露天转地下开采空区破坏特征及边坡稳定性分析

姚俊辉 刘 杰 陈 辉

(1.新疆大学地质与矿业工程学院；2.东北大学资源与土木工程学院)

露天转地下开采空区破坏特征及边坡稳定性分析

姚俊辉1刘 杰2陈 辉1

(1.新疆大学地质与矿业工程学院；2.东北大学资源与土木工程学院)

以某铁矿露天转地下无底柱分段崩落法开采为工程背景，利用FLAC3D数值模拟方法和基于点安全系数方法，分析了地下开采过程中地压活动规律及边坡稳定性。分析结果表明，回采过程中空区围岩逐渐垮落，空区不会出现大面积突然崩塌；塑性区范围并未完全破坏顶板，境界矿柱的留设较为安全；回采过程中边坡安全系数高，较稳定。

露天转地下开采 地压 边坡稳定性 点安全系数 FLAC3D

露天转地下开采平稳过渡的最关键问题是由于露天开采对露天坑周围岩体形成了较大的应力扰动，局部应力集中，在此基础上进行地下开采，将形成更为复杂的次生应力场，引起边坡围岩的进一步变形和破坏，且随着矿体开采向深部延伸会更加突出，甚至出现滑坡失稳和巷道变形破坏等地压灾害[1-3]。露天转地下开采过程中的地压活动对地下采矿的安全性及矿产资源的损失量有直接关系，地下形成的采空区既要考虑地下采场的稳定性，也要考虑对边坡的稳定性影响。某铁矿首期采用露天开采，目前，该矿已由山坡开采转入凹陷开采，露天坑封闭圈标高为+155 m，坑底最低标高70 m，面临着露天转地下的生产接替问题。矿山拟采用无底柱分段崩落法，矿块长为矿体水平厚度，宽60 m，高60 m，分段高度15 m，回采进路沿矿体走向布置，进路间距15 m，上、下相邻分段回采进路呈菱形布置，设计境界顶柱厚度30～40 m。为此，采用FLAC3D数值模拟方法分析了地下开采空区围岩变形及破坏特征，掌握开采过程地压活动规律，为施工设计提供依据和指导；基于点安全系数方法[4-5]，分析地下开采过程对边坡稳定性影响。

1 基于点安全系数法的围岩稳定性评价

岩体失稳破坏的滑动面上应力分布不均，导致破坏面上各点抗剪强度和抗剪安全系数不一，由此引出点安全系数问题，点安全系数能定量的获得地下硐室群的安全系数而得到广泛应用。工程中普遍采用Mohr-Coulomb抗拉准则来判定岩体中任意一点的应力状态与强度包络线的距离，如图1所示。

Mohr-Coulomb包络线可分为强度储备型(SB型)和最小距离型(CB型)。

强度储备型安全系数：

图1 摩尔库伦强度包络线

(1)

最小距离点安全系数：

(2)

由于岩土体中一点的应力状态不完全处于受压状态，因此当其中一点受拉时，应改用式(3)的抗拉屈服准则判定：

(3)

由于点安全系数标准规范沿尚未完善，只能在各工程中相互比较，但可以看出低安全系数的部位，采用基于带抗拉摩尔库伦屈服准则的点安全系数，与计算采用的力学本构一致，可以从塑性区的分布及关键点位移相互验证，具有较好的合理性。《煤炭工业露天矿设计规范》(GB 50197—2005)要求，服务年限10 a以下的非工作帮边坡安全系数要达到1.1～1.2，10 a以上的非工作帮边坡安全系数要达到1.2～1.3，即使临时性的工作帮边坡安全系数也要达到1.0～1.2。

2 计算模型及方案

2.1 计算模型

计算模型取矿区39～41勘探线区域，模型建立依据为39～41线地质剖面图，沿矿体走向300 m，垂直矿体走向350 m，竖直方向-100 m～地表，最大高差332 m，如图2所示。计算只考虑自重应力的影响，计算模型的边界约束如下：左、右边界约束X方向的位移；前、后边界约束Y方向的位移；底部约束X、Y、Z3个方向的位移；上部为自由边界。

图2 计算模型

2.2 岩体力学参数

根据室内岩石力学参数试验成果，参考《工程岩体分级标准》(GB 50218—92)和《岩土工程勘察规范》，采用折减系数法[6-8]确定岩体工程力学参数，如表1所示。

表1 岩体力学参数

2.3 计算方案

采场长度60 m，分层高度15 m，自上而下开采，开采高度为-10～50 m，共分4步开采。首先分析地下开采空区围岩变形及破坏特征，采用点安全系数方法分析地下开采过程中边坡的稳定性。各回采步模拟的回采矿体范围见表2。

表2 各回采步模拟回采矿体范围

3 数值模拟结果分析

3.1 地下开采地压活动规律

在数值模拟结果中以压应力为负，拉应力为正；剪应力以逆时针为正，顺时针为负；位移与坐标轴方向相同时为正，相反时为负[9]。FLAC3D能对计算结果自动处理，提供用等值线表示的应力场和位移场分布，并给出塑性区分布图。开采过程中，主要考虑对象为矿体的顶板及上下盘围岩，因此选取采场中部横剖面(Y=150 m)作为分析对象，其垂直应力云图如图3所示。

3.1.1 应力场分析

由图4可知：水平主应力与垂直主应力变化规律相似，顶底板附近形成明显的应力卸压区。由主应力云图可知，第一分层开采过程中，顶板受到拉应力，大小为0.56MPa，随着回采的进行，拉应力最大值逐渐减小，最大值超过了矿体抗拉强度，并且拉应力区域逐渐增大，上下盘也受到不同程度的拉应力，表明回采过程中，顶板会出现一定程度的冒落，由于采用无底柱分段法，顶板一定程度的冒落便于空区管理及安全生产。图4中，拉应力区域分布及大小反映了回采过程中围岩是逐渐垮落的，区域也逐渐增大，空区不会出现大面积突然崩塌，说明该采矿方法的合理性及安全性。一分层回采过程中下盘顶角及上盘低角出现应力集中，应力最大值为7.21 MPa，随着回采地进行，应力集中区域并未发生变化，因此开采过程中应加强应力集中区域的安全管理。

图3Y=150 m剖面垂直应力云图

图4 一分层和四分层竖直应力对比云图

3.1.2 位移分析

(1)水平方向位移。一分层回采结束后，靠近下盘顶板及上盘底板部位水平位移较大，出现水平位移集中区，两个部分大小差别不大，方向相反，前者位移沿正X方向，后者位移沿负X方向，随着回采的进行，水平位移集中区逐渐转移到上下盘，并且区域逐渐增大，数值逐渐增加，上盘水平位移值大于下盘水平位移值，依次为1.52，1.73，2.70和3.60 mm。

(2)竖直方向位移。顶板下沉量较水平位移有了大幅度增加，随着回采的进行，顶板下沉量逐渐增加，但增加幅度不大，分别为7.21，7.53，7.76和7.98 mm。由应力分析可知，实际上回采过程中顶板会出现冒落，见图5。

3.1.3 塑性区分布

第一步回采结束后，顶底板塑性区较大，上盘出现少量塑形区，主要是受拉破坏或剪切破坏；随着回采继续，顶底板塑形区增加较小，上下盘塑形区增加较大，塑性区范围并未完全破坏顶板，因此所留设的境界矿柱是安全的。由塑性区分布情况判断，境界矿柱的留设较为保守，可适当崩落顶板，以减少矿柱的留设(见图6)。

图5 一分层和四分层竖直位移对比云图

图6 一分层和四分层开采完毕后破坏区分布对比图

3.2 边坡稳定性分析

根据点安全系数原理，计算得到点安全系数分布图，如图7所示。由图7可知，安全系数均符合边坡稳定性标准，露天开采过程中边坡是稳定的，由于东边坡较陡，因此在东边坡底部安全系数较低，总体来看坡顶安全系数高于坡底。随着地下开采的进行，地下采空区对边坡有一定的影响，边坡安全系数总体上逐渐降低，安全系数最小值为1.4，满足边坡稳定性的要求。地下开采对边坡稳定性影响主要体现在境界矿柱及边坡底部区域，由于境界矿柱留设的厚度足够，能保证边坡的稳定性。

4 结 论

(1)随着地下开采的加深围岩破坏加重，拉应力最大值超过了矿体的抗拉强度，且拉应力区域逐渐增大，上下盘也受到不同程度的影响，顶板出现一定程度的冒落。拉应力区域的分布及其大小反映回采过程中围岩是逐渐垮落的，区域也逐渐增大，空区不会出现大面积突然崩塌，说明了该采矿方法的合理性及安全性。

图7 点安全系数分布

(2)随着回采的进行，顶底板塑形区增加较小，上下盘塑形区增加较大，塑性区范围并未完全破坏顶板，所设计的境界矿柱是安全的，由塑性区分布情况判断，境界矿柱的留设较为保守。

(3)地下开采过程对边坡的稳定性影响较小，整个回采过程中边坡是稳定的，所留设的境界矿柱足以保证露天边坡的安全。由于分析过程中没有考虑爆破震动及降雨对边坡稳定性的影响，因此在日常管理中，应加强危险区域的边坡安全性监测与防范。

[1] 王进学，王家臣，董卫军，等.大型露天金属矿山深部开采技术研究[J].金属矿山，2005(7):14-18.

[2] 陈清运，蔡嗣经，明士祥，等.地下开采地表变形数值模拟研究[J].金属矿山，2004(6):19-23.

[3] 宋卫东，杜建华，杨幸才，等.深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律[J].北京科技大学学报，2010，32(2):145-151.

[4] 于 崇，李海波，周庆生.大连地下石油储备库洞室群围岩稳定性及渗流场分析[J].岩石力学与工程学报，2012,31(S1)：2704-2710.

[5] 郑文棠.基于FLAC3D的强度折减法和点安全系数法对比[J].水利与建筑工程学报，2010(4)：54-57.

[6] 陈昌彦，王贵荣.各类岩体质量评价方法的相关性探讨[J].岩石力学与工程学报，2002(12)：1894-1900.

[7] 蔡 斌，喻 勇，吴晓铭.《工程岩体分级标准》与Q分类法、RMR分类法的关系及变形参数估算[J].岩石力学与工程学报，2001(S)：1677-1679.

[8] 赵玉坺.国内外主要围岩分类换算原则和方法[J].工程地质学报，1993(12)：24-31

[9] 陈育民，徐鼎平.FLAC3D基础工程与实例[M].北京：中国水利水电出版社，2008.

Analysis of Goaf Damage Characteristic and Slope Stability of Open-pit to Underground Mining

Yao Junhui1Liu Jie2Chen Hui1

(1.College of Geology and Exploration Engineering,Xinjiang University;2.School of Resources & Civil Engineering,Northeastern University)

A iron mine is mined from open-pit to underground by taking the sublevel caving mining method,takien the mine as the engineering background,the pressure in underground mining process is analyzed by using numerical simulation named FLAC3Dand point safety factor method, the point safety factor method adopted to analyze the law of ground pressure activities and slope stability.The results show that the surrounding rock in the hollow area gradually breaks down during mining process, the roof is not destroyed completely by the scope of plastic zone,the boundary pillars are safe,collapse with large area can not be appeared in goaf; the roof is not destoryed complefely in the scope of plastic zone, the boundary pillar is safe; the safety factor of slope is high and the slope is more stable during the mining process.

Open-pit to underground mining, Ground pressure, Slope stability, Point safety factor, FLAC3D

2015-05-18)

姚俊辉(1989—),男,助教,硕士研究生，830047 新疆乌鲁木齐市延安路1230号。