露天转地下不同开采顺序对采场围岩稳定性的影响

楚长青， 冯 旻， 李云涛

(1.鞍钢集团矿业有限公司， 辽宁 鞍山 114009； 2.黑龙江科技大学 机械工程学院，哈尔滨， 150022； 3.鞍钢集团矿业有限公司眼前山铁矿， 辽宁 鞍山 114051)

0 引 言

矿山由露天转入地下开采后，随着采矿工程的不断推进，开采对采场围岩体产生的影响日趋复杂，主要原因是随着地下开采的进行，地应力的影响愈来愈明显，受到开采扰动后，岩体内部储存能量大于其破坏前储能能力，从而引发冒顶、垮落、塌方、岩爆等突发性地压灾害[1-3]。地下开采中不同围岩体的复杂性和断面多样性，使得利用经典力学理论解析解的方法对地下工程稳定性的分析和计算难以实现。

对于自然状态下边坡稳定性，国内学者常用极限平衡法进行分析，并取得了大量研究成果。最近十几年来，由于计算机技术的发展，学者基于极限平衡法开发出了数值分析方法，如有限元、离散元等。杨宇江等[1]通过FLAC3D分析了不同开采深度条件下覆盖层对露天矿残余边坡稳定的影响。罗浪等[2]基于FLAC3D数值模拟，研究了云南某缓倾斜矿床露天终了坡高50 m和80 m对采场覆盖岩层的影响程度，从而确定了保证此矿山安全稳定的露天终了坡高范围。李小双等[3]采用数值模拟分析了35°、45°和55°坡角下露天转地下采动时对上覆岩层的影响，得出45°左右对采场覆岩稳定性较好。查文华等[4]结合现场勘测，利用FLAC3D详细分析了逆倾分步开采对含断层的高陡采矿边坡稳定性的影响。刘艳章等[5-6]采用弹性力学理论分析和数值模拟相结合的方法，研究了充填体的弹性模量和泊松比对舞阳铁矿铁古坑采区露天转地下采动时边坡稳定性的关系。以密云铁矿为例，利用有限元法分析了不同隔离层厚度对边坡稳定性的影响。鲁宇等[7]运用相似材料模拟和PFC2D，研究了露天转地下采动后30、35、40 cm厚度的上覆岩层的运动规律以及与边坡稳定性的关系。张鹏等[8]通过Midas Nx 有限元软件分析了双重应力条件下采空区的规模和相对位置对露天转地下开采边坡稳定性的影响。杜逢彬等[9]采用有限差分软件分析了露天转地下回采隔离顶柱的厚度与隔离顶柱稳定性的关系。龙周彪等[10]通过理论分析和FLAC3D数值模拟，研究了姑山铁矿基于进路充填采矿法境界顶柱厚度的取值范围。

基于以上研究，笔者采用COMSOL Multiphysics软件开展眼前山铁矿大规模数值模拟计算工作，模拟了从左向右开采、从右向左开采、从中间向两端开采、从两端向中间开采四种开挖方案，并且根据计算的位移场、应力场分析了四种开挖方案的围岩稳定性，对预测“露天转地下”过渡期地下采场潜在地质灾害，评估灾害风险等级和区划灾害潜在区域具有重要意义。

1 眼前山铁矿工程概况

眼前山铁矿原采用露天开采，后转入地下开采。地采采矿方法采用无底柱分段崩落法，采场结构参数为：分段高度18 m、进路间距20 m和崩矿步距2 m。随着矿山由-177 m分段逐步完全转入坑底以下矿体开采，作业面急剧增多，由-177 m分段的19条回采进路增加到-195 m分段的45条回采进路，多处回采进路进入首采分段开采，为准确了解回采工作完成后岩体冒落冲击形成机理进行数值模拟分析，建立研究区域的空区三维模型，顶部厚度在6.7 m到43.6 m之间，如图1所示。

图1 眼前山铁矿-195首采分段排位设计Fig. 1 Sectional layout design of Yanqianshan Iron Mine -195 first mining

2 数值模型的建立

2.1 模型建立

将眼前山铁矿三维地质模型导入COMSOL Multiphysics软件，通过软件自带网格生成工具，构建全四面体网格的实体模型，生成眼前山三维数值计算网格模型。数值模型尺寸为2 690 m×1 840 m×946 m，地表标高从-177 m到231 m起伏不等，整个数值模型共计3 527 845个单元，845 751个单元节点。边界条件是固定模型底面，对四周采用法向位移约束。

2.2 参数选取

文中模拟采用的参数是基于室内岩石力学试验，结合现场结构面赋存情况，通过Hoke-Brown强度进行计算，最终确定岩体基本力学参数如表1所示。

表1 眼前山岩体基本力学参数

2.3 本构模型

图2为岩石细观单元在单轴和三轴应力条件下的本构关系。假设岩石试样内各个单元满足线弹性本构关系，即一般定义的胡克定律。当单元的应力条件满足最大拉应力准则和Mohr-Coulomb准则时，单元可能发生损伤。

图2 岩石细观单元损伤本构关系 Fig. 2 Damage constitutive relation of rock meso-elements

由于岩石的抗拉强度远远小于其抗压强度，最大拉应力准则通常是首先被用于判断的，文中默认以拉为正，最大拉应力准则和Mohr-Coulomb准则表示为

(1)

式中：σ1——最大主应力；

σ2——中间主应力；

σ3——最小主应力；

σt0、σc0——细观岩石单元的单轴抗拉强度和单轴抗压强度；

φ——岩石的内摩擦角；

θ——洛德角；

J2——第二偏应力张量不变量。

当细观单元满足损伤阈值时，根据损伤力学调整岩石的力学性能，描述岩石的力学性能劣化，而峰后进一步的塑形变形描述材料由于裂隙存在的扩展、摩擦滑移引起的不可恢复变形。

将岩石单元的损伤演化本构关系定义为

σij=(1-D)(2Gεij+λδijεkk)，

(2)

(3)

式中：D——损伤变量，其值为0～1；

G——剪切模量；

εij、εkk、ε1、ε3、εt0、εc0——各应力状态下对应的应变；

λ——拉梅系数；

δij——应变增量。

将上述公式嵌入到COMSOL Multiphysics数值模拟程序中用来分析岩石渐进破坏过程。

3 模拟方案

眼前山-195分段回采过程会伴随产生不同面积的暴露空间，造成围岩以及顶板的应力重新分布。随着生产持续开展，地下暴露空间不断增大，采场的应力分布不断迁移并重新分布，而采空区的冒落形式与顶板围岩受力状态息息相关，为了保证矿山生产的安全，需在最小的空区暴露面积下使顶板进行冒落，以减小冒落冲击带来的危害，因此，对不同回采工况下的应力分布特征进行数值模拟计算，确定合理的开挖顺序。

按照以往的矿房回采经验，将冒落研究区域划分为从左向右开采(方案一)、从右向左开采(方案二)、从中间向两端开采(方案三)、从两端向中间开采(方案四)四种开挖方案。矿体区域划分如图3所示。

图3 矿体区域划分Fig. 3 Orebody regional division

4 采场围岩稳定性结果分析

4.1 不同回采工况下应力场计算分析

为了研究不同方案开挖后露天采场的应力场，模拟计算不同的开采阶段，鉴于篇幅限制，以方案一为例说明。应用方案一在不同开采阶段最大主应力云图如图4所示。

图4 不同开采阶段方案一最大主应力云图 Fig. 4 Maximum principal stress nephogram of scheme one in different mining stages

由图4可知，在矿房开挖体积是398 250 m3(开挖回采工作进行68.7%)之前，开挖矿房上方最大主应力等值曲线的最大、最小值分别为6 000、3 000 N/m2，最大主应力由开挖矿房上方向矿房边界转移但并未发生较大的应力集中，表明在此开挖阶段顶板岩层的稳定性相对较好，继续开挖，采空区暴露面积持续增大，在采空区上边界处发生较大的应力集中，最大主应力等值线达到9 000 N/m2，表明在最后开挖阶段应力集中发生明显转折，当表层岩块之间的联系不足以克服自身重力时，块体便会脱离母岩自然掉落，诱发大规模冒落现象从而影响矿山安全生产。

对比四种开挖方案在不同开挖阶段最大主应力σmax极值，如图5所示。方案一在前期开挖阶段未应力集中，随开挖继续应力迅速转移并产生应力集中，该回采方案造成的冒落危害相对较大；方案二的最大主应力极值升高速率最快，随矿房回采应力集中现象最为迅速，右侧冒落研究区域右侧矿房顶板岩层稳定性最差，该回采方案可在较小的暴露面积下发生冒落，冒落块体及冒落的所带来的能量冲击较小；方案三开挖前期顶板岩层具有较好的稳定性，随地下暴露空间的持续增大，在采空区上边界处发生较大的应力集中，该方案前期回采冒落风险较小后期回采的冒落风险较大，冒落块体及冒落的所带来的能量冲击较大；方案四回采前期顶板岩层的稳定性较好，随回采的持续进行，位于冒落研究区域中间的矿房对顶板的支撑作用不断降低，当矿房的支撑强度不能约束围岩微裂纹的产生与扩展时，未释放的冒落能量得以积蓄。一旦失去矿房的支撑，这种冒落能量便会突然释放，使围岩微裂隙迅速贯通，从而有可能发生批量冒落甚至大规模冒落。

图5 不同开采方案的最大主应力最大值Fig. 5 Maximum value of maximum principal stress of different mining schemes

4.2 不同回采工况下位移场计算分析

通过模拟矿坑表面z方向位移分析空区稳定性，鉴于篇幅限制，仅以方案一z方向位移云图为例，结果如图6所示。

图6 不同开采阶段方案一z向位移云图Fig. 6 z-displacement cloud map of scheme one at different mining stages

从图6可以看，出回采矿房上方沉降幅度较小且沉降等值线主要为-7.78×10-7、-8.2×10-7、-8.6×10-7m。随着开采的进行，矿方上方沉降幅度不断增加，由-7.78×10-7m增加到-8.6×10-7m，且沉降幅度较大的等值线范围逐渐增大，这说明随着开采进行，采空区冒落范围持续增加。

不同开挖方案在不同开挖阶段的沉降等值曲线变化，如图7所示。不同开采方案沉降等值线占比变化规律相似：-7.78×10-7m等值线占比随开采阶段不断增加；-8.2×10-7m等值线占比随开采阶段不断降低；-8.6×10-7m等值线占比随开采阶段先增加后降低。回采方案三和回采方案二在开挖1/3矿房时沉降等值曲线占比变化最大，结合z方向位移场云图，方案三的开挖矿房上方沉降变化更大，从沉降水平来看方案三在开挖前期顶板稳定性最差。

图7 沉降等值曲线占比Fig. 7 Proportion of settlement contour curve

5 结 论

(1)对比四种开挖方案在不同开挖阶段最大主应力极值可知：方案一在前期开挖阶段未应力集中，随开挖继续应力迅速转移并产生应力集中，该回采方案造成的冒落危害相对较大；方案二的最大主应力极值升高速率最快，该回采方案可在较小的暴露面积下发生冒落，冒落块体及冒落的所带来的能量冲击较小；方案三前期回采冒落风险较小后期回采的冒落风险较大，冒落块体及冒落的所带来的能量冲击较大；方案四回采前期顶板岩层的稳定性较好，随回采的持续进行，有可能发生批量冒落甚至大规模冒落。

(2)回采矿房上方沉降幅度较小且沉降等值线主要为-7.78×10-7、-8.2×10-7、-8.6×10-7m，对比可以得知不同开挖方案在不同开挖阶段的沉降等值曲线变化，回采方案三和回采方案二在开挖1/3矿房时沉降等值曲线占比变化最大，结合Z方向位移场云图，方案三的开挖矿房上方沉降变化更大，在开挖前期顶板稳定性最差。