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高阶段崩落法采场地压规律数值模拟分析 ① 罗 佳1，2， 柳小胜1，2， 黄 敏1，2 （1.长沙矿山研究院有限责任公司，湖南 长沙 410012； 2.国家金属采矿工程技术研究中心，湖南 长沙 410012） 摘 要 采用三维弹塑性有限元法对高阶段崩落法采矿的凿岩进路开挖、切割槽开挖和崩落回采过程进行了数值模拟研究。 结果 表明，凿岩进路开挖后，由上往下巷道周边的应力和位移量呈递增趋势，巷道顶板拉应力区的深度为 0.8～1.5 m；切割槽开挖后，凿 岩进路周边应力和位移量都有所增加，影响范围约为 15 m；随着崩矿的进行，凿岩进路周边的应力和位移量缓慢增大，采场应力环 境不断恶化。 关键词 无底柱分段崩落采矿法； 采场地压； 切割槽开挖； 崩矿； 高阶段； 数值模拟； 凿岩进路； 稳定性 中图分类号 TD853文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.06.005 文章编号 0253－6099（2019）06－0020－05 Numerical Simulation Analysis for Ground Pressure Law of High⁃Stage Caving Mining LUO Jia1，2， LIU Xiao⁃sheng1，2， HUANG Min1，2 （1.Changsha Institute of Mining Research Co Ltd， Changsha 410012， Hunan， China； 2.National Engineering Research Center for Metal Mining， Changsha 410012， Hunan， China） Abstract Numerical simulation analysis was pered for drift excavation by drilling， trench excavation and caving processes during the high⁃stage caving mining by using three⁃dimensional elastoplastic finite element analysis. Results show that after drift excavation， the stress and displacement around the drift tend to increase progressively from top to bottom， and tensile stress zone of the drift roof is 0. 8 ～ 1. 5 m in depth. After trench excavation， the stress and displacement around the drift are increased to some extent， which will bring influence to an area within the range of 15 m. With the progress in the caving mining， the stress and displacement around the drilled drift increase slowly， leading to the stress environment of the stope continuously deteriorated. Key words bottomless sublevel caving mining ； ground pressure of stope； trench excavation； caving； high stage； numerical simulation； drift excavation； stability 国内采用无底柱分段崩落采矿法的矿山普遍存在 采场结构参数小、分段高度低、贫化损失大、生产效率 低的问题，难以发挥崩落法采矿大规模、高效率的特 点［1－3］。 开采特大型矿体时，为了实现大规模开采，必 须布置大量采场，增加作业设备和人员，生产组织复 杂、繁忙，增加井下作业的危险因素。 高阶段参数下， 出矿巷道承担的出矿量大，往往在未完成出矿任务之 前就被破坏了。 纵观国内外对高阶段崩落法采矿的研 究，对采场底部出矿结构受力来源及分布特性、底部结 构破坏规律与形式、稳定性维护与控制等方面缺乏系 统研究［4－6］。 无底柱分段崩落法回采是自上而下按分段逐步进 行的，需要经过凿岩进路开挖、拉切割槽和侧向崩落回 采等工艺。 高阶段大结构无底柱分段崩落法，由于其 阶段高度大，不同分段进路水平之间应力相差较大，进 路内塑性区范围变化大，破坏形式各异，应力变化规律 和稳定性关系到采矿安全和矿山经济效益，为了全面 了解深井开采高阶段无底柱分段崩落法采场应力变化 规律，本文选用三维弹塑性有限元法作为研究手段，从 不同分段水平凿岩进路开挖、切割槽开挖以及崩矿回 采过程中采场应力应变状况等方面进行分析研究，探 究高阶段崩落法采场地压规律，为大结构崩落法开采 矿山提供技术支撑。 ①收稿日期 2019－06－07 基金项目 “十二五”国家科技支撑计划课题（2013BAB02B06） 作者简介 罗 佳（1987－），男，湖南长沙人，工程师，主要从事矿山研究与开发工作。 第 39 卷第 6 期 2019 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №6 December 2019 万方数据 1 工程概况 云南某铁矿属火山喷发熔浆及火山气液富化成矿 的大型铁矿床和火山喷发⁃沉积、变质大型铁铜矿床。 矿区地表标高为＋860～＋1 230 m，主要开采对象为Ⅱ1 矿组。 Ⅱ1矿组由 4 个呈似层状、透镜状的矿体组成， 由上往下依次为Ⅱ1－4、Ⅱ1－3、Ⅱ1－2、Ⅱ1－1矿体，其中 Ⅱ1－2、Ⅱ1－1矿体主体部分赋存于 200 m 标高以下。 矿 体完整厚大部分多为倾斜、急倾斜矿体，矿体倾角 32～ 75，矿体平均厚度 53 m，采用高阶段高分段无底柱分 段崩落法开采，阶段高度 200 m，分段高度 30 m，进路 间距 20 m。 矿体顶底板围岩除少量绿泥片岩、角闪黑 云片岩和接触带部位的蚀变辉长辉绿岩稳固性较差 外，一般稳固性好。 岩石多属坚硬、半坚硬类型，矿石 多属半坚硬类型，矿岩抗压强度较高，稳固性较好， f 系数多为 6～12，矿岩无自燃性和结块性。 开采范围 内水文地质条件简单，工程地质条件属于中等类型。 2 数值模拟计算 2.1 数值模型的建立 2.1.1 力学模型及物理力学参数 使用岩土工程中广泛应用的德拉克⁃普拉格 （Drucker⁃Prager）塑性屈服准则进行三维弹塑性有限 元计算分析［7］。 根据计算分析需要并结合矿山实际，将矿岩材料 简化为 4 种基本类型围岩、矿体、岩石散体（覆盖层） 和矿石散体（崩落矿石）。 围岩和矿体的力学参数依 据岩石力学参数测试结果，并考虑岩体的结构效应、地 下水等因素进行了适当的修正，崩落的散体则依据膨 胀系数采取适当的折减［8－10］。 本次模拟计算的岩体物 理力学参数见表 1。 表 1 岩体物理力学参数 材料 名称 块体密度 ／ （gcm －3 ） 变形模量 ／ GPa 泊松 比 内聚力 ／ MPa 内摩擦角 ／ （） 围岩2.830.00.242.0542 矿体4.225.00.223.1648 覆盖层2.2120.00.350.2040 矿石散体3.0100.00.350.3245 2.1.2 数值模型 根据研究经验，数值模型的尺寸按开挖空间直径 （或最大跨度）3～5 倍的影响范围进行截取即可［11－12］。 高阶段崩落法采场阶段高度为 200 m，分段高 30 m（一 个分段为 20 m），共有 7 个分段，进路间距 20 m，覆盖层 厚度为 50 m。 模型长宽高总的尺寸为240 m 205 m 315 m。 为了提高模型的计算精度，采用高精度等参 单元离散模型网络，模型共有单元 18 225 个，节点 80 363 个，三维数值模型见图 1。 图 1 三维数值模型 2.2 边界条件 矿山之前委托高校开展过现场原岩应力测量工 作，通过回归分析，得出了最大主应力、中间主应力随 深度变化的规律，回归方程如下 σ1＝ 1.33 ＋ 0.047H σ2＝ 0.59 ＋ 0.022H 式中 σ1为最大主应力，MPa；σ2为中间主应力，MPa； H 为测点埋深，m。 2.3 数值模拟计算步骤 秉承开挖步骤与实际开采步骤相一致的原则，设 计数值模拟计算过程共分为 4 步 1） 初始阶段初始应力平衡计算，通过反演计算 分析，确定初始地应力场。 2） 凿岩进路开挖阶段计算进路开挖时的应力应 变等变化，主要模拟进路开挖过程对进路顶、底板的 影响。 3） 开挖切割槽模拟切割槽开挖对采场稳定性的 影响。 4） 崩矿回采模拟侧向崩落回采，计算矿体开采 过程中应力应变等变化，主要模拟矿石开采过程对本 分段进路顶、底板的影响。 3 数值模拟结果与分析 从凿岩进路开挖、切割槽开挖和崩矿回采 3 个阶 段分析采场应力变化规律。 对于主应力和轴向应力， 负值表示压应力，正值则表示拉应力，其中 σ1为最小 主应力，σ2为中间主应力，σ3为最大主应力；对于剪 应力和位移，其正负则只表示方向。 为精简篇幅，仅列 出部分图形。 3.1 不同分段凿岩进路开挖分析 不同分段凿岩进路开挖后数值模拟计算结果如 表 2 所示。 12第 6 期罗 佳等 高阶段崩落法采场地压规律数值模拟分析 万方数据 表 2 不同分段水平凿岩进路开挖后数值计算结果 分段 （从上往下） 最小主应力 σ1／ MPa 最大主应力 σ3／ MPa 剪应力 τxy／ MPa 垂直位移 Uy／ mm 一分段－1.024～0.852－5.268～1.064－1.746～1.746－0.42～0.41 二分段－1.542～1.284－8.112～1.635－2.689～2.690－0.68～0.62 三分段－2.078～1.735－10.977～2.200－3.647～3.647－0.93～0.83 四分段－2.620～2.177－13.834～2.768－4.593～4.592－1.18～1.05 五分段－3.151～2.585－16.687～3.318－5.542～5.542－1.43～1.27 六分段－3.691～3.026－19.545～3.881－6.489～6.490－1.68～1.48 七分段－4.046～3.361－21.443～4.273－7.121～7.122－1.85～1.60 从表 2 及模拟过程各等值线图可知，从上往下随 着分段水平数增加（埋藏深度增大），分段凿岩进路周 边的最大拉应力、最大压应力、最大剪应力和最大位移 值都呈增加趋势。 从第一分段水平至第七分段水平， 最大拉应力增加了4.0 倍，拉应力区的深度由1.0 m 增 至 1.8 m；最大压应力增加了 4.1 倍；巷道顶板垂直位 移值由 0.42 mm 增至 1.85 mm。 凿岩进路开挖后，不同的分段水平由于埋藏深度 不同，凿岩进路周围的应力大小有所不同，但其应力分 布规律是一致的。 巷道的顶板存在拉应力，拉应力区 的深度为 0.8～1.5 m；巷道的边墙基本上为压应力作 用，拉应力区的深度小于 0.2 m；巷道的 4 个角处于压 应力集中状态，压应力集中系数为 2.1～3.5。 3.2 切割槽开挖分析 切割槽开挖后采场应力变化主要体现在本分段水 平，对其余分段水平的影响较小，因此重点关注切割槽 开挖后对分段水平巷道稳定性的影响。 切割槽开挖后 凿岩进路及沿巷道轴线方向的最大主应力和最小主应 力等值线图如图 2～5 所示。 可以看出，最小主应力主 要集中在凿岩进路的顶板中央位置，表现为拉应力状 态；最大主应力主要集中在凿岩进路的两端边角位置， 表现为压应力状态；沿巷道方向最大主应力和最小主 应力均较小。 在第一分段中，从眉线处开始，垂直巷道 轴线处每隔 5 m 采集应力应变特征参量，其应力应变 如表 3 所示。 图 2 凿岩进路最小主应力 σ σ1等值线图（z＝95 m） 图 3 凿岩进路最大主应力 σ σ3等值线图（z＝95 m） 图 4 沿巷道方向最小主应力 σ σ1等值线图（x＝100.4 m） 图 5 沿巷道方向最大主应力 σ σ3等值线图（x＝100.4 m） 图 6 为凿岩进路周边 3 个主应力随距离切割槽远 近的变化情况，其中 σ1、σ2为顶板上的拉应力，σ3为 压应力。 图 6 反映了切割槽开挖对凿岩进路周边应力 的影响。 由表 3 和图 6 可知，切割槽开挖后，距离切割槽 15 m 处最小主应力 σ1趋于平稳；中间主应力 σ2的变 化范围较大，距离切割槽 30 m 时才平稳，但在 15 m 处 已变化不大；最小主应力 σ3的变化范围较小，距离切 割槽 5 m 时即已平稳；剪应力 τxy和垂直位移 Uy的变 化范围也较小，距离切割槽 5 m 时已平稳。 对切割槽 开挖前后的应力和位移情况进行比较，最大拉应力、最 大压应力和最大位移值均有所增加。 22矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 表 3 距离切割槽不同位置处巷道周边应力位移计算结果 距离切割槽 （水平方向） ／ m 主应力／ MPa σ1σ2σ3 剪应力 τxy／ MPa 垂直位移 Uy／ mm 0 －0.896～ 0.834 －1.377～ 0.554 －4.597～ 0.833 －1.389～ 1.390 －0.41～ 0.65 5 －0.896～ 0.701 －1.247～ 0.574 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 －0.41～ 0.42 10 －0.896～ 0.568 －1.247～ 0.444 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 位移较小 15 －0.896～ 0.701 －1.247～ 0.391 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 位移较小 20 －0.896～ 0.701 －1.247～ 0.356 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 位移较小 25 －0.896～ 0.701 －1.247～ 0.328 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 位移较小 30 －0.896～ 0.701 －1.247～ 0.314 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 位移较小 距离切割槽位置／m 0.9 0.8 0.7 0.6 0.5 0.4 0.3 0.2 -5.0 -4.8 -4.6 -4.4 -4.2 -4.0 010515202530 最小及中间主应力／MPa 最大主应力／MPa 最小主应力 中间主应力 最大主应力 ■ ● △ ■ ■ ■ ■■■■ ● ● ● ● ● ● ● △ △ △ △ △ △ △ 图 6 凿岩道周边主应力随距离切割槽远近的变化 综合分析，切割槽开挖对凿岩进路周边应力和位 移的影响范围约为 15 m。 3.3 崩矿回采过程分析 崩矿回采过程中模拟不同崩矿长度，观察巷道周 边的应力应变状态。 不同崩矿长度巷道周边主应力等 值线如图 7 和图 8 所示。 提取数值计算结果如表 4 所 示，崩矿回采过程中巷道周边应力、位移随崩矿长度的 变化如图 9 所示。 由表 4 和图 9 可知，随着崩矿长度 增加，凿岩进路周边的最大拉应力、最大压应力、最大 剪应力和最大位移值均呈现出缓慢增大趋势。 4 结 论 采用三维弹塑性有限单元法对高阶段大结构崩落 法采场的采矿过程进行了数值模拟计算，通过对采场 应力应变的研究，得出如下结论 1） 凿岩进路开挖后，不同分段巷道周围的应力分 布规律基本一致。 随凿岩进路的开挖，不同分段由上 往下巷道周边的最大拉应力、最大压应力、最大剪应力 和最大位移量均呈递增趋势。 巷道顶板拉应力区的深 度为 0.8～1.5 m；巷道的边墙处于压应力状态，拉应力 图 7 崩矿 10 m 巷道周边主应力等值线图（z＝125 m） （a） 最小主应力 σ1； （b） 最大主应力 σ3 图 8 崩矿 20 m 巷道周边主应力等值线图（z＝115 m） （a） 最小主应力 σ1； （b） 最大主应力 σ3 区的深度小于 0.2 m；巷道的 4 个角处于压应力集中状 态，压应力集中系数为 2.1～3.5。 32第 6 期罗 佳等 高阶段崩落法采场地压规律数值模拟分析 万方数据 表 4 崩矿回采过程中巷道周边应力、位移计算结果 崩矿长度 ／ m 主应力／ MPa σ1σ2σ3 剪应力 τxy／ MPa 垂直位移 Uy／ mm 5 －0.896～ 0.701 －1.247～ 0.574 －4.917～ 0.833 －1.563～ 1.564 －0.41～ 0.42 10 －0.902～ 0.719 －1.386～ 0.591 －5.019～ 0.913 －1.633～ 1.634 －0.41～ 0.97 15 －0.906～ 0.721 －1.401～ 0.600 －5.09～ 0.915 －1.652～ 1.652 －0.39～ 1.18 20 －0.910～ 0.723 －1.435～ 0.611 －5.150～ 0.918 －1.675～ 1.675 －0.38～ 1.36 25 －0.933～ 0.740 －1.454～ 0.612 －5.206～ 0.920 －1.677～ 1.677 －0.35～ 1.47 30 －0.958～ 0.759 －1.473～ 0.613 －5.262～ 0.923 －1.679～ 1.679 －0.32～ 1.56 崩矿长度／m 0.78 0.76 0.74 0.72 0.70 0.68 0.66 0.64 0.62 0.60 0.58 0.56 -5.4 -5.3 -5.2 -5.1 -5.0 -4.9 10515202530 最小及中间主应力／MPa 最大主应力／MPa 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 0.5 0.0 垂直位移／m 最大主应力 垂直位移 △ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ●● ● △ △ △ △ △ △ ○ ○ ○ ○ ○ ○ ○ ○ 最小主应力 中间主应力 ■ ● 图 9 凿岩巷道顶板拉应力、围岩最大压应力及顶板垂直位移 随崩矿长度的变化 2） 切割槽开挖后，凿岩进路周边的最大拉应力、 最大压应力和最大位移量均有所增加，巷道周边的应 力环境有所恶化。 切割槽开挖对凿岩进路周边应力和 位移的影响范围约为 15 m。 3） 随着崩矿的进行，凿岩进路周边的最大拉应 力、最大压应力、最大剪应力和最大位移量均呈现出缓 慢增大趋势，即随着回采工作的不断进行，无底柱分段 崩落法采场的应力环境不断恶化。 参考文献 ［1］ 孙国权，王 星，杨家冕. 典型崩落采矿法在我国应用现状及发展 趋势［J］. 现代矿业， 2016，32（12）16－19. ［2］ 黄 敏，周爱民，黄英华，等. 高阶段大结构崩落采矿法采场破坏 规律研究［J］. 矿业研究与开发， 2017（8）112－115. ［3］ 罗 佳，柳小胜，周爱民. 高分段无底柱崩落法放顶方法选择研究［J］. 矿业研究与开发， 2016（10）6－10. ［4］ 徐新木，张耀平，蔡汉玉，等. 无底柱分段崩落法存窿矿石回收过 程稳定性分析［J］. 矿业研究与开发， 2016，36（7）53－57. ［5］ 陶干强，任青云，罗 辉，等. 无底柱分段崩落法采场稳定性分析［J］. 岩土力学， 2011，32（12）3768－3772. ［6］ 杨宫印，陈玉明，王小勇. 马鞍山 2＃矿体无底柱分段崩落法结构 参数优化研究［J］. 矿冶工程， 2017，37（2）24－27. ［7］ 王明旭，许梦国，程爱平，等. 复杂地质条件下两种采矿方法共同 开采时地表变形规律研究［J］. 矿冶工程， 2017，37（2）28－31. ［8］ 刘晓明，罗周全，杨承祥，等. 基于实测的采空区稳定性数值模拟 分析［J］. 岩土力学， 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