摘要:囫圇圖礦采用雙進路分段空場采礦法進行回采,為保證礦山安全開采,運用Flac3D軟件建立了采場三維數(shù)值模型,綜合考慮各分段采場的最大主應(yīng)力、z方向位移和塑性區(qū)的變化等,對回采過程中采場穩(wěn)定性進行了分析。結(jié)果表明:隨著回采的進行,采場頂板最大主應(yīng)力、z方向位移及塑性區(qū)均逐漸增大,可在最上2個分段回采結(jié)束后用廢石充填或崩落頂板圍巖的方式及時對采空區(qū)進行處理,以防止因上部采空區(qū)大面積垮塌而形成沖擊地壓。
關(guān)鍵詞:采場穩(wěn)定性;廢石充填;數(shù)值分析;最大主應(yīng)力;塑性區(qū);Flac3D軟件
[中圖分類號:TD325 文章編號:1001-1277(2025)04-0030-04 文獻標志碼:A doi:10.11792/hj20250406 ]
引言
近年來,中國國民經(jīng)濟快速發(fā)展,對資源的需求也日益增加,其中礦產(chǎn)資源在中國的發(fā)展中具有重要地位。隨著對礦產(chǎn)資源開采力度的加大,開采過程中需面臨的問題逐漸顯現(xiàn),如地應(yīng)力增大、采空區(qū)處理和采場穩(wěn)定性等。采場穩(wěn)定性直接關(guān)系到礦山的正常生產(chǎn),因此,對采場穩(wěn)定性進行分析尤為重要。陳慶坤[1]利用Flac3D軟件對下向進路充填采礦法的采場穩(wěn)定性進行了分析,并優(yōu)化了采場結(jié)構(gòu)參數(shù)。王冠男等[2-3]對深部大跨度采場頂板穩(wěn)定性進行了分析。張金等[4]對礦房回采充填前后的采場穩(wěn)定性進行了分析。羅黎明[5]運用Flac3D軟件對采場極限暴露面積進行了數(shù)值分析,所得結(jié)果可保證采場安全。李勝輝等[6]通過分析破碎地質(zhì)條件下的礦房頂板和側(cè)幫的穩(wěn)定性,提出了改進回采方案。姜永恒等[7]對緩傾斜中厚礦體回采方案進行研究,確定最終回采方案。齊發(fā)富等[8]對2種不同采礦方法下的采場穩(wěn)定性進行對比分析,確定了較為合理的采礦方法,效果良好。徐偉蘭等[9-10]通過對采場穩(wěn)定性進行分析,驗證了開采期間的安全。張文德[11]對方解石采空區(qū)穩(wěn)定性進行了分析并優(yōu)化了采場結(jié)構(gòu)參數(shù),提高了礦山資源利用效率。囫圇圖礦1號礦體采用雙進路分段空場采礦法進行回采,通過Flac3D軟件對采場穩(wěn)定性進行研究,對礦山正常運營和后續(xù)建設(shè)具有重要意義。
1工程背景
囫圇圖礦位于內(nèi)蒙古自治區(qū)包頭市,該礦山以開采黃金為主。礦石資源儲量101.46萬t,金金屬量2 502.60 kg,平均金品位2.47 g/t。其中,1號礦體賦存于900 m中段,厚度為10 m,平均傾角為25°,圍巖較穩(wěn)定,采用雙進路分段空場采礦法進行回采。
2三維數(shù)值模型建立
2.1三維數(shù)值模型
本次數(shù)值分析中,采場數(shù)值模型簡化為均勻分布,采幅10 m,礦體傾角25°,采場長度50 m,分段高度30 m,礦體模型的三維坐標分別表示:x方向為垂直礦體走向,y方向為平行礦體走向,z方向為鉛垂方向,并根據(jù)礦巖實際賦存標高進行近似賦值。以礦體區(qū)域為中心向外延伸形成圍巖部分,根據(jù)圣維南原理,整個計算區(qū)域x軸跨度為160 m,y軸跨度為50 m,z軸跨度為100 m。采用Flac3D軟件建立的三維網(wǎng)格模型如圖1所示,網(wǎng)格模型有120 876個節(jié)點,704 573個單元。
2.2模型基本假設(shè)及邊界條件
礦山地質(zhì)情況的復雜性直接影響采空區(qū)穩(wěn)定性因素的多樣性。根據(jù)礦體開采的工程背景,在模型建立和計算過程中采用以下簡化和假設(shè):
1)階段運輸巷道、分段鑿巖巷道、溜井等對模擬結(jié)果有一定影響,但這些工程在宏觀上對采空區(qū)穩(wěn)定性的影響很小。因此,本次研究不考慮這些工程布置對采空區(qū)穩(wěn)定性的影響。
2)假設(shè)模型中的圍巖和礦體為各向同性的連續(xù)介質(zhì),忽略計算范圍內(nèi)巖體的節(jié)理、裂隙和斷層等不良結(jié)構(gòu)面[12]。
3)對邊界條件的約束,x、y軸邊界采取限制位移,z軸底部邊界采取限制垂直方向的位移。
2.3破壞準則和力學參數(shù)
對于囫圇圖礦來說,由于研究范圍涉及的礦體和圍巖均屬彈塑性材料,故適用于莫爾-庫侖準則。測定力學參數(shù)時,對礦區(qū)采場的巖體進行取樣并加工成標準試樣,再通過室內(nèi)力學試驗得到相關(guān)巖石力學參數(shù),對獲得的巖石力學參數(shù)進行折減,以此獲得相關(guān)巖體力學參數(shù)。最終確定的采場巖體力學參數(shù)如表1所示。
由于尚無礦區(qū)原巖應(yīng)力場資料,本次模擬僅考慮自重應(yīng)力,對其施加鉛垂方向的自重應(yīng)力,模型在自重應(yīng)力的作用下,產(chǎn)生水平方向的擠壓應(yīng)力(水平自重應(yīng)力),在彈性和塑性分步計算平衡后,得到模型的初始應(yīng)力場,如圖2所示。
2.4回采過程穩(wěn)定性分析
采場共分為4個分段,自上而下依次進行回采,第四分段回采結(jié)束后,依次向下開采第三、二、一分段。采場開挖導致采場的應(yīng)力重新分布,采場開挖后上下盤圍巖達到了新的應(yīng)力平衡。
2.4.1最大主應(yīng)力和z方向位移分析
各分段回采最大主應(yīng)力和z方向位移云圖如圖3所示。由圖3可知:
1)采場第四分段回采后,采場最大主應(yīng)力約80 MPa,主要集中在采場的上下角位置,此區(qū)域應(yīng)力集中較明顯;圍巖z方向最大位移約16.5 mm,位于采場上盤圍巖的中上部區(qū)域。
2)采場第三分段回采結(jié)束后,采場的采空區(qū)增大,最大主應(yīng)力約114.2 MPa,主要集中在采場的邊角位置,范圍較小,此區(qū)域應(yīng)力集中較明顯;圍巖z方向最大位移約38.24 mm,位于采場上盤圍巖的中上部區(qū)域。
3)采場第二分段回采結(jié)束后,采場的采空區(qū)繼續(xù)增大,最大主應(yīng)力約142.1 MPa,主要集中在采場的邊角位置,范圍較小,此區(qū)域應(yīng)力集中較明顯;圍巖z方向最大位移約66.67 mm,位于采場上盤圍巖的中部區(qū)域即第三分段直接頂板位置。
4)采場第一分段回采結(jié)束后,整個采場回采完畢,形成最終采空區(qū),采場最大主應(yīng)力約171.1 MPa,主要集中在采場的邊角位置,范圍較小,此區(qū)域應(yīng)力集中較明顯;圍巖z方向最大位移約100.7 mm,位于采場上盤圍巖的中部區(qū)域,范圍較小,上盤圍巖z方向位移大部分為80~100 mm。
2.4.2采場塑性區(qū)分析
各分段回采后采場塑性區(qū)云圖如圖4所示。由圖4可知:第四分段回采結(jié)束后僅在采空區(qū)邊角區(qū)域出現(xiàn)較少的塑性變形。隨著第三分段回采結(jié)束,塑性變形區(qū)域有所增大,主要在第四分段采空區(qū)頂板區(qū)域及邊角位置。第二分段回采結(jié)束后,塑性變形區(qū)域繼續(xù)增大,主要在第三、四分段采空區(qū)頂板區(qū)域及邊角位置。由于采空區(qū)不斷增大,采場上盤圍巖的變形量持續(xù)增加,因此塑性區(qū)也不斷增大,此時為保證采場作業(yè)安全,需對采空區(qū)進行放頂處理,可將第三、四分段的頂板進行崩落,防止大面積垮塌而形成的沖擊地壓,對作業(yè)人員及設(shè)備存在安全隱患。第一分段回采結(jié)束后,塑性變形區(qū)域繼續(xù)增大,主要在第三、四分段采空區(qū)頂板區(qū)域及采場邊角位置。因采空區(qū)不斷增大,采場上盤圍巖的變形量持續(xù)增加,塑性區(qū)不斷增大,并向頂板深部延伸。
通過對采場回采過程進行數(shù)值分析,對最大主應(yīng)力、z方向位移等的分析,可得對比匯總,結(jié)果如表2所示。
3結(jié)論
應(yīng)用Flac3D軟件對簡化后的采場分段回采過程進行了模擬分析,采場自上向下的回采過程中,影響采場穩(wěn)定性的頂板最大主應(yīng)力逐漸增大,z方向位移也逐漸增加,采場塑性變形區(qū)域逐漸增大,在最后一分段回采結(jié)束前,前三分段的最大主應(yīng)力及z方向位移數(shù)值變化相對較小,最后一個分段回采結(jié)束后,頂板z方向位移驟增,達到100.7 mm,此時在外界擾動的情況下極易出現(xiàn)變形破壞。因此,考慮在最上2個分段
回采結(jié)束后及時對采空區(qū)進行處理,可采用廢石充填或崩落頂板圍巖的方式,以防止因上部采空區(qū)大面積垮塌形成沖擊地壓。
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Stope stability analysis of the Huluntu Mine based on Flac3D
Lu Youjia1, Jiang Yongheng2, Liu Bo2
(1.Inner Mongolia Baotou Xinda Gold Mining Co., Ltd.; 2.Changchun Gold Research Institute Co., Ltd.)
Abstract:To ensure safe mining operations at the Huluntu Mine, which employs a double?approach sublevel open stoping method, this study established a 3D numerical stope model using Flac3D software. The stability of the stope during mining was analyzed by evaluating variations in maximum principal stress, z?direction displacement, and plastic zones across different sublevels. Results indicate that the maximum principal stress, z?direction displacement, and plastic zones in the stope roof progressively increase as mining advances. To prevent rockbursts caused by large?scale collapse of upper goafs, it is recommended to implement waste rock filling or induced roof caving immediately for goaf treatment after completing mining in the top 2 sublevels.
Keywords:stope stability; waste rock filling; numerical analysis; maximum principal stress; plastic zone; Flac3D software
收稿日期:2024-08-30;修回日期:2024-10-08
基金項目:國家重點研發(fā)計劃項目(2022YFC2905003,2022YFC2905004)
作者簡介:盧鈾嘉(1988—),男,工程師,從事礦山基礎(chǔ)建設(shè)、采礦及安全生產(chǎn)管理等工作;E?mail:841870801@qq.com