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  • CN 62-1112/TF 
  • ISSN 1005-2518 
  • 创刊于1988年
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黄金科学技术, 2020, 28(6): 859-867 doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.047

采选技术与矿山管理

基于正交试验的过断层软破段巷道支护参数优化

胡建华,1, 庞乐1, 王学梁2, 郑明华2

1.中南大学资源与安全工程学院,湖南 长沙 410083

2.湖北三宁矿业有限公司,湖北 宜昌 443100

Optimization of Roadway Support Parameters in Soft Broken Sections Based on Orthogonal Test

HU Jianhua,1, PANG Le1, WANG Xueliang2, ZHENG Minghua2

1.School of Resources and Safety Engineering,Central South University,Changsha 410083,Hunan,China

2.Hubei Sanning Mining Co. ,Ltd. ,Yichang 443100,Hubei,China

收稿日期: 2020-02-28   修回日期: 2020-06-07   网络出版日期: 2021-01-29

基金资助: 国家自然科学基金项目“深部采动下地质结构体跨尺度时变力学行为试验及机理”.  41672298

Received: 2020-02-28   Revised: 2020-06-07   Online: 2021-01-29

作者简介 About authors

胡建华(1975-),男,湖南衡南人,教授,从事高效安全采矿技术与工程稳定性的研究工作hujh21@126.com , E-mail:hujh21@126.com

摘要

过断层软破段巷道支护对矿山巷道施工与运行安全具有重要影响。以挑水河磷矿过断层软破段巷道为研究对象,在调查其工程地质条件的基础上,构建了三维矿山巷道的数值仿真模型,设计了3因素(其中1个因素4水平,2个因素2水平)的支护参数正交试验方案,获得不同参数下的支护效果和变形规律,并以极差分析优选确定了巷道的支护方式与参数。研究结果表明:(1)通过正交试验设计可以有效减少试验次数,提高计算效果,计算结果的响应分析确定了不同结果的影响因素,即顶底板位移、垂直应力和巷道侧帮位移大小的主要影响因素分别为锚杆长度、混凝土厚度和碹体厚度。(2)以过断层软破段巷道的位移和应力控制为目标,确定了最优支护方案:锚杆长度为2.8 m、喷射混凝土厚度为100 mm、碹体厚度为250 mm。研究成果为该矿巷道开挖支护提供了技术参考,对具有类似地质条件的金属矿床起到了良好的示范。

关键词: 过断层软破段 ; 巷道支护 ; 正交试验 ; 数值模拟 ; 应力与变形 ; 极差分析

Abstract

Mineral resources are the foundation of social development.Projects such as efficient and safe tunneling and opening roadways are one of the main tasks of underground mines.Due to the differences in the geological conditions of the underground rock layers and the non-selective engineering environment,the roadway support in the soft broken section of the fault has an important impact on the construction and operation safety of the mine roadway.Taking the tunnel development project of the soft-segmented section of F4 fault in Tiaoshuihe Phosphate Mine as an object,we studies how to improve the engineering stability of the roadway by reasonable support design under the influence of F4 fault,the roof structure is poor,and the floor and surrounding rock are relatively soft.Finite difference software FLAC3D was used to construct a three-dimensional numerical simulation model of the mine roadway.A Mohr-Coulomb model was used in this study.The model size is 40 m × 40 m × 40 m,the fault thickness is 8 m,the inclination angle is 75°,and the burial depth is 250 m.The side and bottom of the model are fixed boundaries,and the upper surface is not constrained.The side pressure coefficient is λ=1.2 with reference to Yichang area.The optimization of the support parameters involves three factors:The length of the anchor rod,the thickness of the shotcrete and the thickness of the masonry.Based on the investigation of its engineering geological conditions,an orthogonal experiment scheme of 3 factors (including 1 factor of 4 levels and 2 factors of 2 levels) of support parameters was designed.Based on the analysis of the support effect and deformation law of different parameter combinations,the length of the anchor rod,the thickness of the shotcrete and the thickness of the masonry were reasonably selected under the economic conditions,which provides theoretical basis for the final support mode and parameter optimization.The supporting method and parameters of the roadway were determined by range analysis.The research results show that:(1)The orthogonal experiment design can effectively reduce the number of experiments and improve the calculation effect.The analysis of variance of the calculation results identified the influencing factors of different results.The main factors affecting the displacement of the top and bottom plates,vertical stress,and sideways displacement of the roadway are the length of the anchor rod,the thickness of the concrete,and the thickness of the masonry.Reasonably selecting the size of support parameters is conducive to improving the effect of support.(2)Taking the displacement and stress of the roadway in the soft fault section as the research object,the optimal supporting scheme is determined as bolt length of 2.8 m,shotcrete thickness of 100 mm and arch thickness of 250 mm.The numerical simulation further verifies that the supporting effect under this parameter is conducive to improving the engineering stability of the soft fault section.(3)This study provides technical reference for the excavation and support of roadway of phosphorite and metal deposits with similar geological conditions,and has good demonstration and guidance significance.

Keywords: soft break through fault ; roadway support ; orthogonal test ; numerical simulation ; stress and defor-mation ; range analysis

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本文引用格式

胡建华, 庞乐, 王学梁, 郑明华. 基于正交试验的过断层软破段巷道支护参数优化[J]. 黄金科学技术, 2020, 28(6): 859-867 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.047

HU Jianhua, PANG Le, WANG Xueliang, ZHENG Minghua. Optimization of Roadway Support Parameters in Soft Broken Sections Based on Orthogonal Test[J]. Gold Science and Technology, 2020, 28(6): 859-867 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.047

矿产资源是社会发展的基础,高效安全掘进开拓巷道等工程是地下矿山的主要工作之一,合理支护已成为资源开发利用的重要技术保障和成本控制要素。受地下岩层地质条件差异性和工程环境不可选择性的影响,在地质条件复杂(含有断层和破碎带等)的巷道施工,支护安全问题变得尤为突出。

巷道工程稳定性的影响因素较多,主要包括巷道工程所处地段的地应力、岩体强度、地质构造及其相互作用1-3。软弱岩体对矿山开采作业的安全性有很大的影响,合理的支护方案是阻止巷道变形破坏的重要手段4-7。Zhao等8建立了软弱岩体深部隧道机械化开挖的三维计算模型,分析了软弱岩层与隧道掘进机系统组件之间复杂的相互作用和岩层内部非线性的应力演化规律。李光等9以矿山试验巷道的工程为研究对象,采用现场监测与数值模拟相结合的方法,定量评价了软弱巷道的支护效果,提出了支护薄弱部分的改进措施。Wang等10以锚杆支护软岩蠕变特性为研究对象,运用数值模拟手段验证了锚喷支护在控制围岩蠕变、提高围岩整体强度和自承载力等方面的优势。丁昌伟等11运用FLAC3D软件模拟观察围岩稳定性与锚杆长度之间的变量关系,得出合理支护形式。朱家锐等12针对深部围岩巷道支护的影响因素,设计了锚网支护参数的正交试验,分析了各因素对支护效果的影响,得到各因素对巷道围岩变形的影响大小。刘希亮等13采用正交试验方法,数值仿真了深部巷道工程中锚杆长度、锚索长度和喷层厚度3个因素不同水平下岩巷围岩稳定性的响应关系,提出了深部巷道支护的最佳参数。Yang等14进行了渗流条件下深埋软岩巷道衬砌长期安全性研究,建立了绿泥石片岩的流变力学粘弹塑性流变模型(CVISC),仿真模拟了支护加固和二次衬砌在运行期间的力学行为,验证了现有加固方案的合理性,确定了巷道开挖后围岩的最终变形稳定时间。胡建华等15以卧虎山矿27-31线为研究对象,运用3DMINE-MIDAS-FLAC3D耦合建模技术,通过数值模拟建立了采场暴露面积与顶板最大拉应力及两帮最大压应力的回归优化模型,确定了采场极限暴露面积。王春等16以冬瓜山铜矿井下900 m深处的出矿巷道作为研究对象,利用FLAC3D软件研究了开挖过程中出矿巷道围岩的静动态变形特征,推测出巷道易破坏区域。万军伟17采用理论分析与数值模拟相结合的方法,研究了不同锚杆直径、锚杆长度和锚杆间排距下的巷道围岩变形量,选择了最佳支护参数。周国军等18通过现场调研、理论分析、FLAC3D数值模拟与在线监测相结合的方法对联合支护效果进行评价,验证了联合支护技术在极破碎岩体加固中是形成稳定整体的有效手段之一。

然而,不同的地质条件和力学参数、不同的支护工艺对矿山巷道支护的影响具有差异性,合理选择和优化支护参数仍然是矿山巷道工程建设的关键步骤。以挑水河磷矿过断层软破段的巷道工程为研究对象,设计不同水平支护参数的正交试验,运用有限差分软件FLAC3D模拟分析不同参数组合的支护效果和变形规律,在经济性条件下合理选择锚杆长度、喷射混凝土厚度和碹体厚度,为最终支护方式和参数优选提供理论依据。对于硬岩开采,特别是金属矿床开采,断层等地质结构条件是影响矿山工程稳定性的关键,因此喷锚支护结构及其相关优化参数可以为该类工程提供技术参考。

1 巷道支护模型构建

1.1 工程概况

矿区地层总体呈倾向NNE的单斜构造。倾角平缓,一般为4°~8°,局部因断裂影响,地层产状变陡(图1)。区内褶皱不发育,以断裂为主,共发现断层6条。其中,F4断裂将矿区分割为东西2个自然块段,对矿体连续性破坏较大,是区域矿体开采的必经断层。该断层总体呈NNW向展布,倾角为68°~75°,垂直落差为100 m,断层带宽度为3.0~11.5 m左右,断面较清楚。破碎带主要由构造角砾岩组成,角砾呈棱角—次棱角状,粒径一般为0.2~3.0 cm,无分选,云钙质及泥砂质胶结,结构致密。为优化矿山的开拓支护工程,以挑水河磷矿过F4断层软破段的开拓巷道工程为研究对象,在受F4断层影响、顶板结构较差以及底板和围岩较松软的条件下,研究如何通过合理支护设计提高巷道工程的稳定性。

图1

图1   勘探线剖面图

Z2dn3-灯影组第三岩性段;Z2dn1+2-灯影组第一第二岩性段;Z2d12-陡山沱组第一岩性段第二亚段;Z2d13-陡山沱组第一岩性段第三亚段;Z2d22-陡山沱组第二岩性段第二亚段; Z2d3-陡山沱组第三岩性段;Z2d4-陡山沱组第四岩性段; Ph2-主要工业磷矿层;1.正断层;2.钻孔;3.厚层状粉晶云岩

Fig.1   Profile of exploration line


1.2 计算模型

计算采用有限差分软件FLAC3D。根据挑水河磷矿巷道工程实际施工情况,计算模型选取过断层软破段巷道作为研究对象。巷道埋深250 m,模型尺寸为40 m×40 m×40 m(长×宽×高),断层厚度为8 m,倾角为75°。巷道为半圆拱巷道,底宽为3.9 m,墙高为1.25 m,半圆拱半径为1.95 m。为观测巷道围岩与支护破坏情况,采用摩尔—库仑模型。侧压力系数参照磷矿所在地宜昌地区取λ=1.2。按照挑水河磷矿工程实际,最终建立的三维数值计算模型如图2所示。其中,模型侧面及底面为固定边界,上表面未进行约束。根据模型深度以及岩体容重对模型施加垂直应力,并按照宜昌地区侧压力系数λ=1.2施加水平应力,施加应力为梯度应力。地层物理力学参数见表1。结合挑水河磷矿过断层软破段巷道现有支护方案,选用锚喷支护和砌碹支护方式。锚杆选用Φ25 mm全长粘结式锚杆,采用cable结构单元;喷射混凝土选用c25强度等级,碹体选用c40强度混凝土,采用实体单元。锚杆、喷射混凝土和碹体具体力学参数见表2

图2

图2   FLAC3D计算模型

Fig.2   FLAC3D calculation model


表1   各岩层物理力学参数

Table 1  Physical and mechanical parameters of various rock formations

地层密度/ (×103 kg·m-3体积模量/GPa切变模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa
岩层2 8306.053.814.331.51.4
F4正断层2 2002.200.741.022.00.1

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表2   各支护体物理力学参数

Table 2  Physical and mechanical parameters of each support

支护体弹性模量/GPa泊松比黏结力 /kN刚度 /(N·m-2抗拉强度密度/(kg·m-3
锚杆210.00.252001.5e8250 kN-
喷射混凝土25.00.20--2.2 MPa2 300
碹体32.60.20--2.5 MPa2 500

注:黏结力和刚度数据均为单位长度水泥浆的参数值

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1.3 试验方案

正交试验是一种高效率、快速且经济的试验设计方法19-21。支护参数优化涉及锚杆长度、喷射混凝土厚度和碹体厚度3个因素,采用正交试验设计确定计算方案,具体参数见表3。其中,锚杆长度具有4个水平,喷射混凝土厚度和碹体厚度各具有2个水平。根据因素及其水平,选用正交表L8(41×24)。支护模拟方案分为8组,见表4

表3   巷道支护正交模拟试验参数

Table 3  Parameters of orthogonal simulation test for roadway support

因素水平锚杆长度/m喷射混凝土厚度/mm碹体厚度/mm
11.6100200
22.0150250
32.4
42.8

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表4   巷道支护模拟试验方案组合

Table 4  Combination of simulation test schemes for roadway support

试验编号锚杆长度/m喷射混凝土厚度/mm碹体厚度/mm
11.6100200
21.6150250
32.0100200
42.0150250
52.4100250
62.4150200
72.8100250
82.8150200

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2 模拟结果分析

2.1 计算结果

模型计算获得初始应力平衡状态后,分别计算未支护状态和8种支护方式下巷道的应力和变形。在开挖后未支护条件下,模拟结果的位移和应力分布如图3所示。由图3(a)可知,巷道开挖导致岩体的应力重分布,在巷道顶部和底部具有明显的压应力集中现象。其中,断层处巷道压应力大小为2~4 MPa,巷道其余部分压应力峰值约为22 MPa,巷道底部压应力集中在16~18 MPa之间。由图3(b)可知,在岩层与断层相接处巷道底部极小区域出现拉应力集中,拉应力峰值约为1.37 MPa,略小于岩层抗拉强度。由图3(c)和图3(d)可知,巷道顶板下陷最大值为12.80 cm、底板翘起最大值为16.11 cm、左右两壁发生位移最大值为12.40 cm,且最大位移均发生在断层处。巷道变形较大,为保证生产安全,需进行支护以抑制大变形。正交试验的8种支护方式下巷道位移情况见图4,其中图4(a)为巷道顶底板z方向位移,图4(b)为巷道两壁x方向位移,可以看出过断层处巷道变形较大,支护对抑制巷道大变形有着良性效果,且不同方案对巷道位移量影响不同。

图3

图3   开挖未支护巷道位移及应力分布

Fig.3   Displacement and stress distribution of excavated unsupported roadway


图4

图4   8种支护方式下巷道位移

Fig.4   Roadway displacement under 8 support methods


2.2 响应分析

针对4种锚杆长度、2种喷射混凝土厚度和2种碹体厚度的正交模拟试验共为8组,各指标的响应结果见表5,推荐的最优方案计算所得的位移、应力分布如图5所示。

表5   巷道支护参数指标响应结果

Table 5  Response results of roadway support parameters

指标锚杆长度喷射混凝土厚度碹体厚度
极差优化推荐方案/m极差优化推荐方案/mm极差优化推荐方案/mm
顶板位移/mm2.01102.81.39301501.8649250
底板位移/mm3.74852.81.08531002.6183250
两侧位移/mm0.74702.00.43451506.6595250
垂直应力/MPa3.70501.64.72031003.4343250
x方向水平应力/MPa0.17801.62.86201004.1485250

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图5

图5   最优方案位移及应力分布

Fig.5   Displacement and stress distribution of the optimal scheme


表5可知:(1)锚杆长度对顶底板的位移影响显著。对顶板位移和底板位移来讲,锚杆长度的极差都是最大的,即为影响最大的因素,并且该长度都以取2.8 m为最佳。对于两侧位移、垂直应力和x方向水平应力,锚杆长度响应的极差都不是最大,锚杆长度对于上述结果为次要影响因素,对上述不同的结果其最佳的锚杆长度分别以2.0,1.6,1.6 m为佳,但取2.8 m对结果的影响不大。因此,以最大影响为原则,确定锚杆最终长度为2.8 m。(2)喷射混凝土厚度是影响垂直应力的主要因素。对垂直应力来讲,喷射混凝土厚度的极差最大,为影响最大的因素,结果表明在100 mm的厚度下,垂直应力对工程的稳定性最为有利。对其他结果指标来讲,喷射混凝土厚度的极差不是最大,即非影响最大的因素。对顶板位移、底板位移、两侧位移和x方向水平应力来讲,喷射混凝土厚度取150,100,150,100 mm最佳。因此,对5个指标进行综合考虑,结合经济性原则,喷射混凝土厚度取100 mm最佳。(3)碹体厚度显著影响两侧位移和x方向水平应力的结果。极差分析结果表明,碹体厚度对两侧位移和x方向水平应力的极差最大,为影响最大的因素,在该指标下碹体厚度都以250 mm为最佳。对顶板位移、底板位移和垂直应力来讲,碹体厚度的极差都不是最大,即非影响最大的因素,在该指标下碹体厚度同样以250 mm为最佳,即碹体厚度确定为250 mm。

通过综合考虑各因素对各指标的影响,获得了极差分析的最佳支护方案:锚杆长度为2.8 m,喷射混凝土厚度为100 mm,碹体厚度为250 mm。由图5可以发现,巷道顶底板压应力集中现象得到缓解,压应力大小降低到4~6 MPa,支护体有效地缓解了顶底板应力集中现象。由顶底板位移曲线图(图6)和断层处支护体位移曲线图(图7)可知,巷道变形主要发生在开挖后、支护前。支护前底板发生的位移约为5 cm,支护后持续增长至7 cm左右,底板支护体发生变形,位移大小约为3 cm。巷道顶板下沉最大值为2.42 cm,两壁位移最大值在7 cm左右,均出现在支护与岩层相接处。进一步分析图7发现,支护后巷道变形继续发生,但总位移量得到了有效控制,变形趋势得到极大的减缓。

图6

图6   断层处巷道中心顶底板位移图

Fig.6   Displacement map of the center and floor of the roadway at the fault


图7

图7   最优方案断层处支护体位移图

(a)断层处支护体z方向位移(正/负向位移为底部上鼓/顶部下沉位移);(b)断层处支护体x方向位移(正/负向位移为左/右侧位移)

Fig.7   Displacement diagram of support body at fault in optimal scheme


3 结论

(1)以挑水河磷矿过断层软破段的巷道工程为研究对象,运用正交试验方法设计了多参数的支护方案,建立了FLAC3D数值模型。

(2)通过正交试验的结果极差分析获得了不同因素对结果的影响程度,结果表明对顶底板位移、垂直应力、巷道两侧位移和x方向水平应力大小的主要影响因素分别是锚杆长度、喷射混凝土厚度、碹体厚度和碹体厚度,合理地选择其支护参数的大小,有利于改善支护的效果。

(3)正交极差分析确定了最优的支护方案:锚杆长度为2.8 m,喷射混凝土厚度为100 mm,碹体厚度为250 mm。数值模拟进一步验证了该参数下的支护效果有利于改善过断层软破段的工程稳定性。

(4)研究成果为该矿巷道开挖支护提供了技术参考,同时对具有类似地质条件的金属矿床具有良好的示范意义。

http://www.goldsci.ac.cn/article/2020/1005-2518/1005-2518-2020-28-6-859.shtml

参考文献

Kang HZhang XSi Let al.

In-situ stress measurements and stress distribution characteristics in underground coal mines in China

[J].Engineering Geology,20101163/4):333-345.

[本文引用: 1]

De Bellis M LDella Vecchia GOrtiz Met al.

A linearized porous brittle damage material model with distributed frictional-cohesive faults

[J].Engineering Geology,201621510-24.

Niwa MShimada KAoki Ket al.

Microscopic features of quartz and clay particles from fault gouges and infilled fractures in granite:Discriminating between active and inactive faulting

[J].Engineering Geology,2016210180-196.

[本文引用: 1]

王玉和李春朋崔增斌.

含软弱夹层对巷道围岩承载结构的影响分析

[J].科学技术与工程,20191936):111-116.

[本文引用: 1]

Wang YuheLi ChunpengCui Zengbinet al.

Analyses on the influence of soft interlayer on the bearing structure of roadway surrounding rock

[J].Science Technology and Engineering,20191936):111-116.

[本文引用: 1]

苏锡安.

西石门铁矿北区软弱破碎围岩巷道掘支技术

[J].中国矿业,20192811):109-112.

Su Xi’an.

Excavation and support technology of soft and fractured surrounding rock roadway in north area of Xishimen iron mine

[J].China Mining Magazine,20192811):109-112.

孙健新.

软弱煤岩复合顶板巷道破坏机理与支护技术

[J].煤矿安全,2019509):96-100.

Sun Jianxin.

Failure mechanism and supporting technology of roadway with weak coal and rock composite roof

[J].Safety in Coal Mines,2019509):96-100.

王松柏.

泥化软岩巷道全断面锚注加固技术研究

[J].能源与环保,2019411):125-129.

[本文引用: 1]

Wang Songbai.

Research on grouting anchorage for full section in soft and mudding roadway

[J].China Energy and Environmental Protection,2019411):125-129.

[本文引用: 1]

Zhao KBonini MDebernardi Det al.

Computational modelling of the mechanised excavation of deep tunnels in weak rock

[J].Computers and Geotechnics,201566158-171.

[本文引用: 1]

李光马凤山刘港.

金川矿区深部巷道支护效果评价及参数优化研究

[J].黄金科学技术,2018265):605-614.

[本文引用: 1]

Li GuangMa FengshanLiu Ganget al.

Study on supporting parametric optimizing design and evaluate supporting effect of deep roadway in Jinchuan Mine

[J].Gold Science and Technology,2018265):605-614.

[本文引用: 1]

Wang L GLi H LZhang J.

Numerical simulation of creep characteristics of soft roadway with bolt-grouting support

[J].Journal of Central South University of Technology,2010151):391-396.

[本文引用: 1]

丁昌伟吴德义.

典型地质条件深部岩巷锚杆长度的选择

[J].山西建筑,2020463):67-69.

[本文引用: 1]

Ding ChangweiWu Deyi.

Selection of bolt length in deep rock roadway under typical geological conditions

[J].Shanxi Architecture,2020463):67-69.

[本文引用: 1]

朱家锐毛明发常伟华.

基于正交试验对深部巷道锚喷网支护参数的设计与优化

[J].煤炭技术,20173612):22-24.

[本文引用: 1]

Zhu JiaruiMao MingfaChang Weihuaet al.

Designand optimization of shotcrete rockbolt mesh supporting parameters for deep roadway based on orthogonal test

[J].Coal Technology,20173612):22-24.

[本文引用: 1]

刘希亮王蒙蒙王新宇.

基于正交试验的深部岩巷稳定性数值分析

[J].煤炭科学技术,2018462):138-143181.

[本文引用: 1]

Liu XiliangWang MengmengWang Xinyuet al.

Numerical analysis on stability of deep rock roadway based on orthogonal test

[J].Coal Science and Technology,2018462):138-143181.

[本文引用: 1]

Yang ZDai FMuhammad Usman Aet al.

The long- term safety of a deeply buried soft rock tunnel lining under inside-to-outside seepage conditions

[J].Tunnelling and Underground Space Technology,201767132-146.

[本文引用: 1]

胡建华任启帆亓中华.

卧虎山铁矿采场极限暴露面积回归优化模型

[J].黄金科学技术,2018264):503-510.

[本文引用: 1]

Hu JianhuaRen QifanQi Zhonghuaet al.

Regress optimize model of limit exposure area to stope in Wohushan iron mine

[J].Gold Science and Technology,2018264):503-510.

[本文引用: 1]

王春王成熊祖强.

动力扰动下深部出矿巷道围岩的变形特征

[J].黄金科学技术,2019272):232-240.

[本文引用: 1]

Wang ChunWang ChengXiong Zuqianget al.

Deformation characteristics of the surrounding rock in deep mining roadway under dynamic disturbance

[J].Gold Science and Technology,2019272):232-240.

[本文引用: 1]

万军伟.

巷道支护参数设计研究

[J].能源与环保,20194110):162-165.

[本文引用: 1]

Wan Junwei.

Research on design of roadway support parameters

[J].China Energy and Environmental Protection,20194110):162-165.

[本文引用: 1]

周国军贺严.

基于Flac3D数值模拟的软弱岩体联合支护机理研究

[J].有色矿冶,2019355):6-10.

[本文引用: 1]

Zhou GuojunHe Yan.

Research on combined supporting mechanism of fractured rock mass based on Flac3D numerical simulation

[J].Non-ferrous Mining and Metallurgy,2019355):6-10.

[本文引用: 1]

黄鑫姚韦靖.

多因素影响下巷道变形特性数值模拟研究

[J].中国安全生产科学技术,2019154):32-38.

[本文引用: 1]

Huang XinYao Weijing.

Numerical simulation study on deformation characteristics of roadway under multi-factor influence

[J].Journal of Safety Science and Technology,2019154):32-38.

[本文引用: 1]

杨明财盛建龙叶祖洋.

基于FlAC3D的露天矿边坡稳定性及影响因素敏感性分析

[J].黄金科学技术,2018262):179-186.

Yang MingcaiSheng JianlongYe Zuyanget al.

Analysis of sensitivity factors of open-pit mine slope stability and impact based on FlAC3D

[J].Gold Science and Technology,2018262):179-186.

龙科明王李管.

基于ANSYS-R法的采场结构参数优化

[J].黄金科学技术,2015236):81-86.

[本文引用: 1]

Long KemingWang Liguan.

Optimization of stope structural parameters based on ANSYS-R method

[J].Gold Science and Technology,2015236):81-86.

[本文引用: 1]

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