摘要：

掌握深部矿区围岩力学参数是矿井巷道设计、布置、煤层气抽采的必要条件。以深部矿区某矿为地质条件,现场测试了全矿区自13-1煤顶板到1煤底板共计8层地层的围岩力学参数,研究了围岩力学参数反演计算模型,设计了围岩力学参数反演流程。针对岩石强度、地应力等巷道变形影响因素,具体地分析了不同因素对巷道变形的影响,得出抗拉强度对巷道变形的影响最大的结论。根据地质条件和巷道设计,分别对东区北翼11-2轨道大巷和11-2回风大巷进行反演,将变形量反演值与变形量实测值进行对比分析,实测值与反演值基本保持一致,误差在10%以内,说明围岩力学参数反演值具有很高的可靠度。

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为掌握山体地貌下急倾斜煤层原岩应力分布规律,采用理论分析和数值模拟方法研究了山体对煤岩层的附加应力分布规律与山体下急倾斜煤层原岩应力的分布规律。研究表明:随着深度的增加,山体中部的煤岩层垂直应力按与埋深的平方成反比的规律而递减;在山体外的煤岩层垂直应力从零逐渐增大,至一定深度后又随着埋深的增加逐渐减小。山体下急倾斜煤岩层同一水平和同一煤岩层的原岩应力分布规律在深部与非山体下的一样,呈线性分布,而在浅部受山体集中应力的影响较大,呈与山体地貌相似的非线性分布。

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西北矿区煤炭资源丰富,但煤层区域储量多变,瓦斯赋存量大,地质条件相对复杂。为了确保开采过程中瓦斯得以高效抽采,并有效避免事故的发生,采空区覆岩“三带”的确定与高位钻孔的布置显得十分重要。为准确获取中厚煤层覆岩“三带”的范围,以甘肃某矿15号煤层为工程背景,结合理论公式、数值模拟、示踪技术3种方法进行研究。结果表明,该矿采用3种研究方式测得的“三带”高度范围相差不大,综合分析得出垮落带范围小于6～8 m,断裂带的范围为8～33 m,弯曲下沉带的范围大于33 m。该矿采空区瓦斯抽采钻孔应布置在顶板8～28.2 m处,抽采效果较好。对于矿井现场来说,示踪技术相对经济、快捷,辅助理论公式与数值模拟方法得出的结果更精确。

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随着地下硐室工程修建跨度及深度的增加,由于开挖卸荷引起的围岩变形破坏越来越严重。建设过程中围岩变形的实时监测对确保整个项目的安全运行起着至关重要的作用。不同于传统点式位移计只能对测点高程位置处进行监测,柔性测斜仪凭借其传感器灵敏度较高且各柔性节可以自由组合等优点,可以对整个布置范围内的围岩变形有更为准确且直观的监测。通过对柔性测斜仪在某大型地下硐室工程围岩收敛变形监测应用中的可靠性展开研究,并与传统点式位移计以及三维数值计算对比分析,结果表明:柔性测斜仪在硐室围岩水平收敛变形监测中具有较高的准确性,有效揭示了围岩变形趋势以及变化规律,可拓宽新型监测仪器在大型硐室工程巷道变形监测中的应用场景。

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为研究深部煤岩体地下实际浸水作用后煤岩体的力学变化情况,以山西某煤矿地下5组原位煤岩体为研究对象,通过制备的标准试验试件分别进行无水状态下、浸水之前和浸水之后的真三轴力学试验,以期还原强降水后深部煤岩体力学特性的变化情况。研究发现:原始状态下煤岩层试样层位岩石在真三向应力下的变形受层理、应力和结构的影响均较大,在垂直层理方向的变形能力较强;破裂模式表现为以结构控制型剪切破坏、结构和应力综合控制型剪切破坏以及结构控制型剪切破坏为主,以层理方向剪切滑移为主的3种破坏形式。当岩样在真三向应力作用下并通过浸水试验后,岩样峰值强度降低,力学性质弱化,弹性模量降低,同时变形能力增加。其破坏模式分为结构控制型和应力控制综合控制型剪切破坏,以及结构控制型剪切破坏形式。

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不稳固倾斜薄至中厚矿体的开采是目前矿山面临的主要问题之一,针对河西金矿开拓至-820 m出现的节理裂隙发育、矿岩不稳固现象,结合矿山地质资料以及现场节理调查,依据矿体形态、矿岩稳固程度、矿体厚度,对不同采矿方法进行优选,确定采用机械化上向进路尾砂胶结充填采矿法,对河西金矿-820 m中段矿体进行矿块布置、采矿方法设计,以及采切工程和回采、充填通风、顶板管理等。结果表明,河西金矿采用机械化上向水平进路尾砂胶结充填采矿法后,采场矿石生产能力达140 t/d,损失率为6%,贫化率为10%。

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为探究裂隙几何特征对岩石单轴压缩力学特性的影响,采用Rhino-Griddle软件建立不同裂隙几何特征的标准岩样模型,并通过FLAC3D软件对单轴压缩条件下裂隙岩体的变形破坏规律进行了模拟研究,探讨了倾角、张开度、数目与岩石单轴力学特性的关联,分析了多裂隙岩样的裂纹扩展规律。数值计算结果表明:随着裂隙倾角的增加或裂隙张开度的降低,岩样的单轴抗压强度和峰值应变均会有所增加,且裂隙倾角相较于裂隙张开度对岩石的力学性能影响程度更大;裂隙数目对应力-应变曲线的影响在峰后阶段较为明显,随着裂隙数目的增加,岩样的残余强度不断降低,三裂隙岩样的残余强度几乎为0;预制裂隙端部首先萌生裂纹,裂纹不仅向裂隙平行方向沿裂隙扩展,还沿着接近平行于轴向的加载方向向其他裂隙端部扩展,不同预制裂隙裂纹上下完全交汇贯通并与外部裂纹搭接,最终导致岩样完全失去承载能力。

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广西某矿为极薄矿体,其0.4 m厚度以下的脉幅较多,采用传统经验判断法无法评价其经济效益。为充分利用该矿有限的矿产资源,以矿石综合品位、脉幅厚度及采矿成本等经济技术指标为基础,定义采幅系数,并结合盈亏平衡法,通过生产数据的归纳总结和分析,建立采矿经济模型,综合评价极薄矿体的可回采性,确定适宜的采幅参数。该方法为矿山提高资源回收量、增加采矿效益提供了科学依据,可确保矿产资源开发取得实效,实现可持续发展。

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针对随着开采深度的增加,井下温度升高,自燃倾向性等级较高的煤层采空区易发生火灾的问题,以甘肃某矿11091回采工作面为研究背景,通过现场实测分析发现,随着工作面的不断推进,二氧化碳浓度维持在0.04%～0.29%,甲烷浓度最终稳定在2.7%～3.7%,氧气呈明显下降趋势。当测点1、测点3在工作面分别推进至46.4 m、64.8 m时,氧气浓度依次降至18%;当工作面分别推进至91 m、100 m时,测点1、测点3氧气浓度依次降至8%,测点3后方采空区“三带”划分出现拖尾现象。综合分析,最大自燃宽度在36.2～44.6 m之间,出于安全考虑,工作面安全推进速度应低于0.52 m/d,同时需要加强对工作面采空区自燃标志性气体的监测工作。

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龙首矿西二采区在采用无底柱分段崩落法回采时,出现了眉线破坏严重的问题,极大地影响了矿山的正常生产。根据现场的矿岩情况、爆破工艺及参数,分析得出矿体破碎、装药参数不合理以及炸药单耗过大所导致的扇形中深孔孔口处炸药能量分布不合理(过于集中或明显缺少)是眉线发生破坏的主要原因。为解决西二采区眉线破坏问题,从破碎矿体物理加固以及爆破损伤控制两个方面提出了“薄钢板+管缝式锚杆”以及“孔口缓冲爆破+空孔导向”眉线保护方案,并进行了工业试验,改善了眉线破坏情况。

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新桥矿利用冬瓜山铜矿的尾砂对露天采坑进行固化回填,实现了区域矿山协同。利用SLIDE岩土体边坡稳定性分析软件,采用极限平衡法研究无渗流场/渗流场作用下不同固化回填高度对露天边坡稳定性的影响。研究结果表明:渗流场作用会导致上、下盘边坡的稳定性有所降低,但其弱化作用有限;固化回填总体上有利于提高露天边坡的稳定性,且随着回填高度的上升,露天边坡的安全系数逐渐提高;当固化回填高度超过20 m时,上、下盘边坡都能满足露天边坡稳定性要求。

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电子雷管在全国推广应用后,水下炸礁起爆器材由导爆管雷管改变为数码电子雷管。结合工程实例,针对电子雷管使用过程中存在的问题和不足,通过采取针对性的技术措施,较好地解决了电子雷管线卡防水和导线抗拉能力不足的问题。同时利用电子雷管高精度延时的优点,在复杂环境下有效控制爆破危害,改善了爆破效果。为电子雷管在内河航道整治水下炸礁工程中的应用做了有益的探索。

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为提高玉龙铜矿露天台阶爆破质量,减少玉龙铜矿爆破次数,提高采场生产效率,开展了6排孔大区域微差爆破工业试验。试验结果表明,采用6排孔大区域微差爆破,矿石块度均匀性有所提高,大块率有所降低,台阶与边坡面平整度均能满足矿山生产要求,单次爆破规模大大提升,且炸药单耗有所下降。推荐玉龙铜矿采用6排孔大区域微差爆破的孔间距、排距分别为6.5 m、4.5m,起爆方式采用常规逐孔起爆,延期时间采用孔间延期时间为17 ms,排间延期时间为42 ms,最后排延期时间为65 ms。

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矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分,矿井通风系统的优劣直接影响着矿井的安全生产、灾害防治和经济效益。嵩县山九仗沟金矿主要采用单翼对角抽出式通风系统,随着开采深度增加,现有通风系统不能满足矿井的安全生产。为解决上述问题,对九仗沟金矿通风系统进行优化改造,改良通风设备,进一步优化了通风效果,健全了通风调节机制,达到了预期目标,可为类似矿山通风系统优化提供借鉴。

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在巷道爆破中,岩石抛掷距离会影响装载和运输等后续作业,甚至还会造成围岩的二次损伤,引发安全事故。应用数码电子雷管在新疆备战铁矿开展了巷道掏槽爆破环间延时对岩石抛掷的影响试验。每次爆破试验的岩石抛掷距离和爆堆高度通过红外测距仪测量并进行分析。结合碰撞理论和现场研究表明,环间延时的选择对岩石的抛掷起重要作用,随着环间延时时间的增加,抛掷距离、爆堆高度分别呈逐渐减少、逐渐升高的趋势,如环间延时时间为50 ms、100 ms、150 ms、200 ms、500 ms的巷道爆破延时抛掷距离分别为62 m、48 m、28 m、26 m、20 m,爆堆高度分别为1.78 m、1.86 m、2.14 m、2.23 m、2.59 m。环间延时时间为50 ms的巷道掏槽爆破对岩石的抛掷作用具有显著提升效果。

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在沙特NEOM隧道支洞项目中,4#支洞为全线路的关键段,前期开挖爆破中采用4空孔直线掏槽方法,掏槽效果不稳定,平均进尺为4.55 m,炮孔利用率为91%,爆破后凿欠和修整的时间较长,影响隧道掘进效率,无法满足施工进度要求,且不利于控制施工成本。为此,在综合考虑隧道围岩及钻孔条件后,设计了一种3×Ф127 mm空孔的双螺旋掏槽方案,理论开挖进尺为5.0m,经过85个开挖循环的测试统计,大直径空孔双螺旋掏槽方案的平均循环进尺为4.86 m,炮孔利用率为97.2%,循环进尺比前期采用的4空孔直线掏槽方案提高了0.31 m,实际爆破炸药及炮孔消耗均有所降低。在软弱、中硬及坚硬条件下的大断面隧道施工中,与传统的掏槽爆破方法相比,大直径空孔双螺旋掏槽方案可提高掘进效率,降低爆破成本,经济价值显著。

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为对采空区稳定性进行科学评价,建立了基于变权靶心贴近度的综合评价模型。首先,从采空区岩体质量、采空区参数和环境条件3个方面,选取了12个典型性影响因素,构建了采空区稳定性综合评价指标体系,并确定了指标分级标准;其次,应用变权重理论得到指标变权权重,通过建立区间关联函数,计算区间关联函数值和综合贴近度,并基于最大隶属度原则综合评价采空区稳定性状况;最后,以某地下铜矿3个采空区为研究背景进行相关计算,并与云模型和物元可拓评价模型的评估结果进行对比。结果表明:3个采空区稳定性分别为Ⅱ级、Ⅲ级、Ⅱ级,评估结果与实际情况相符,3种评价模型结果完全一致。研究表明,该模型在采空区稳定性评估方面具有适应性,计算过程相对简便、可操作性强,为采空区稳定性评估提供了新思路。

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采用光面爆破技术可以大幅提高巷道成型速度、平整度,降低作业风险与支护成本,新疆瑞伦矿业前期井下巷道掘进虽采用光面爆破,但一直未取得较好的爆破效果,为此,对矿岩开展可爆性评价,基于评价结果与岩体力学特性,结合经验公式对光面爆破方案进行优化设计,并开展多次试验,根据试验结果进一步调整优化,并提出了二次压顶光面爆破优化方案。试验结果表明,方案优化后爆破成本降低13%,掘进光面爆破效率提升10%,掘进炮孔有效利用率达到了91%以上,巷道成型规整,爆破效果良好。

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目前,地下矿山安全生产形势十分严峻,采空区是地下矿山的重要隐蔽致灾因素之一,为有效防范并遏制采空区事故的发生,必须对矿山的采空区情况进行准确、详细的调查和了解,采取有效的治理措施并消除隐患。通过选用三维激光扫描仪进行矿山空区轮廓数据的采集并运用3D Mine、Rhino3D软件联合建立了三维实体模型。利用有限差分计算软件FLAC3D进行模拟计算,根据岩体质量和空区稳定性状况对现存空区进行稳定性分析和分级,根据分级结果制定相适应的空区处理技术方案,最终有效治理了现存的采空区,消除了空区隐患。

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通过提出一种基于STAMP偏序集的系统性风险评估模型,揭示非煤矿山爆炸事故的发生机理,并为爆炸事故的有效预防和控制提供参考。首先,利用STAMP模型构建了非煤矿山爆炸事故的系统层次结构,确定了事件集及其层次关系,并从系统设计和安全控制的角度分析了事故的致因因素;然后,采用排序质心法计算了事件集的初始概率,并将概率矩阵作为偏序集评价模型的输入,得到了因素间的聚类关系和节点脆弱性;最后,通过一个实例验证了该模型的有效性和可行性。该模型能够图形化地描述各致因因素间的聚类关系、节点重要度以及系统各组件间的关系,从而能够有效识别系统的脆弱性节点,并为爆炸事故预防提供科学合理的控制措施。

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为使180 m高钢筋混凝土烟囱在周边环境复杂的情况下安全爆破拆除,通过开设1大4小5个减荷槽、选择适当的爆破参数、配置延时起爆网络和实施安全防护等技术措施,确保了待拆除爆破烟囱的顺利倒塌。最终效果表明,通过适当增加减荷槽的数量,可以更好地控制烟囱的倒塌方向和速度。最终,烟囱倒塌位置准确,爆破效果良好,扩大了拆除爆破技术应用范围,可为类似工程提供参考。

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针对夏甸金矿深井通风降温问题,在该矿-682 m水平掘进巷道进行了通风降温试验,并运用Fluent数值模拟软件对试验巷道进行模拟,以此来研究通风降温过程中巷道内风流速度场与温度场的变化规律。试验结果表明,通风过程中,风量越大,降温效果越明显。Fluent模拟结果表明,通风过程中,风流在距掌子面20 m内会形成涡流,风流紊乱,而在距掌子面20 m外,风流则较为稳定;巷道内距掌子面越近,温度越低;受风流与岩壁热交换的影响,巷道断面的温度会呈现出四周高中间低的分布规律。对比试验数据与模拟结果,验证了Fluent数值模拟的准确性与可靠性,为解决夏甸金矿其他掘进巷道的通风降温问题提供了参考依据。

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随着早期地下金属矿山的粗放式开采,相当一部分矿山采用空场法进行采矿,遗留的采空区未及时进行处理,存在着采空区分布范围、规模和现存状态不清的问题,采空区围岩稳定性对地表生态环境和矿山下部资源开发利用均存在极大的威胁。探明生产矿山历史遗留采空区赋存状态已迫在眉睫,高密度电阻率法在采空区、溶洞等异常地质体探测中具有结果精准、易于施工、低本高效等优点。某金矿6-1号矿体因民采采空区技术资料缺失,下部资源开采受到采空区威胁,采用高密度电阻率法对民采采空区进行了探测,结合开采地质条件对探测数据进行分析,共圈定采空区异常区域4个,和工程揭露充分吻合,证明了高密度电阻率法在采空区探测中的实用性。

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顺倾边坡是矿区生态修复与重建的重点与难点区域,为实现顺倾含水岩质边坡的安全稳定与快速复绿,以研山铁矿东帮边坡为研究对象,在对不同饱水时间条件下边坡稳定性分析的基础上,提出适宜的技术进行生态修复。结果表明:长期饱水对岩体的抗剪强度参数和边坡稳定性均产生显著影响,黑云变粒岩、白云母片岩的黏聚力由天然状态时的221.2 k Pa、92.2 k Pa下降到饱水90 d时的192.3 k Pa和66.4 k Pa,内摩擦角由38.3°、37.1°下降到33.2°和31.2°;饱水15 d、30 d、45 d、60 d、75 d和90 d后,在安全系数为1.25的情况下,最终边坡角分别为37.5°、36.8°、36.1°、35.7°、35.4°和35.2°。根据边坡稳定性分析结果,结合坡面岩体结构特征,提出适宜于顺倾含水岩质边坡的生态修复技术——钻孔-钢管植藤生态修复技术。

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由于LK矿区采场涌水较大,排水设备不便拆卸,矿石裂隙孔洞发育,原设计参数在爆破过程中产生的飞石易对排水管道、电缆及设备造成损伤,并且爆破块度不均匀。因此,开展了LK矿区露天台阶爆破参数优化,提出了将矩形布孔方式调整为梅花形布孔方式,孔距、排距调整为5 m,并在相邻排的4个炮孔中间增加1个浅孔的爆破参数方案。开展了优化前后方案的LS-DYNA仿真分析,通过最终爆破云图可知:优化后的方案通过增大排间距与排间设置浅孔的方式,使爆破效果较好。开展了优化前后的现场爆破试验,通过矿石块度、爆堆形态与飞石距离,证明了优化方案的优越性。

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为了改善采房的工作效率,提高生产能力,汶阳石膏矿决定采用铲车装车的开采工艺代替耙斗机装载,为此改革了房柱法开采的区段巷道布置,在区段巷道的两侧增加了铲车道。结合铲车道的布置方式,采用理论计算和数值模拟的方法对铲车道保护矿柱的稳定性进行了分析。理论计算和数值模拟结果均表明:铲车道采用连续穿柱布置方式时,保护矿柱内部承受的应力较大,稳定性较差;而铲车道采用间隔穿柱布置方式时,保护矿柱稳定性较好。因此,建议采用间隔穿柱的铲车道布置方式。

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银山矿采场在爆破过程中采用的上向中深孔落矿工艺经常会出现超采及矿岩大块率高的现象,这主要与不合理的爆破网格参数以及炮孔布置方式所导致的爆破能量分布不均匀有关。针对银山矿地下矿岩条件,提出多种爆破网格参数及布置方式,对爆破设计方案进行模型设计规划和力学爆破仿真试验,分析试验模型关键监测单元的有效应力峰值,得出方案四(梅花形布孔、炮孔直径76 mm、排距1.5 m)为最优爆破效果网格参数。

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某露天矿深部采场矿岩孔隙水发育,炮孔充水严重,影响矿山爆破作业施工和爆破效果。为解决上述问题,通过装药周边水介质冲击传载机理的理论分析和现场试验,对爆破参数进行优化。现场试验设计以充水孔炸药单耗下降8%、15%、20%3个层次水平与孔网参数为5.5 m×5m、6 m×4.5 m、7 m×4 m进行方案组合。理论分析和试验研究结果表明:利用炮孔中水介质实现不耦合装药,可有效利用水介质高效传载、孔壁初始裂纹激发、爆轰产物与水介质高压联合增裂的效应,达到显著降低炸药单耗和提高爆破效果的目的。试验确定6 m×4.5 m的孔网参数与炸药单耗降低15%的组合方案为最优,其综合爆破效果最佳,大块率、冲孔率分别控制在5%、8.5%以内。试验结果可为类似矿山优化水孔爆破参数、改善水孔爆破效果提供参考。

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为研究降雨入渗条件下排土场边坡稳定性,以某大型排土场为工程背景,通过室内土-岩散体渗透试验与直剪试验获取岩土堆积体力学参数。借助有限元软件,采用应力-渗流-边坡耦合模拟分析该排土场边坡在最大降雨量为360 mm/d,降雨时长分别为6 h、12 h、18 h与24 h条件下的排土场孔隙水压力与地下水位渗流场分布特征。研究了不同降雨时长下的安全系数时变规律,研究成果可为类似排土场的边坡稳定性评价提供参考。

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为了能够及时预警矿山冒顶片帮事故安全风险,实现事前预防和控制事故发生,减少人员伤亡和经济损失,构建了基于云模型-组合赋权法的冒顶片帮事故预警方法。首先,基于2-4模型确定了26个指标构成的冒顶片帮事故预警指标体系,把预警等级划分成5个等级;其次,采用乘法积分法将层次分析法和熵权法相结合,计算出26个预警指标组合权重,有效避免了两种赋权方法的局限性;最后,将组合赋权法与云模型相结合,构建了冒顶片帮事故预警模型。并将其应用于铜陵某金属矿山,通过案例研究,采用该预警方法得出的结果与实际情况相吻合,验证了该方法的准确性、可操作性和有效性。

摘要：

降雨一直是引发滑坡灾害的主要因素之一,在历年来的滑坡事故案例中,80%以上的滑坡都有降雨伴随。以西北某露天矿边坡为研究对象,开展室内试验获取各岩层在天然状态和饱水状态下的岩石力学参数,运用拟静力法和流固耦合原理进行数值模拟,对边坡应力应变的分布变化进行了研究,分析塑性区分布状态、关键点位移的变化趋势,模拟计算确定3种不同工况(降雨、降雨+爆破、降雨+地震)下终了边坡稳定性的安全系数,判断边坡的稳定性,并分析了降雨导致地下水升降对边坡稳定性的影响。结果表明,该露天矿初步设计的边坡稳定性较好,符合相关规范,为该矿山后续的边坡开挖施工提供了相关理论依据。

摘要：

针对金厂河多金属矿一步骤破碎顶板垮塌治理难题,采用三维激光扫描的方式,探明了采场顶板垮落形态特征,构建了破碎顶板垮塌采场三维可视化模型。通过对金厂河矿胶结充填体强度需求的理论计算,设计一步骤胶结充填体整体强度为3.0 MPa。基于充填料浆配比试验、扩展度试验和流变试验,综合确定充填工艺参数为:料浆质量浓度为68%～72%,灰砂比为1∶8。结合21#采场三维空区模型和形态,合理布置了充填挡墙和充填下料工程,进而保障了破碎顶板垮塌采场胶结充填体的稳定性。

摘要：

金属矿山地下开采后所形成的采空区会导致地表出现变形。通过对传统概率积分法进行优化,提出一种适用于充填采矿法的改进概率积分法。采用该方法对白象山铁矿西部厚大矿体应用充填不接顶累积效应的4种不同采矿方法所导致的地表变形量进行了预测,并分析了变形对地表建(构)筑物的影响。结果表明,西部厚大矿体地表最大下沉值范围为64.4～294.2 mm,最大水平移动值为19.3～88.3 mm,最大倾斜值为0.5～2.4 mm/m,最大曲率值均不高于3×10-5/m,最大水平变形值均不高于1.1 mm/m。各采矿方法引起的变形量均不会超出规范对地表建构筑物的要求。研究结果为该矿山采矿方法的选择和优化提供了理论支撑。

摘要：

为实现料浆均质化充填,以某矿为工程背景,首先,开展了全尾砂及5组分级尾砂试验,利用Fuller曲线级配理论研究了不同工况下尾砂级配质量效果。然后,以全尾砂料浆为研究对象,分析了不同的搅拌速度、时间及料浆质量浓度对制备膏体料浆的影响。最后,通过试验对不同因素的最优值进行了验证。结果表明:各试验组的级配指数均小于理想级配指数和较优密实度范围,尾砂总体级配质量均较差。当充填料浆质量浓度小于74%时,搅拌参数设置速度为200 r/min,搅拌时间为3 min,搅拌效果最佳。通过试验验证了物料在最优搅拌参数的作用下搅拌,能均匀分散在浆体之中,确保了输送的各部分浆体流变性能相同。

摘要：

针对高大采场高度高和暴露面积大的特点,在保证采场安全的基础上,为降低充填成本,采用理论计算、工程类比和数值模拟相结合的方法确定充填体合理强度。为减少爆破对充填体的破坏,采用Mathews稳定图法确定采场充填体侧帮暴露面积,并根据成功工程实例推荐护壁厚度。研究结果表明,当矿房高度为36 m时,充填体28 d强度从上到下分别为1.85 MPa、1.5 MPa和1.85 MPa;当矿房高度为60 m时,充填体的强度分别为2.45 MPa、1.8 MPa、2.0 MPa、2.2 MPa和2.45 MPa;当矿房高度为72 m时,充填体的强度分别为2.8 MPa、2.0 MPa、2.2 MPa、2.4 MPa和2.8 MPa;二步骤采场充填体强度为0.6 MPa;当炮孔孔径为165 mm时,护壁厚度为2.2～2.5 m;当炮孔孔径为120 mm时,护壁厚度为1.5～1.8 m。

摘要：

银鑫矿经过多年开采,井下形成较大采空区,为充填治理井下采空区,需要进行实验室充填材料试验。通过进行流动性和强度试验,并在室内和矿山井下采场中进行养护,优选得到最佳的充填料浆质量浓度和材料配比,确定了银鑫矿的充填工艺。结果表明,使用胶固粉G料作为胶凝材料,74%质量浓度、灰砂比1∶10可以达到3 d强度1 MPa以上;74%质量浓度、灰砂比1∶6可以达到28 d强度4 MPa以上,银鑫矿充填料浆在其井下采场条件下,充填体的强度明显降低,采场中的充填体强度只有室内试验试块强度的80%左右。

摘要：

为了解决铀矿井下作业职业病危害风险概率不确定性的问题,基于贝叶斯网络和置信度指标,建立了铀矿井下作业职业病危害风险概率估计模型。首先全面辨识了铀矿井下作业职业病危害风险因素,以风险因素作为网络节点构造了贝叶斯网络结构;然后依托网络结构的逻辑关系和专家决策,获取了贝叶斯网络节点的条件概率;随后在根节点的失效概率估计时引入可弱化决策主观性的置信度指标,以完成铀矿井下作业职业病危害风险概率估计模型的建立,并将模型举例应用到某铀矿企业。研究结果表明:该模型可以预测职业病危害的风险概率,并可以找出影响职业病危害发生的关键因素。研究成果可为有放射性危害的企业职业健康防治奠定基础。

摘要：

为了解决矿山井下采空区多,尾矿和废石堆存空间不足的问题,探索一条“全废治三害”道路,开展了全尾砂、水泥和碎石膏体充填实验研究。实验研究了膏体质量浓度、灰砂比和废石掺量对膏体的塌落度、离析率、泌水率、凝结时间、单轴抗压强度、屈服应力和塑性黏度等指标的影响。根据矿山生产需要,从-20μm细粒级含量、不均匀系数CU、曲率系数CC等方面对碎石掺量范围进行了界定,并通过极差分析研究了膏体质量浓度、灰砂比、碎石掺量对充填料浆屈服应力和塑性黏度的影响规律。研究发现,膏体质量浓度对料浆的屈服应力和塑性黏度影响最大,灰砂比次之,碎石掺量影响最小。最终确定最佳配比组合为膏体质量浓度77%,碎石掺量20%,灰砂比1∶4,对应塌落度27.3 cm,14 d抗压强度6.4 MPa,屈服应力为112.01 Pa,塑性黏度为0.78 Pa·s。优化后的结果可为后续工业试验和实际应用提供参考。

摘要：

为了研究分析四川某铜矿充填料浆的输送性能,为矿山充填管网系统设计选型提供理论计算依据,试验选取尾矿库尾砂和普通硅酸盐水泥作胶结充填材料,对不同配比、不同浓度的充填料浆进行L型管道输送模拟试验。通过试验研究得到了管道各组段料浆流动性的技术参数,包括屈服剪切应力值和黏滞系数等。通过理论计算确定了不同料浆流量、输送管径情况下产生的管道单位长度流动阻力和允许的充填倍线,最后综合分析研究了流变参数、黏性系数、充填料浆输送流速及输送管道直径对流动阻力和充填倍线的影响。

摘要：

随着银山矿浅部矿体资源的逐渐枯竭,高效安全地回采深部矿体是接替和延续矿山产能的主要途径,而充填采矿法是深部矿体开采的主要采矿方法,确定充填骨料特征及其沉降特性是优化充填工艺的主要环节。为探究银山矿全尾砂的絮凝沉降特性,开展了全尾砂的静态浓密沉降试验研究,通过对比分析6种不同絮凝剂对全尾砂沉降的影响,优选出效果最优的絮凝剂及其最佳用量,进而分析得出絮凝剂对应的矿浆最佳给料浓度。研究结果表明:适用于银山矿全尾砂絮凝沉降的絮凝材料为AN-910-SH型絮凝剂,最优絮凝剂添加量为40 g/t,进入立式砂仓或深锥浓密机最佳的浆体给料质量浓度为10%。研究结果可为全尾砂浓缩沉降设施选型设计提供依据。

摘要：

煤与瓦斯突出是煤矿灾害的典型类型之一,是一种复杂的动力现象,其后果是破坏性、灾难性的。为进一步系统了解煤与瓦斯突出机理及其当前的研究现状,给后续学者研究煤与瓦斯突出及其防治技术提供参考,通过查阅国内外大量文献,总结了煤与瓦斯突出机理及主要影响因素方面的研究成果。阐述了突出机理的3种主要假说,概括了煤与瓦斯突出的发生、发展过程;统计了针对突出机理的研究手段及各类方法占比,并分析了研究方法差异化、多样化的原因,提出了更为科学、合理的研究手段。概括了煤与瓦斯突出影响因素的主要类型,并构造了影响因素结构示意图;总结了学者们对影响因素研究的侧重点,分析了各影响因素对突出强度的影响。指出了当前研究的不足之处,并对今后在煤与瓦斯突出方面的研究提出了建议。

摘要：

为了精确定量地评价矿山开采对周边地质环境的影响,分析影响矿山周围环境安全的因素,建立了地质灾害、含水层破坏、地形景观破坏、土地资源破坏等4项评价标准和14项指标的多因素多指标评价体系。采用层次分析法确定各指标的权重,定义指标等级,结合模糊数学构建隶属度函数,最后构建模糊综合评价模型。运用该方法,对湖北宜昌某磷矿山的地质环境进行分析评估,得出的结果与实际吻合,验证了模糊综合评价模型的可行性。

摘要：

为合理优选煤与瓦斯突出矿井保护层,运用层次分析法(AHP)结合逼近理想解排序法(TOPSIS)建立煤与瓦斯突出预测模型,从瓦斯治理、水文条件、煤层赋存地质条件、安全管理构建了4项一级指标和19项二级指标及4个保护层选择方案,解算出煤与瓦斯突出等级及最优方案。结果表明:采用AHP法及AHP-TOPSIS综合评判法优选开采M26煤层可作为保护层开采最优方案,并经现场验证表明,瓦斯释放效果较好。预测模型选取了诸多指标,使方案决策更准确合理。

摘要：

目前,金属矿山巷道支护主要采用锚杆支护、喷射混凝土支护和钢筋网片加注浆支护等方式。然而,巷道支护技术仍面临着一系列问题,如支护难度大、支护质量难以保证等。针对这些问题,从支护方式、现状、关键技术、应用情况以及未来发展方向几个方面对金属矿山巷道支护进行了分析。当前主要措施包括优化支护方案、加强巷道监测和提高支护人员技术水平等。同时,不断探索新型支护材料和技术,如高分子材料、人工智能监测等,也是未来巷道支护的方向。综上,金属矿山巷道支护在现代化矿山建设和安全生产中的作用不可忽视,未来的发展方向是智能化、绿色环保和多方位协同,提高支护技术水平,优化支护方案,推广新型支护材料和技术,实现安全高效的矿山生产。

摘要：

在传统的煤矿井用电状态的监测中,由于缺少算法优化,导致用电状态的输出不够及时,不能做到实时监测,因此提出基于物联网技术的煤矿井下用电状态实时监测方法。首先,根据煤矿井下用电状态实时监测方法,对煤矿用电负荷的不同依据进行划分,将其分成不同种类,确定煤矿井耗电设备;其次,对于煤矿井下用电设备进行分析,结合现代化煤矿产业的数字智能化发展,可根据设备的信息交互以及状态运行中的数据报文来分析评估井下设备用电权重,对用电状态的突变状态进行捕捉;最后,所捕捉到的数据信息需要经由匹配环节的对照,进而判断其是否需要进一步传输。通过试验对比得知,试验中试验组在20个突变数目下,对突变监测的用时为3.55 s,远远快于对照组在同等突变数目下的18.74 s,由此可知,通过监测方法能够加快状况监测的效率,对结果进行及时输出,为煤矿井突发状况的处理争取时间优势。