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某矿区近地表开采地质灾害模拟研究

2021-09-10张明天龚原董法王廷飞冷智高安东亮王稷晗

黄金 2021年8期
关键词:倾角采空区矿体

张明天 龚原 董法 王廷飞 冷智高 安东亮 王稷晗

摘要:为了对某矿区近地表开采可能出现的地质灾害进行评估,采用离散元数值模拟方法,研究了近地表开采不断深入可能造成的地表扰动和地质灾害。结果表明:在开采过程中应采取切顶、护顶、留点柱等方法控制顶板冒落,且随着矿体倾角的增大,顶板冒落范围也将随之增大。开采过程中应注意矿体倾角的变化,加强顶板管理。研究为后续矿山选择合理的采矿方案提供了一定的理论依据。

关键词:近地表开采;离散元;2D-BLOCK;地质灾害;数值模拟;采空区

中图分类号:TD85          文章編号:1001-1277(2021)08-0042-06

文献标志码:Adoi:10.11792/hj20210809

引 言

随着经济的发展,国家对矿产资源的需求不断增长[1-2]。但是,长期大规模和高强度地开发矿产资源,常伴随着一系列工程灾害,并难以有效预测与防治[3-6]。矿体开挖后产生大量的采空区,使得采空区周围应力平衡遭到破坏,从而引起采空区对应近地表发生沉陷的工程地质灾害现象,并产生严重的危害[7-10]。因此,近地表采矿诱发的地质灾害问题,成为人们日益关注的焦点,也是采矿领域的重要研究课题[11-13]。

某矿山为新建矿山,矿山建设井建开拓过程中,已经造成矿层顶板破坏,致使含水层与地表水之间相互导通,从而导致矿区水文地质条件变为复杂类型。该矿区开采要达到50万t/a的设计能力,需要解决采矿方法及工艺、采空区处理、地压监控等技术难题。开采项目自建设以来由于矿岩顶底板不稳定,水文地质条件复杂,未能按设计按期建成投产达产,为此,需开展矿区采矿方法试验研究工作。矿区的3个矿段矿体离地表相对较近,均属于近地表开采,随着开采的不断深入,极有可能会扰动地表,造成地质灾害。通过采用离散元数值模拟的方法,应用2D-BLOCK软件对近地表可能会出现的地质灾害进行模拟分析,从而对可能引起的地质灾害进行评估与分析,并对采空区不同采场高度提出相应有效的处理措施。

1 工程背景

1.1 矿体赋存条件

该矿区含矿岩系均为石炭系下统大塘组,该含矿岩系覆盖于寒武系中统高台组白云岩的古侵蚀面上,侵蚀面起伏不平。上部与摆佐组灰岩呈渐变过渡,整合接触。根据组成含矿岩系剖面的岩性系列,分为铝矿系-铁矿系型、铝矿系型、碳质页岩型、铁矿系型。其中,铝矿系-铁矿系型为矿区含矿岩系的主要类型,该类型中铝矿系厚0~46.46 m,岩性为铝土岩、铝土页岩、铝土矿。

矿床成因类型属风化壳再沉积矿床,工业类型为准地台型陆源碎屑障壁海岸及陆表海内潮坪泻湖相,产于碳酸盐岩类岩石侵蚀面上的铝土矿床[14]。

1.2 开采技术条件

该矿区由3个矿段构成,矿体为缓倾斜薄至中厚矿体,形态复杂,厚度变化大,顶底板起伏大,整个矿系顶板为结晶的灰质白云岩,矿系底板为白云岩和泥质白云岩,稳固性良好,岩溶发育,开采技术条件复杂。矿体直接围岩为铝土岩、铝土页岩、铁质页岩、赤铁矿。其中,铁质页岩、疏松赤铁矿稳固性较差。矿区围岩物理力学参数见表1。

一矿段:该段矿体沿东西向呈锅底状产出,地表平均出露标高1 480 m,最低控制标高1 235 m。矿体沿倾向连续,向北东侧伏。矿体倾向260°~280°,东翼倾角较大,最大倾角为45°,平均倾角为27°,平均厚3.5 m;西翼较缓,最大倾角为35°,平均倾角为13°,平均厚3.8 m。整个矿段矿体上部倾角较大,下部较缓,平均倾角20°,走向长1 350 m左右,平均水平厚3.55 m左右。

2021年第8期/第42卷  采矿工程采矿工程  黄 金

二矿段:由于目前地表开挖采矿点多,破坏较严重,且没有现状实测资料,根据现场调查和历年采矿标高,设计暂按最高开采标高1 380 m考虑。矿体沿东西向呈层状产出,地表平均出露标高1 420 m,最低控制标高1 180 m,矿体沿倾向连续,向东侧伏。矿体倾向260°~280°,平均倾角33°,平均厚4.5 m,走向长950 m左右。

三矿段:呈层状产出,地表平均出露标高1 400 m,最低控制标高1 180 m。矿体沿倾向连续,向北东侧伏。矿体倾向280°~305°,平均倾角35°,走向长1 500 m,平均厚3.5 m左右。

上述各矿段矿体的直接顶底板多为铝土岩,中等稳固;其次为杂色页岩和铁质黏土岩,中稳—不稳;少数为铝质灰岩和白云岩,较稳固。间接顶板为结晶的灰质白云岩,岩溶化不显著,岩层溶孔和晶洞发育,个别充填有黄色黏土,开采时易引起岩溶内黏土塌落。矿体底板为白云岩和泥质白云岩,不易形成较大岩溶现象,主要为细小节理,对开采影响不大。

2 模型构建

2.1 离散元理论

离散元理论是由分析离散单元的块间接触入手,找出其接触的本构关系,建立接触物理力学模型,并根据牛顿第二定律建立力、加速度、速度及其位移之间的关系,对非连续、离散的单元进行模拟仿真。1970年Cundall首次提出离散单元DEM(Distinc Element Method,DEM)模型,至今已在数值模拟理论与工程应用方面取得长足的发展。它不仅能反映岩土体之间接触面的滑移、分离与倾翻等大位移,也可计算岩土体内部的变形与应力分布。中国研究与应用离散元法始于20世纪80年代中期,王泳嘉教授首次应用于节理岩体的数值分析中,研究了放矿的数值模拟与自然崩落机制。目前,该方法得到了广泛应用和深入研究。二维与三维可变形离散元进一步地完善了离散元应用,在离散元基础上提出的DDA(Discontinuous Deformation Analysis,DDA)方法也属于离散元的一种模型,它在求解块体变形与应力时用变态模态组合来代替Cundall的有限差分格式[15]。

2.2 计算所采用力学参数

在本次计算过程所采用的矿(岩)体数据已经过大量的试算和经验折减,计算模拟中所采用的计算参数见表2。

2.3 计算模型

考虑到二矿段34b勘探线剖面及一矿段Ⅰ#纵剖面矿(岩)体的实际关系及所要解决的问题,建立所需要的计算模型(见图1、图2)。模型采用与矿(岩)体倾向、倾角一致的结构单元,远离矿体的间接顶底板采用5 m×5 m的结构单元,矿体、直接顶底板采用2 m×2 m的结构单元(受计算机计算能力的限制,单元体相对实际情况有所放大)。二礦段34b勘探线剖面计算模型单元划分为15 807个块体,采场各中段之间预留4 m顶底柱,在此前提下分析矿体开挖对上部围岩的影响。一矿段Ⅰ#纵剖面计算模型单元划分为28 105个块体,各采场之间预留5 m的间柱,采场内预留2 m点柱,在此前提下分析矿体开挖对上部围岩的影响。

计算方案模型采用位移边界约束,即模型的底部和左右两边采用位移固定约束,模型顶部不加约束,模型内部形成采空区后不施加任何约束,允许围岩依照自身的力学机制发生一定的位移或破坏,研究矿体回采后采空区的稳定性及上部围岩的破坏范围。

2.4 模拟结果分析

本次离散元模拟中,法向刚度系数和切向刚度系数采用岩体的弹性模量和泊松比,采用单元的几何尺寸进行换算。模拟过程中,选用合适的模拟步长,通过大量的计算机模拟,34b勘探线剖面共进行2 000多万次迭代,模拟结果分析如下:

模拟过程在模型的底部和左右施加固定约束,模拟模型在重力作用下的冒落规律。离散元可以给出剖面的速度图、位移图、主应力分布图及各单元角点等的接触关系图等,信息量比较大。由于各剖面的模拟规律基本相同,仅对二矿段34b勘探线剖面和一矿段Ⅰ#纵剖面进行了模拟。

2.4.1 二矿段34b勘探线剖面

模拟第一步,不进行任何开挖活动,将边界约束施加到所研究的区域中,形成初始应力场。位移从模型的顶部向下依次减小,顶端位移最大。这主要是由于块体单元在自重应力及上部所施加外部荷载作用下的压实作用所造成的,该步模拟(原始模型模拟结果见图3~5)在矿(岩)体中形成初始应力场,块体单元的位移主要是弹性形变。

模拟第二步是在矿(岩)体压实(或形成应力场)的基础上将矿体开采至1 205 m水平。从模拟结果应力、位移及速度分布图(见图6~8)可以看出,矿体开采后,位移、速度方向都指向采空区,符合岩石力学的规律。矿体回采后上盘直接顶板出现冒落,从块体放大图(见图9)中可以看出,除了直接顶板铝土页岩冒落较为严重外,间接顶板没有出现开裂和离层现象。这说明二矿段直接顶板铝土页岩是影响矿体开采稳定的主要因素,在矿体开采过程中应采取控顶措施来保证开采的安全。

2.4.2 一矿段Ⅰ#纵剖面

一矿段Ⅰ#纵剖面模拟第一步,不进行任何开挖活动,将边界约束施加到所研究的区域中,形成初始应力场。Ⅰ#纵剖面模拟结果见图10~12。由图10~12可知,位移从模型的顶部向下依次减小,顶端位移最大。这主要是由于块体单元在自重应力及上部所施加外部荷载作用下的压实作用所造成的,该步模拟在矿(岩)体中形成初始应力场,块体单元的位移主要是弹性形变。

模拟第二步是在矿(岩)体压实(或形成应力场)的基础上将矿体开采。从模拟结果应力、位移及速度分布图(见图13~15)可以看出,矿体开采后,位移、速度方向都指向采空区,符合岩石力学的规律。矿体回采后上盘围岩出现冒落,从块体放大图中可以看出,顶板位移与矿体倾角有一定的关系,矿体倾角较缓时,顶板冒落范围较小(见图16);矿体倾角为20°左右时(见图17),顶板的冒落高度约为12 m;在靠近F3断层附近矿体倾角为30°时(见图18),顶板的冒落高度约为20 m,且地表出现明显的移动。从模拟结果可以看出,随着矿体倾角的增大,顶板出现冒落的范围也随之增大,且会影响到地表,所以开采过程中采场内建议留点柱,且控制好点柱之间矿房的跨度,必要时进行充填。

3 采空区处理

通过数值模拟分析,认为该矿区地下开采会影响到地表,且矿区水文地质条件复杂,地层中断层、溶洞、裂隙较多,一旦采空区发生大面积垮塌,采空区与地表就有可能通过地层中的断层、溶洞、裂隙连通,遇到雨水天气,地表的泥沙就会随雨水流入井下。久而久之大量地表泥沙被带入井下后,地表就会出现垮塌。该矿区投产后,地表出现了许多塌陷坑,塌陷坑的出现不仅影响了矿群关系,而且后期治理的难度和费用也比较高。因此,采空区要及时进行有效治理。

3.1 采高小于3 m的采空区

采高小于3 m的采空区属于较小采空区。根据房柱采矿法的特点,矿体越薄,采场采空区跨度越小,采场内预留点柱越多。从该矿区2年来的回采现状看,小于3 m的铝土矿隔水层极易被破坏,隔水层被破坏后大部分采场都会出现涌水、涌泥(沙)。对于采高小于3 m的采空区,建议回采时强采强出,一旦采场回采完毕,及时形成采场闭坑报告,并立即用混凝土封堵采场所有入口,使采空区顶板自然垮塌并充填采空区。

3.2 采高3~6 m的采空区

采高3~6 m的采空区属于中型采空区。根据采场采切工程的布置,每个采场有4条上山与上中段贯通,回采矿体时,可预留0.5 m左右的护顶矿以保证回采过程中采场顶板不垮塌。采场回采时按设计在采空区内预留点柱,采场回采完毕后及时形成采场闭坑报告,并对采空区进行处理。

对于3~6 m的采空区,建议采用上中段掘进的废石充填。实施时,首先在上山与上中段贯通的巷道对面施工错车硐室;然后用无轨运输设备直接将废石从上山贯通口倒入采空区。考虑到铝土岩的自然安息角大于铝土矿的实际倾角和尽可能的多用废石充填采空区,建议在上山对应的电耙联道内安放1台电耙,将倒入的废石尽可能耙到下部以增加采空区的充填废石量,最终使充填废石距顶板距离保持在1.5~2.0 m;最后,废石充填到位后,将电耙撤出并用混凝土封堵采场所有入口。

3.3 采高6~12 m采空區

采高6~12 m的采空区属于较大型采空区。根据该矿区矿井下矿体赋存条件,矿体厚度达到6~12 m的采场只有一矿段1 300 m中段9#和10#采场。9#、10#采场矿体倾角约10°,采用房柱采矿法和留矿采矿法联合开采,进路出矿,回采时顶板预留0.8 m左右的护顶矿以保证采场回采时顶板不垮塌。

对于9#、10#采场较大型采空区处理,从安全、经济、可行性3方面考虑,利用废石自重充填采空区最为合理,故建议用上中段掘进废石进行充填。步骤如下:

1)充填地点的选取。根据采矿方法和回采顺序情况看,1 325~1 340 m分段1#、2#进路回采完毕,在回采3#、4#进路时,就可以回填1#、2#进路形成的采空区。预计采空区的高度约6 m,故把采空区充填地点选在1 330 m中段旧大巷处。

2)回填方法。根据井下现场施工情况,回填从选定地点开始,从上往下倾倒,废石充填到与倒渣地点平齐后,向采空区内呈扇形推进。推进过程中需要使用1台2 m3的运铲车将废石向前推进。充填后,采空区现状是:低于充填地点的采空区与充填地点填平。第二次充填从采空区内向充填地点方向依次回填。回填工序是:首先将掘进废石运送到充填地点,再用运铲车将废石运送到采空区内充填采空区。2道充填结束后,充填废石距顶板距离保持在2~4 m。充填完成后,用混凝土封堵采场所有入口。

4 结 论

该矿区矿段矿体开采属近地表开采,采用离散元数值模拟方法,对近地表开采会出现的地质灾害进行模拟。

1)通过对该矿区二矿段34b勘探线剖面的模拟分析,认为直接顶板铝土页岩是影响矿体开采的主要因素,在开采过程中应采取切顶、护顶、留点柱等方法控制顶板冒落。

2)通过对一矿段Ⅰ#纵剖面的模拟分析,认为随着矿体倾角的增大,顶板冒落范围也将随之增大,开采过程中应注意矿体倾角的变化,加强顶板管理。

3)通过模拟分析,认为近地表开采可能会影响到地表,所以开采过程中采场内应严格按照有限元模拟结果留设点柱及控制好点柱之间矿房的跨度。

4)结合离散元分析结果及该矿区矿体的实际情况,提出了不同采高采空区的处理方法。

[参 考 文 献]

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Simulation of geological hazard in near-surface mining in a mining area

Zhang Mingtian1,2,Gong Yuan3,Dong Fa1,Wang Tingfei4,Leng Zhigao5,An Dongliang3,Wang Jihan1,2

(1.College of Safety Science and Engineering,Xinjiang Institute of Engineering;

2.Faculty of Land Resources Engineering,Kunming University of Technology;

3.Yunnan Decheng Planning and Design Co.,Ltd.;

4.Yunnan Dacheng Safety Technology Service Co.,Ltd.;

5.Fujian Makeng Mining Co.,Ltd.)

Abstract:In order to evaluate the potential geological disasters of near-surface mining in a mining area,the potential surface disturbance and geological disasters caused by the deepening of near-surface mining were studied by using the discrete element numerical simulation method.The results show that in the process of mining,roof cutting and pillar retaining methods should be adopted to control roof caving,and with the increase of the dip angle of the ore body,the roof caving range will also increase.Therefore,the change of the dip angle of the ore body should be paid attention to and the roof management should be strengthened.The research provides a certain theoretical basis for the mine to subsequently choose a reasonable mining scheme.

Keywords:near-surface mining;discrete element;2D-BLOCK;geological hazard;numerical simulation;goaf

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