公路下伏采空区开挖过程中围岩扰动规律研究

2021-01-09黄大桂王李昌隆威雷家蔚

铁道科学与工程学报 2020年12期

黄大桂，王李昌，隆威，雷家蔚

黄大桂1, 3，王李昌1, 2，隆威1, 2，雷家蔚1, 2

(1. 中南大学地球科学与信息物理学院，湖南长沙 410083；2. 有色金属成矿预测与地质环境监测教育部重点实验室，湖南长沙 410083；3. 广西交通设计集团有限公司，广西南宁 530029)

为研究湖南某公路下伏采空区的开挖过程对公路造成的影响和围岩的扰动规律，采用 FLAC3D数值模拟软件对公路下伏2个处于相同水平采空区在按顺序先后开挖的过程进行了模拟，重点分析了围岩应力场、位移场及塑性区的演化规律。模拟分析表明：在采空区按顺序开挖的过程中，围岩都存在明显的拉应力集中和压应力集中的现象，围岩应力的改变不会对公路的安全施工造成较大的影响；开挖完成后，1号和2号采空区的顶板上方和底板下方的位移带均产生了连通的现象，采空区整体位移影响区域大幅增加，但对公路的地表变形影响不大；1号和2号采空区的塑性区在矿柱上产生了贯通的现象，矿柱极有可能发生失稳垮塌，将会极大地危害整个采空区和公路的安全和稳定性。

采空区；数值模拟；应力演化

采空区的开挖过程实际上可以认为是一个不断地动态调整原岩应力平衡状态的复杂物理力学过程。自然条件下，原岩处于相对平衡的力学状态，开采的过程中，原岩的力学平衡状态受到了扰动作用的影响，迫使原岩对应力重新进行调整产生二次应力场并使原岩达到新的二次应力平衡[1−4]。采空区围岩的破裂灾变是造成地下矿山采空区安全事故频发的根本原因之一，因此，深入研究矿山资源开采过程中的采空区围岩扰动规律和致灾机理是预防采空区安全事故的关键。国内外的专家和学者对地下矿山采空区形成过程中的围岩扰动规律展开了深入的探索和研究[5−12]。付建新等[13]运用物理模型实验与数值模拟分析相结合的方式，系统地探讨了采空区群在开挖形成过程中围岩的应力和位移的扰动规律。姜立春等[14−15]采用数值模拟的方法揭示了基于单层和双层相同水平地下采空区群失稳破坏的动态变化规律，探究了形成动态失稳时的破坏模式和顺序，并进一步提出了水平采空区群动态失稳破坏的具体工程机理和控制措施。贾楠等[16]运用FLAC3D有限差分软件，建立了地下金属矿山深部采空区岩体爆破扰动演化的理论模型，分析了采空区在爆破动力开挖过程中围岩的演化特征，并且进一步研究了采动顺序对采空区围岩稳定性的影响。本文以湖南省某在建公路下伏地下矿山采空区为研究对象，在充分调查该矿山开采技术条件和分析岩体物理力学特性的基础上，运用FLAC3D软件对开挖扰动影响下采空区围岩应力应变扰动规律进行模拟分析，深入探讨了应力场、位移场及塑性区的演化规律，揭示了采空区稳定性机理和对公路稳定的影响效应，为矿山采空区的安全生产、发展和公路的施工提供指导。

1 数值模拟简介

1.1 建立模型

此次采空区模拟采用了摩尔−库仑模型，运用FLAC3D6.0构建的采空区三维简化模型如图1 所示，模型几何边界参数为 200 m×50 m×200 m，采空区模型的计算范围是根据该矿山采空区的分布范围和开采现状确定的，充分考虑了足够的边界效应。模型中除了上方边界之外，其余边界全部施加来自各自方向上的位移约束。模型节点总数为58 890个，单元总数为56 250个。采空区埋深约170 m，厚度约10 m，倾角近似水平，按照0°考虑，开采方式为沿着矿体倾向，即轴正向，公路路线方向为轴方向，路宽8 m，仅考虑采空区开挖对公路正下方的影响。模拟采用的岩体物理力学参数是通过室内试验并经过折减得到的，见表1。

表1 模型力学参数表

1.2 模拟方案

根据该矿山采空区的实际工程概况和初步设计资料，模拟了2个处于相同水平的采空区依次先后开挖的过程，每个采空区的开挖均视为一次性开挖完成的，2个采空区的跨度均为20 m，高为10 m，中间留设6 m的保护矿柱。模型除了考虑重力的影响之外，还需考虑公路施工的影响，将公路上的交通荷载视为均布荷载施加在模型上，均布荷载大小取=0.13 MPa。

2 模拟结果分析

2.1 主应力

图2为依次开挖1号和2号采空区的最大主应力图，由图2可知，1号采空区开挖形成后，采空区及其四周围岩发生较为明显的应力释放现象，导致采空区四周围岩上形成了一圈圈的应力等值迹线拱。在采空区顶板上部和底板下部一定范围内产生的拉应力集中区最大应力值出现在顶板中点处。顶板上的拉应力往空区外逐渐变小，最终发展成为压应力。在采空区左右两侧一定范围内存在高压应力集中的现象，两侧高应力集中区应力值最大为1.61 MPa，应力集中系数为1.45，这其实是采空区开挖过程中，围岩应力逐渐转移到周围岩体的结果。2号采空区开挖完成后，采空区顶板最大拉应力值由1.13 MPa增大到1.28 MPa，并且拉应力的影响程度和范围均有所增加。这是由于在开挖过程中，采空区顶板临空面面积会不断增加，顶板应力不断调整、释放，拉应力也一直增加。拉应力值会逐渐接近围岩抗拉强度，这有可能最终直接导致顶板的拉伸破坏。拉应力的不断增加是造成采空区顶板冒落的最主要影响因素之一。两侧高应力集中区应力值增大至1.93 MPa，应力集中系数值为1.72，集中应力的大小和影响程度、范围也就会变的更大了，说明采空区开挖完成后，采空区整体围岩的应力状态变得更差，而且越晚开挖的单个采空区，其围岩的应力状态也就相对越差。由于采空区距离地表较远，开挖造成地表的应力改变较小，不会对公路的安全施工造成较大的影响。

2.2 正应力

图3为开采完成后垂直应力云图，由图3可知，1号采空区开挖完成后，周边应力释放明显，顶底板存在拉应力集中，其应力值为0.04 MPa，空区左右两侧一定范围内存在高压应力集中，应力最大值为9.43 MPa。2号采空区开挖完成后，拉应力增大到0.05 MPa，并且采空区拉应力的影响范围大幅增加，其将极大地威胁着采空区围岩的稳定性。采空区两侧高压应力集中应力最大值增大到10.15 MPa，应力影响区域有所增强，说明采空区应力状态变得更差了。矿柱上存在压应力集中的现象，应力最大值为12.14 MPa，这将有可能导致矿柱的剪切破坏。由此可知，2个相同水平的采空区在开挖过程中是彼此相互影响的，并且应力的增大或释放遵循着一种比较复杂的变化规律。

单位：Pa

2.3 剪应力

图4为采空区剪应力云图，由图4可知，在采空区的4个边角处均存在剪应力集中的现象，剪应力基本按照斜对称分布。采空区全部开挖完成后，在采空区左上角和右下角上的应力最大值由2.09 MPa增大至2.25 MPa，在采空区右上角和左下角的应力最大值由2.09 MPa增大至2.48 MPa，并且应力影响程度和区域均有较大增加。研究表明，边角处剪应力大小和采空区断面面积的有着较为密切的关系，采空区断面面积越大，其剪应力值就越大。在采空区开挖过程中，4个边角将会先达到临界剪切破坏状态，由于采空区暴露面积的增加，边角处破坏范围逐渐延伸扩展，顶板拉应力值也逐渐增大，直至发展成为拉伸破坏。

单位：Pa

2.4 位移

图5为采空区竖向位移云图，由图5(a)可知，采空区的整体竖向位移基本上按照对称特性规律进行分布，均指向采空区方向缓慢发展；采空区围岩以竖向位移为主，在采空区底板上有少量的鼓胀；采空区顶板上方和底板下方形成围岩移动位移等值线拱，离开挖边界越近，其位移值也就越大；1号采空区顶板中央竖向位移最大，向顶板两侧急剧降低。由图5(b)可知，2号采空区开挖完成后，由于受到2号采空区开挖的扰动，1号采空区的顶板中点位移从7 mm变成9 mm，2号采空区的顶板中点位移为9 mm，1号和2号采空区在顶板上方和底板下方的位移带产生了连通的现象，形成了影响范围较大的位移带。1号和2号2个采空区的空间尺寸参数和所处的地质环境条件基本相同，但是最终的应力状态和位移却不尽相同，表明处于同一水平采空区的开挖相互之间会产生较大的扰动影响，采空区之间距离越小，其影响程度和范围就越大。

采空区整体与地表距离较远，地表最大竖向位移仅为3 mm，由此计算得到地表最大倾斜值、水平变形值和曲率值分别为0. 027 mm/m，0. 01 mm/m和0. 000 8 mm/m2，远小于规范[17−18]相关规定值，由此可知，采空区开挖对公路施工产生的影响不大。

单位：m

2.5 塑性区

图6为采空区开挖完成后塑性区图，由模拟结果可知，塑性区主要集中在空区顶板、底板和矿柱上，顶板和底板发生拉伸破坏，4个边角和矿柱发生剪切破坏，1号和2号采空区的塑性区在矿柱上已经出现了贯通的现象，这是因为采空区开挖过程中，顶板会大面积暴露悬空，上覆顶板的压力将会直接作用在矿柱上，形成了高压应力集中区，随着开挖的进行，矿柱上的压应力会逐步接近抗压强度，其就有可能发生剪切破坏。由于实际生产过程中，开挖是一步步缓慢进行的，矿柱的变形过程是一个由渐变到突变的时空演化进程。矿柱变形会逐步增大直至完全失稳。由于没有了矿柱的支撑作用，采空区之间发生连通，上覆顶板的压力逐步向周边岩体转移，加剧了采空区两侧围岩的应力集中，顶板极有可能发生断裂破坏并引发大面积冒落，导致矿山采空区的崩塌、地表公路的塌陷和整个矿山结构破坏，严重危害矿山的安全生产和采矿人员机械设备的安全。

图7为采空区剪应变增量云图，剪应变增量主要集中在矿柱区域，集中区域就是采空区发生剪切破坏时的潜在破裂面，这与上述分析是一致的。因此，亟需对该采空区进行综合治理，保障矿山的生产安全和公路施工安全。

(a) 1号开挖后；(b) 2号开挖后

图7 采空区剪应变增量云图

3 结论

1) 单个采空区开采过程中，采空区的围岩存在拉应力集中的现象，采空区左右两侧一定范围内各存在着一个高压应力集中区；2个水平采空区先后开挖过程中，采空区的围岩应力应变是不断动态变化的，采空区开挖越晚，其围岩的应力状态表现相对越差；围岩应力的改变不会对地表公路的安全施工造成较大的影响。

2) 开挖完成后，1号和2号采空区的顶板上方和底板下方的位移带均产生了连通的现象，采空区整体位移影响区域大幅增加，但地表变形位移量较小，对公路影响不大。

3) 1号和2号采空区的塑性区在矿柱上出现了贯通，矿柱极有可能发生失稳垮塌，将会严重危害矿山采空区和公路施工的安全，应对采空区进行及时的治理。

[1] 张娇, 姜谙男, 易南概, 等. 东坪金矿采空区开挖过程的三维有限元数值模拟[J]. 中国矿业, 2006, 15(11): 81−84. ZHANG Jiao, JIANG Annan, YI Nangai, et al. Numerical simulation of excavation process of Dongping mine worked out area based on 3D-finite element method[J]. China Mining Magazine, 2006, 15(11): 81−84.

[2] 张耀平, 曹平, 袁海平, 等. 复杂采空区稳定性数值模拟分析[J]. 采矿与安全工程学报, 2010, 27(2): 233− 238. ZHANG Yaoping, CAO Ping, YUAN Haiping, et al. Numerical simulation on stability of complicated goaf[J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2010, 27(2): 233−238.

[3] 韩昌良. 沿空留巷围岩应力优化与结构稳定控制[D]. 徐州: 中国矿业大学, 2013. HAN Changliang. Stress optimization and structure stability control for the surrounding rock of gob-side entry retaining[D]. Xuzhou: China University of Mining and Technology, 2013.

[4] 程秋亭, 邓飞, 陈艳红, 等. 采空区稳定性数值模拟分析[J]. 有色金属科学与工程, 2015, 6(2): 85−88. CHENG Qiuting, DENG Fei, CHEN Yanhong, et al. Numerical simulation analysis on the stability of mined-out area[J]. Nonferrous Metals Science and Engineering, 2015, 6(2): 85−88.

[5] WANG Fangtian, ZHANG Cun, ZHANG Xiaogang, et al. Overlying strata movement rules and safety mining technology for the shallow depth seam proximity beneath a room mining goaf[J]. International Journal of Mining Science and Technology, 2015, 25(1): 139−143.

[6] Sherizadeh T, Kulatilake P H. Assessment of roof stability in a room and pillar coal mine in the US using three-dimensional distinct element method[J]. Tunnelling and Underground Space Technology, 2016, 59: 24–37.

[7] YANG Shengqi, CHEN Miao, JING Hongwen, et al. A case study on large deformation failure mechanism of deep soft rock roadway in Xin’an coal mine, China[J]. Engineering Geology, 2017, 217: 89−101.

[8] 唐礼忠, 陈源, 邓丽凡, 等. 扰动下含接触带巷道围岩力学响应及控制研究[J]. 铁道科学与工程学报, 2016, 13(2): 309−315. TANG Lizhong, CHEN Yuan, DENG Lifan, et al. The mechanical response features and control of surrounding rock with contact zone under dynamic disturbance[J]. Journal of Railway Science and Engineering, 2016, 13(2): 309−315.

[9] ZHANG Chengguo, Canbulat I, Hebblewhite B, et al. Assessing coal burst phenomena in mining and insights into directions for future research[J]. International Journal of Coal Geology, 2017, 179: 28−44.

[10] 刘新颖, 曹平, 刘涛影, 等. 不衬砌水工隧洞围岩稳定性数值模拟分析[J]. 铁道科学与工程学报, 2012, 9(3): 45−50. LIU Xinying, CAO Ping, LIU Taoying, et al. Numerical simulation analysis for surrounding rock stability of unlined high pressure hydraulic tunnels[J]. Journal of Railway Science and Engineering, 2012, 9(3): 45−50.

[11] 张谦, 张延军, 于子望, 等. 煤层开采后覆岩稳定性物理模型及数值模拟[J]. 世界地质, 2019, 38(1): 293−301. ZHANG Qian, ZHANG Yanjun, YU Ziwang, et al. Physical model and numerical simulation of overburden stability after coal mining[J]. Global Geology, 2019, 38(1): 293−301.

[12] SUN Yunjiang, ZUO Jiaping, Karakus M, et al. Investigation of movement and damage of integral overburden during shallow coal seam mining[J]. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2019, 117: 63−75.

[13] 付建新, 宋卫东, 杜建华. 金属矿山采空区群形成过程中围岩扰动规律研究[J]. 岩土力学, 2013, 34(增1): 508−515. FU Jianxin, SONG Weidong, DU Jianhua. Study of disturbance law for wall rock while goaf group formation in metal mines[J]. Rock and Soil Mechanics, 2013, 34(Suppl 1): 508−515.

[14] 姜立春, 曾俊佳, 贾晓川. 水平采空区群动态失稳演化过程及工程控制[J]. 辽宁工程技术大学学报(自然科学版), 2016, 35(8): 821−825. JIANG Lichun, ZENG Junjia, JIA Xiaochuan. Dynamic failure process and engineering control of horizontal goaf group[J]. Journal of Liaoning Technical University (Natural Science), 2016, 35(8): 821−825.

[15] 姜立春, 魏叙深. 采动应力作用下陡倾板裂状岩体巷道溃屈破坏[J]. 辽宁工程技术大学学报(自然科学版), 2015, 34(1): 15−20. JIANG Lichun, WEI Xushen. Buckling failure of roadway in vertically stratified rock under mining stress[J]. Journal of Liaoning Technical University (Natural Science), 2015, 34(1): 15−20.

[16] 贾楠, 吴超, 罗周全, 等. 动力扰动下采空区围岩非线性响应演化特性分析[J]. 爆破, 2016, 33(3): 10−16. JIA Nan, WU Chao, LUO Zhouquan, et al. Nonlinear response evolution characteristics of goaf surrounding rocks under dynamic disturbance[J]. Blasting, 2016, 33(3): 10−16.

[17] GB 50771—2012, 有色金属采矿设计规范[S].GB 50771—2012, Code for design of nonferrous metal mining[S].

[18] JTG-T-D31—2011, 采空区公路设计与施工技术细则[S]. JTG-T-D31—2011, Guidelines for design and construction of high-way engineering in the mined-out area[S].

Study on surrounding rock disturbance law during the excavation of goaf under a highway

HUANG Dagui1, 3, WANG Lichang1, 2, LONG Wei1, 2, LEI Jiawei1, 2

(1. School of Geosciences and Info-Physics, Central South University, Changsha 410083, China;2. Key Laboratory of Metalorganic Prediction of Nonferrous Metals and Geological Environment Monitoring, Ministry of Education, Changsha 410083, China; 3. Guangxi Communications Design Group Co., Ltd., Nanning 530029, China)

In order to study the influence of the excavation process of the goaf under a highway in Hunan Province on the highway and the surrounding rock disturbance law of the goaf, FLAC3Dnumerical simulation software was used to simulate and study the surrounding rock stress, displacement and plastic zone during the excavation of the two goafs under the highway at the same level. The results show that during the excavation of two goafs at the same level, the surrounding rock of the goaf has obvious tension stress concentration and compressive stress concentration. The stress of surrounding rock will not affect the safety construction of the highway. After the excavation, the displacement zones above the roof and below the bottom plate of 1# and 2# goaf are connected, and the influence area of the overall displacement of the goaf increases greatly, but it has little influence on the surface deformation of the highway. The plastic zone of 1# and 2# goaf runs through the ore pillar, and the ore pillar is likely to collapse, which will greatly endanger the safety and stability of the whole goaf and the highway.

goafs; numerical simulation; stress evolution