定性、定量分析。综合考虑空区探测方法的技术、经济、人机设计及环境指标,构建空区探测方法综合评价体系,确定各判断准则间的相互影响关系,建立空区探测方法优选决策问题的ANP结构,借助Super Deci-sions软件计算参选方法基于各影响因素的综合优先权,从而确定适用于特定条件下的空区探测方法。结果表明,该模型能够随着工作环境的改变而计算影响因素优先权,使空区探测方法根据工作环境的改变而调整。     

基于改进物元可拓模型的采空区稳定性评价

为实现对采空区稳定性的准确评价,选取岩石抗压强度、采场埋深、暴露时间等13项影响因子,建立采空区稳定性评价指标体系。应用物元分析理论,通过物元构造、关联函数求解等步骤建立采空区稳定性评价的物元可拓模型。通过隶属函数对模型的物元量值规格化处理,运用改进层次分析法确定评价指标权重,从而得到改进的物元可拓评价模型。以山东某金矿6个采空区为例,运用改进物元可拓模型对其稳定性进行评价,并与模糊评价结果比较。采用空区探测系统对两种模型下评价结果相异的空区进行现场实测,结合数值方法分析其力学响应特征。结果表明,改进物元可拓模型的评价结果较模糊模型与实际情况更为吻合,准确度更高,将其应用于采空区稳定性评价是合理可行的。     

弓长岭露天铁矿采空区稳定性及预警研究

采空区对露天矿的安全生产具有极大的威胁。针对弓长岭露天矿众多已探明的采空区进行了稳定性分析。对露天矿日常的爆破作业进行了爆破测振,统计回归出萨道夫斯基经验公式参数,获得了爆破振动对空区产生的荷载。建立了采空区顶板三铰拱承载的力学模型,推导了空区顶板稳定性的判据。利用数值模拟方法,计算拱形空区在不同荷载作用下稳定性,对弓长岭露天铁矿已探明各空区进行了预警,为弓长岭露天矿处理空区及安全生产提供依据。     

煤与瓦斯共采在错层位巷道布置中的机理研究及应用构想

为了完善现有煤与瓦斯共采技术,创新煤与瓦斯共采方法,对错层位巷道布置下的煤与瓦斯共采系统展开研究,利用相似模拟试验,分析错层位巷道布置覆岩运动情况,预测其开采围岩裂隙发育和瓦斯运移形式,提出了创新煤与瓦斯共采技术构想。研究结果表明:采空区覆岩三带高度随接续工作面的增加而增大,相邻采空区垮落矸石压实区呈现“O-L-O”形变化,多个相邻采空区覆岩出现大“O”形圈裂隙带;相邻采空区内瓦斯可实现相互运移,大“O”形圈裂隙带内赋存大量瓦斯气体;研究提出了地面钻井抽采瓦斯、走向高位瓦斯抽采巷和外错尾巷穿层钻孔3种煤与瓦斯共采技术,比传统巷道布置情况下的煤与瓦斯共采技术在安全、经济等方面更具优势。     

分区协同开采下矿柱力学响应与稳定性分析*

为解决某钒铁矿经多年开采后,由于钒铁矿矿区赋存条件变化导致开采相互制约、资源利用率低、矿柱积压矿量大以及井下采空区隐患大等问题,制定“保钒采铁、分区协同”的开采方案。通过矿柱强度理论对矿柱的强度和承受载荷进行计算,进而通过矿柱安全系数来判断矿柱的稳定性。通过FLAC3D软件对东、西区铁矿体进行数值模拟研究,通过对开挖后的位移云图、应力云图以及塑性区分布图来分析矿柱的稳定性。研究结果表明:针对某钒铁矿东、西区提出的嗣后膏体微胶结充填法及中区提出的分段空场法转分段崩落采矿法可提高矿柱的稳定性。     

露天矿山隐伏盲空区精确探测及爆破优化设计

隐伏盲空区是严重威胁露天矿山正常采矿作业的安全隐患,应予以探明并处置。针对露天矿隐伏盲空区探测难度大、崩落处置爆破设计精度差等问题,以白马铁矿1号溜井盲空区为例,首先基于矿山历史资料,利用钻探手段,初步圈定盲空区异常分布范围;然后运用钻孔激光扫描设备进行三维精确扫描,获得盲空区塌腔三维形态和真实边界,并以实测数据为基础,利用逆向建模方法,构建盲空区三维可视化模型;最后根据盲空区的三维空间特征和分布条件,进行爆破分区及参数优化设计。结果表明:采用钻探圈定结合三维激光精确扫描建模的综合探测方法,可获得露天矿山盲空区的可靠信息,准确掌握盲空区垮塌现状,进而为制定更为精准的爆破设计方案提供重要依据,最终达到消除盲空区的目的。研究结果对保障矿山安全生产具有重要意义,同时可为类似工程提供有益参考。     

“两带”渗透率分布模型应用及渗透率规律研究*

为了研究覆岩破坏后形成“两带”的渗透率分布规律,根据理论推导应力-应变曲线以及采空区材料力学参数公式,建立“两带”渗透率分布模型,采用COMSOL软件分别对垮落带的渗透率分布和断裂带渗透率分布进行数值模拟。研究结果表明:垮落带渗透率呈“椭圆”分布,渗透率最大可达到1.07×10-6 m2,最小可达到1.5×10-8 m2;随着高度的增加,采空区两侧的渗透率变化幅度增加,中部的渗透率变化值较小。断裂带渗透率呈“铲状”分布,靠近工作面区域渗透率最大,断裂带的渗透率在上下隅角处最大可达到1.8×10-10 m2,垂直方向上随着高度的增加渗透率减小。研究结果可为西部典型浅埋煤层安全高效开采提供现场指导作用。     

倾斜特厚煤层采空区孔隙率分布规律研究*

为了研究倾斜特厚煤层综放开采采空区孔隙率分布规律,确定采空区高位钻孔位置,有效治理采空区瓦斯灾害,以硫磺沟煤矿9-15（06）工作面为例,采用UDEC数值模拟软件研究采空区覆岩垮落和裂隙演化规律,根据采空区覆岩下沉量,计算得到采空区孔隙率三维分布规律。研究结果表明:倾斜特厚煤层采空区覆岩位移云图在垂直方向呈3段分布,以距离工作面底板23 m和80 m为分界线,位移矢量密度显著降低,冒落带高度为23 m,与经验公式25 m基本一致,大于薄、中厚和厚煤层;受倾角影响,垮落矸石滑移、充填采空区下端,覆岩下沉量呈非对称椭圆形,中上部下沉量最大;冒落带孔隙率在上、下隅角处最大,中上部最小,随着覆岩高度增加,采空区边缘处和深部孔隙率差值逐渐减小。研究结果为倾斜特厚煤层采空区瓦斯抽采高位钻孔的布置提供了理论基础。     

腾晖煤业采空区顶板超长定向钻孔模拟与应用研究

基于采动裂隙椭抛带理论提出顶板超长定向钻孔治理技术,通过理论推导、数值模拟、现场应用相结合的方法对腾晖煤业2-100放顶煤工作面顶板超长定向钻孔的合理距离及合理层位进行研究。研究结果表明:1~5号顶板超长定向钻孔内错回风巷的合理距离为20~40 m;钻孔的合理终孔层位依次为60,60,60,61和63 m。顶板初次垮落后,顶板超长定向钻孔开始发挥作用,单孔的瓦斯抽采纯量随着工作面推进开始呈周期性变化,当顶板岩层发生周期性垮落时,钻孔瓦斯抽采纯量开始急剧升高;抽采纯量达到的最大值分别为13.88 ,13.92 ,13.96,14.24 和14.32 m3/min;顶板超长定向钻孔抽采期间,上隅角瓦斯浓度与回风流瓦斯浓度呈周期性变化趋势,上隅角瓦斯浓度为0.32%~0.8%,整个过程中上隅角瓦斯浓度均在可控范围内。顶板超长定向钻孔治理技术可有效解决放顶煤工作面采空区的瓦斯治理难题。     

综放采空区瓦斯与煤自燃多场耦合模拟研究

为了分析瓦斯与煤自燃多场耦合致灾特性,结合瓦斯抽采引起的采空区混合气体流动、气体组分渗流与采空区渗透率变化、固气两相热量传输等多物理过程,建立了基于综放采空区高位钻孔瓦斯抽采的热-流-化多场耦合数学模型,采用COMSOL软件模拟了综放采空区高位钻孔抽采瓦斯诱导煤自燃过程,阐明了瓦斯与煤自燃多场耦合致灾机理,得到了寸草塔二矿31102综放采空区氧化带范围与高温范围,并探讨了抽采强度对综放采空区氧浓度场与温度场的影响。研究结果表明:高位钻孔抽采瓦斯有效地降低了回风巷瓦斯浓度,保证了31102综放工作面安全高效回采。增大综放采空区高位钻孔抽采瓦斯强度不能保证煤自燃安全性,二者存在矛盾,在得到高效抽采瓦斯的同时,会造成进风侧氧化带宽度增加,采空区氧化带边界向深处蔓延,扩大煤自燃高温区域,漏风携氧充分的参与煤氧复合反应,采空区最高温度逐渐上升,煤自燃风险增大。     

特大采空区处理及监测方案设计研究

分析国内采空区的现状及其处理的一般方法,针对广西北山矿业有限责任公司4#特大采空区具有体积大、形状不规则等特征,根据采空区现场调查情况和地表允许塌陷的特点,给出了采空区顶板条形药室大爆破崩落处理方案,为保障采空区综合治理工程在施工过程中的安全,制定了地压监测和位移监测方案。采用声发射、巷道收敛位移和岩体张开裂纹位移等监测技术手段,利用声发射仪、收敛位移计和游标卡尺等监测仪器,构建了系统的地压和位移监测网络,明确了监测内容、监测频率和预警制度。工程实际表明:该监测方案可以为条形药室施工、装药及爆破施工过程提供安全保障。     

基于不同漏风源浅埋煤层采空区自燃“三带”分布规律研究*

为解决浅埋自燃煤层采空区因地表及工作面漏风而自燃的难题,以沙坪煤矿1818工作面为例,利用SF6示踪法检测采空区地表漏风通道和风速,利用FLUENT数值模拟分析不同漏风源采空区自燃“三带”分布的特征,并通过现场束管测试结果对比分析浅埋煤层采空区地表漏风对自燃“三带”分布的影响,同时限定工作面最小推进速度,确保工作面的安全生产。研究结果表明:地表漏风风速为0.06～0.30 m/s,漏风通道多且复杂;相比于工作面单一漏风源,有地表漏风存在时,自燃危险性加大;限定工作面最小推进速度为1.24 m/d。因此,多漏风源煤层开采条件下自燃“三带”分布的确定对浅埋藏自燃煤层采空区遗煤自燃预测预报及预防工作具有重要的指导和借鉴意义。