露天转地下开采中顶柱稳定性分析.pdf
收稿日期 2005 - 03 -28 基金项目 国家自然科学基金资助项目 50504003, 50174013 ; 中国博士后启动基金资助项目 2003034333 作者简介 马天辉 1977- , 男, 吉林农安人, 东北大学博士研究生; 唐春安 1958- , 男, 湖南黔阳人, 东北大学长江学者奖励计划 特聘教授, 博士生导师; 杨天鸿 1968- , 男, 辽宁大连人, 东北大学教授, 博士生导师 第27卷第4期 2006 年 4 月 东北大学 学报自然科学版 Journal of Northeastern University Natural Science Vol27, No. 4 Apr.2 0 06 文章编号 1005 -3026 200604 -0450 -04 露天转地下开采中顶柱稳定性分析 马天辉1,唐春安1, 杨天鸿1, 林 鹏2 1. 东北大学 资源与土木工程学院, 辽宁 沈阳 110004; 2. 清华大学 水利水电工程系, 北京 100084 摘 要 结合唐钢石人沟铁矿的具体地质条件、 采矿条件、 岩体的结构特征及力学性质测试, 首次借助 MSC. PATRAN 和 MSC. NASTRAN 三维数值分析软件对整个矿区进行建模分析, 通过 反复调整模型参数, 分别根据提出的 9 种设计方案进行模拟分析对比, 最后得出顶柱设置在- 6 m 水平 方案 9基本可以稳定同时提出确保顶柱稳定的详细的采矿方案、 措施、 建议以及有效地防 止矿体突冒控制技术措施, 为其他矿山露天转地下开采中的顶柱尺寸留设提供可靠的分析方法和 科学依据 关 键 词 稳定性; 露天转地下开采; 顶柱; 数值分析; 突冒 中图分类号 O 343. 2 文献标识码 A 近些年来, 一些矿山开始着手露天转地下开 采, 如 板石沟铁矿, 铜官山铁矿等由露天转入地 下开采的过渡期间, 为使矿石产量持续, 回采安全, 多采用分段空场法 留矿柱 留顶柱的方案[1 4]如 果顶柱留得过薄, 易造成顶柱突然间崩落, 会对地 下采空区产生强动力冲击, 对井下设施及人员有很 大危害, 甚至可使矿井报废顶柱如留得过厚又会 造成矿产资源的浪费, 矿柱回采率低, 贫化率大因 此, 合理的顶柱尺寸的确定在露天转地下设计中是 非常重要的问题[ 1]在传统的工程设计中, 一般采 用工程类比法确定, 此方法造成尺寸过大或者不足 的情况比较普遍[3, 5 7]随着计算机技术的发展, 数 值模拟方法被认为是目前最先进的技术[8 11]因 此,本文采用数值模拟的方法, 分析了 9 种顶柱留 设方案, 直观地展现出不同方案下各个层面的受力 分布情况, 从中选择合理的分析方案, 指导矿山开 采从而为矿石的安全回采提供保证 1 工程概况 唐钢矿业公司石人沟铁矿是唐钢的主要供矿 单位, 其露天开采已经进入末期以 16 线为界, 将 采区划分为南、 北两个采区目前, 南区露天开采 已经结束, 并作为内部排土场井下开采拟采用分 段空场法留顶柱的方案, 采用前进式采矿, 后退式 回采矿区为一单斜构造, 断裂构造发育, 对矿体 影响较大如图 1 所示 图 1 石人沟铁矿 0 m中段地质图 Fig. 1 Geologic map of 0 m section for Shirengou Iron Mine 其中在设计范围内对矿体破坏较大的有 F8, F18, F9, Fa, F5, Fc 断层, 使岩体破碎, 降低岩体 力学强度如在 20 线附近 F8 断层带内充有煌斑 岩脉, 在 19 线附近有一条闪长岩脉横穿 M2 矿 体本文分析的范围为 16 28 线 重点是 20 线 , 长约 1 400 m, 主要为 M2 矿体, 次为 M1 矿 体M1 矿体分布在 10 26 线间, 全长 2 200 m 矿体内夹层为黑云角闪斜长片麻岩, 围岩材料基 本上是角闪斜长片麻岩 2 三维计算模型及顶柱留设方案 2. 1 MSC. PATRAN和 MSC. NASTRAN简介 MSC. PATRAN 是一个集成的并行框架式有 限元前后处理及分析仿真系统它功能全面, 方 便灵活, 可满足各种分析精度要求的复杂有限元 的建模能力其综合全面、 先进的网格划分技术, 包括多种网格划分器、 有限元模型的编辑处理、 单 元设定、 任意梁截面建模、 边界和载荷定义、 及交 互式计算结果后处理MSC. NASTRAN 是一具 有高度可靠性的结构有限元分析软件, 计算结果 与其他质量规范相比已成为最高质量标准, 得到 有限元界的一致公认, 而且有无限的解题能力 它的分析功能覆盖了绝大多数工程应用领域, 主 要功能模块有 基本分析模块 含静力、 模态、 屈 曲、 热应力、 流固耦合及数据库管理等 、 动力学分 析模块、 热传导模块、 非线性分析模块、 设计灵敏 度分析及优化模块、 超单元分析模块、 气动弹性分 析模块、 DMAP 用户开发工具模块及高级对称分 析模块 2. 2 三维计算模型 石人沟铁矿的模型包括回填物、 围岩、 矿体、 断层四部分模型是沿着矿体走向建立的, 包含 16 线到 28 线的 1 200 m 的长度 模型坐标是 Y 0 1 200 ; 宽向跨度 685 m 模型坐标 X - 185 500 , 大约是矿体跨度的 3 倍; 高向是从- 200 m 到回填物顶线大约高度 140 m 模型坐标 Z - 200 140模型的底面和侧面只在其垂直面方向 上的坐标限制位移, 上表面无约束只考虑重力场 的效应, 重力方向与 Z 轴方向相反整个矿区内 各种岩石材料的物理力学性质见表 1具体模型 示意图如图 2 所示 表 1 不同岩石材料物理力学性质 Table 1 Physico -mechanical propertiesof different rocks 岩石名称 块体密度 gcm- 3 抗压强度 MPa 抗剪参数 内聚力 M Pa 内摩擦角 变形参数 弹性模量 GPa 泊松比 M1 矿体3. 0010. 002. 2038. 0048. 000. 21 M2 矿体3. 0013. 002. 4038. 0048. 000. 21 围岩2. 719. 001. 5036. 0043. 100. 22 回填物2. 000. 200. 0132. 001. 000. 32 断层2. 000. 800. 2231. 002. 000. 30 图 2 网格示意图 Fig. 2 Schematic of grid a 三维网格; b 断面网格 2. 3 顶柱留设方案 根据顶柱的位置不同, 矿柱尺寸的不同, 矿房 大小不同, 共分成 9 个方案, 本文只研究其中最危 险的断面 20 剖线, 如表 2 所列根据软件的特点, 矿房一步完成, 其结果应该比分步开挖应力稍大 一些各方案模型结点和单元数目不等, 最少的是 3万左右单元, 最多的是 10 万个单元 451第 4 期 马天辉等 露天转地下开采中顶柱稳定性分析 表 2 不同采矿方案 Table 2 Different mining schemes 方案 序号 顶柱位置 m 间柱尺寸 m 矿房尺寸 m 1001 200 全部挖空 2401 200 全部挖空 3- 401 200 全部挖空 4- 601 200 全部挖空 50842 62842 74842 8- 4842 9- 6842 3 计算结果及分析 由于篇幅原因不能把各个方案的最大剪应力 和最小主应力的主要断面图都一一列举出来表 3中已经详细列出各个方案的具体数值下面以 方案 1 为例, 简要说明表 3 所表达的内容 方案 1 境界顶柱在 0 m 位置, 不留矿柱, 20 线剖面最大剪应力位于采空区的两侧, 标高在 - 120m 处, 其值为 063 MPa, 顶板处的剪力为 027 MPa, 最小主应力位于采空区的两侧, 标高 在- 120 m 处, 其值为- 1. 41 MPa, 顶板处的拉应 力值为- 0. 65 MPa, 表明该断面采空区的两侧将 产生破坏, 顶柱围岩没有破坏 图3 和图 4 是在方案 9 顶柱在- 6 m 位置, 留 8m 矿柱, 42 m 矿房 下进一步模拟分析整个 矿床、 F8 断层的最小主应力和最大剪应力情况 可以看出, 位于断层附近的 20 线剖面位置是应力 比较集中的地方, 但是还不至于达到冒落的危险 图 3 开采后整个矿带和 F8 断层的最小主应力 Fig. 3 Min. principal stress in whole ore belt and the F8 fault after mining 图 4 开采后整个矿带和 F8 断层的最大剪应力 Fig.4 Max. shear in whole ore bellt and the F8 fault after mining 表 3 不同采矿方案下顶柱应力分布及稳定性评价表20断面 Table 3 Stressdistribution and stability uation of top pillar in different mining schemes section 20 方案 序号 顶柱位置 m 间柱尺寸 m 矿房尺寸 m 采 空 区 两 侧 顶 柱 剪应力 MPa 最小主应力 MPa 剪应力 MPa 最小主应力 MPa 是否 破坏 按长期强度 是否破坏 1001200 挖空0. 63- 1. 410. 27- 0. 65否是 2401200 挖空0. 66- 1. 470. 38- 0. 74是是 3- 401200 挖空0. 60- 1. 400. 24- 0. 64否是 4- 601200 挖空0. 58- 1. 420. 20- 0. 61否是 508420. 45- 1. 110. 15- 0. 45否否 628420. 48- 1. 240. 18- 0. 48否是 748420. 51- 1. 350. 20- 0. 55否是 8- 48420. 40- 1. 000. 13- 0. 40否否 9- 68420. 33- 0. 850. 11- 0. 34否否 4 结 论 通过对这 9 个设计方案的三维数值模拟分 析, 表明顶柱的位置设置在- 6m 水平 方案 9 基 本可以稳定但是不能确保顶柱长期稳定, 期限在 1 3 年以内; 分析结果同时表明, 顶柱比间柱的 支撑作用更大, 顶柱厚度减小 2 m 方案 8 , 基本 上还能保证 20 断面顶柱围岩稳定, 但处于极限稳 定状态, 也不能确保断面顶柱长期稳定; 因此, 只 有按照设计提出的顶柱- 6 m 水平位置, 同时考 虑 8 米间柱的支撑作用, 能够确保 20 断面顶柱围 岩长期稳定, 从而使所有断面顶柱围岩的长期稳 定 综合来看, 方案 9 为最合理可行的方案, 由于 452东北大学学报 自然科学版 第 27 卷 地质条件的复杂性, 采区不同位置的稳定性差别 较大, 这就需要给出一个稳定性分区, 不同区段在 采矿设计中作相应调整, 这样就能够保证露天向 地下开采工作的平稳过渡以及整个矿山长期稳定 发展 参考文献 [ 1 ]汪勇采空区上方安全境界矿柱厚度的确定方法[ J]矿 业快报, 2002, 1 17- 18 Wang Y, The confirmation on the safety thickness of boundary pillar on the mined - out areas [ J ] .Exp ress Inf ormation of Mining Industry , 2002, 1 17- 18. [ 2 ]张永彬, 赵兴东, 马天辉, 等露天转地下境界顶柱稳定性 分析[ J]采矿技术, 2003, 3 2 29- 31 Zhang Y B, Zhao X D, Ma T H, et al. Analysis of stability of rock mass from open - pit to underground mining [ J ] . Mining Technology, 2003, 3 2 29- 31. [ 3 ]蔡美峰, 何满朝, 刘东燕岩石力学与工程[ M ]北京 科 学出版社, 2002. 217- 219 Cai M F, He M C,Liu D Y.Rock mechanics and engineering[ M] . Beijing Science Press, 2002. 217- 219. [ 4 ]朱浮声, 王泳嘉, 斯蒂芬森 Q露天矿山高陡岩石边坡失 稳的三维离散元分析[ J]东北大学学报 自然科学版 , 1997, 18 3 234- 237 Zhu F S, Wang Y J, Stephansson Q. 3D distinct element modeling of a high and steep slope stability[ J] . Journal of Northeastern University Natural Science , 1997, 18 3 234- 237. [ 5 ]Hoek E, Brown E T . Empirical strength criterion of rock masses[ J] . Journal of Geotechnical Engineering Division American Society of Civil Engineering, 1980, 106 9 1013 - 1035. [ 6 ]Deere D U. T echnical description of cores for engineering purposes[ J] . Rock Mech Eng Geot, 1963, 1 1 1- 22. [ 7 ]Bieniawski Z T. Determining rock mass deability [ J] . Rock Mech Min Sci, 1978, 15 5 237- 247. [ 8 ]T ang C A. Numerical simulation of rock failure and associated seismicity[ J] . Rock Mech Min Sci, 1997, 34 249- 262. [ 9 ]Kaiser P K, T ang C A. Numerical simulation of damage cumulation and seismic energy release during brittle rock failure Part rib pillar collapse[ J] . Rock Mech Min Sci , 1998, 35 2 123- 134. [ 10]Tang C A, Kaiser P K. Numerical simulation of cumulative damage and seismicenergyrelease duringbrittlerock failure Part fundamentals[ J] .Rock Mech Min Sci , 1998, 35 2 113- 121. [ 11]T ang C A. Xu X H. Kou S Q, et al. Numerical investigation of particle breakage as applied to mechanical crushing Part single -particle breakage[ J] . Rock Mech Min Sci, 2001, 38 1147- 1162. Analysis on Stability of Top Pillar When Coming into Underground Mining from Open -Pit MA T ian -hui1, TANG Chun -an1,YANG Tian-hong 1, LIN Peng2 1. School of Resources 2. Department of Hydraulic Engineering, Tsinghua University, Beijing 100084, China. Correspondent MA Tian -hui, E -mail Tianhu- i Ma 163. com. Abstract Based on the site -specific conditions, the physico -mechanical properties and structural features of rock and mining conditions, the 3 -D numerical analysis softwares MSC. PATRAN and MSC. NASTRAN were first used to model wholly the Shirengou Iron Mine. Readjusting repeatedly the parameters of the models, the 9 proposed schemes were simulated and analyzed individually and compared with each other. It was concluded that the 9th scheme can make the top pillar stable, and an optional mining program and some measures were proposed in detail to control effectively the spalling and caving of rock mass. It also provided a reliable analytic and scientific evidence for choosing reasonable dimension of top pillar when coming into underground mining from open -pit. Key words stability; underground mining from open -pit; top pillar; numerical analysis; spalling Received March 28, 2005 453第 4 期 马天辉等 露天转地下开采中顶柱稳定性分析