張少杰,夏長念,陳小偉
(中國恩菲工程技術有限公司, 北京 100038)
兩種拉底方案的底部結構應力變化對比分析
張少杰,夏長念,陳小偉
(中國恩菲工程技術有限公司, 北京 100038)
根據某銅礦工程地質條件和開采設計情況,針對兩種拉底方案,采用FLAC3D有限差分軟件建立了簡化的數值模型,對出礦穿脈、拉底巷道、拉底作業和聚礦槽等一系列工程施工開挖后,采場底部結構的應力變化進行了模擬分析研究。研究結果表明:階梯狀拉底線前進式拉底的方案中最大主應力集中區域位于拉底推進線前方的桃形礦柱中,聚礦槽處于拉底作業的應力釋放區。V形拉底線后拉底的方案中最大主應力集中區域位于拉底區域下方的桃形礦柱中,聚礦槽處于拉底推進線前方的高應力區。
自然崩落法; 底部結構; 應力分析; 數值模擬
采場底部結構是地下礦山開采設計的重要部分[1~6],而拉底工程對于底部結構的穩定性有著重要影響。拉底工程的主要影響要素有:拉底推進線的平面形狀、拉底戰略、拉底推進速度和拉底高度等[1]。Bartlett和Croll研究了Cullinan 礦山從后拉底戰略轉為前進式拉底戰略后,隨著拉底面積的增加拉底水平和出礦水平的應力變化情況[7]。Trueman等運用FLAC3D數值軟件,定量研究了拉底水平和出礦水平的應力變化以及支護需求[8]。王家臣等運用FLAC3D研究了金川鎳礦二礦區采用自然崩落法時的合理拉底方案、初次崩落的拉底面積和崩落速度等[9]。劉華武等運用FLAC3D數值軟件,研究了拉底作業后,聚礦槽四周巖體和出礦進路頂底板中的應力變化情況[10]。徐文彬等運用FLAC3D數值軟件,研究了不同的巷道開挖順序和布置形式對地下工程穩定性的影響[11]。由于自然崩落法底部結構地壓顯現極為明顯,同時底部結構負擔的出礦量大,服務時間長,所以對不同的拉底推進線形狀和拉底戰略情況下采場底部結構的應力變化情況進行研究是十分必要的[12]。
某銅礦為一大型斑巖銅礦,礦床由百余條礦體組成,其中4#和5#礦體為主要礦體,礦體在平面上為巨大透鏡狀,沿傾斜為似板狀。礦體主要賦存于變鉀質基性火山巖層內,其產狀與圍巖基本一致,傾向北西,傾角40°~60°。兩礦體在空間上平行展布,其間距比較穩定,多為110~130m。
該銅礦一期工程開采690m以上的礦體,二期工程開采530m中段和410m中段,設計采用自然崩落法開采。根據礦體形態特征,410m中段共設有1個主層和2個副層。410m中段主層共設有5個主要水平,依次為410m有軌運輸水平、419m進風水平、434m出礦水平、440m回風水平和447m拉底水平。拉底巷道垂直礦體走向布置,位于桃形礦柱的肩部,桃形礦柱寬16m,如圖1所示。出礦穿脈垂直礦體走向布置,間距30m,出礦進路間距15m,裝礦口采用分支鯡魚骨式布置,出礦進路與出礦穿脈成50°角相交。聚礦槽長14m,高13m,上寬10m,下寬4m,聚礦槽的開掘采用中間拉槽、中深孔劈漏爆破而成,如圖2所示。

圖1 采場底部結構示意圖

圖2 出礦水平布置圖
3.1 計算模型
根據礦山的工程地質條件和開采設計資料,針對兩種拉底方案,建立了簡化的FLAC3D數值模型。模型共368 800個三維單元,392 199個節點,模型X軸與礦體走向平行,模型走向長600m,傾向寬450m,高380m(模型中z=0m對應標高為434m,即主層出礦水平),如圖3所示。模型中部的垂直剖面如圖4所示。

圖3 三維數值模型

圖4 模型中部垂直剖面
3.2 地應力特征及邊界條件
根據礦山地應力測量結果:礦區的地應力以水平構造應力為主,礦區最大主應力的方向表現出較好的一致性,均為北偏東向,平均為N56.03°E。最大水平主應力、最小水平主應力值和垂直主應力值隨埋深變化的回歸方程為:
σh,max=0.73+0.030 7h
(1)
σh,min=0.22+0.008 2h
(2)
σz=0.28+0.025 5h
(3)
式中:σh,max——最大水平主應力,為壓應力,與礦體走向近似平行,MPa;
σh,min——最小水平主應力,為壓應力,與礦體走向近似垂直,MPa;
h——埋深,m。
研究區內的垂直應力隨深度線性變化,根據礦體埋藏深度和平均巖體容重計算,模型上部施加垂直方向應力σz=8.9MPa。考慮構造應力的影響,模型的水平應力分別根據式(1)和式(2)施加。模型側面限制水平方向移動,模型底部限制垂直方向移動。
3.3 力學參數
根據材料力學特征,分別采用不同的力學模型。
(1)礦體采用摩爾庫侖屈服準則,表述為:

(4)
式中:fs——屈服函數;
σ1、σ3——分別為最大和最小主應力;
c、φ——分別為粘聚力和摩擦角。
當fs>0時,材料將發生剪切破壞。在通常應力狀態下,巖體的抗拉強度很低,因此可根據抗拉強度準則(σ3≥σT)判斷巖體是否產生拉破壞。
(2)崩落后的礦體是一種松散介質,在覆巖作用下材料的密度ρ、彈性模量E和泊松比μ隨時間而增加。已有研究表明,ρ、E和μ變化規律可由以下經驗公式表述:
ρ=1 400+800(1-e-1.25t) (kg/m3)
(5)
E=15+200(1-e-1.25t) (MPa)
(6)
μ=0.05+0.2(1-e-1.25t)
(7)
式中時間t的單位為年。式(5)~(7)反映出ρ、E和μ隨時間呈指數增長的變化關系,最終達到恒值。
根據相關研究中的巖石力學試驗結果,模擬計算采用的巖體物理力學參數見表1。

表1 巖體物理力學參數
3.4 計算方案和模擬過程
根據拉底推進線在平面上布置形式和拉底戰略的不同,本計算主要針對以下兩種拉底方案底部結構的應力變化進行分析。
(1)方案Ⅰ:階梯狀拉底線前進式拉底,如圖5所示。
(2)方案Ⅱ:V形拉底線后拉底,如圖6所示。
由于V形拉底線前進式拉底在礦山生產中不易組織,本計算不再對該方案進行計算模擬。
本計算在建模和研究過程中進行了相應的簡化處理,所做分析僅為了對比兩種拉底方案采場底部結構應力變化的差異,為兩種拉底方案的選擇提供設計參考,并非是礦山開采全過程的模擬計算,因此,對自然崩落過程中主副層關系和礦巖崩落狀態等都未在本計算中進行討論。

圖5 方案Ⅰ(階梯狀拉底線前進式拉底)

圖6 方案Ⅱ(V形拉底線后拉底)
本計算的模擬過程如下:①模擬在給定邊界力學與位移條件下模型的初始狀態;②分步模擬開掘出礦穿脈和拉底巷道;③分步模擬410m中段的自然崩落。
4.1 傾向剖面
圖7和圖8分別為方案Ⅰ和方案Ⅱ傾向剖面的最大主應力場。從圖中可以看出,在水平構造應力的作用下,聚礦槽形成后,聚礦槽后的間柱應力集中程度較高。方案Ⅰ傾向剖面的最大主應力最大值為60.86MPa。方案Ⅱ傾向剖面的最大主應力最大值為70.47MPa。將方案Ⅱ各傾向剖面的最大主應力依次輸出后對比發現,方案Ⅱ拉底推進線越接近上下盤,聚礦槽后的間柱應力集中程度越大。
圖9和圖10分別為方案Ⅰ和方案Ⅱ傾向剖面的垂直應力場。從圖中可以看出,方案Ⅰ中聚礦槽處于拉底作業的應力降低區中,應力值為5~10MPa,應力集中區域位于拉底推進線的前方,應力值為44.10MPa。方案Ⅱ聚礦槽處于高應力區(20MPa以上),應力最大值為52.95MPa。

圖7 方案Ⅰ傾向剖面的最大主應力場

圖8 方案Ⅱ傾向剖面的最大主應力場

圖9 方案Ⅰ傾向剖面的垂直應力場

圖10 方案Ⅱ傾向剖面的垂直應力場
4.2 走向剖面
圖11和圖12分別為方案Ⅰ和方案Ⅱ走向剖面的最大主應力場。從圖中可以看出,方案Ⅰ走向剖面的應力集中區域位于拉底推進線前方的桃形礦柱中,應力最大值為56.55MPa。聚礦槽處于拉底作業的應力釋放區。方案Ⅱ走向剖面的應力集中區域位于拉底區域下方的桃形礦柱中,應力最大值為54.23MPa。
圖13和圖14分別為方案Ⅰ和方案Ⅱ走向剖面的垂直應力場。從圖中可以看出,方案Ⅰ走向剖面的應力集中區域位于拉底推進線前方的桃形礦柱中,應力最大值為49.92MPa。聚礦槽處于應力降低區,應力值為5~10MPa。方案Ⅱ走向剖面的應力集中區域位同樣位于拉底推進線前方的桃形礦柱中,應力最大值為26.11MPa。聚礦槽處于拉底前推進線前方的高應力區,應力值為15~25MPa。

圖11 方案Ⅰ走向剖面的最大主應力場

圖12 方案Ⅱ走向剖面的最大主應力場

圖13 方案Ⅰ走向剖面的垂直應力場

圖14 方案Ⅱ走向剖面的垂直應力場
4.3 出礦水平
圖15和圖16分別為方案Ⅰ和方案Ⅱ出礦水平的垂直應力場。從圖中可以看出,由于方案Ⅰ為前進式拉底,在拉底推進線前方約30m的區域處于低應力狀態(約10MPa以下)。方案Ⅱ為后拉底,在拉底推進線前方應力值較高,約為35MPa。

圖15 方案Ⅰ出礦水平的垂直應力場

圖16 方案Ⅱ出礦水平的垂直應力場
(1)礦體傾向剖面上,階梯狀拉底線前進式拉底的方案中聚礦槽位于拉底作業的應力降低區中,應力集中區域位于拉底推進線的前方。V形拉底線后拉底的方案中聚礦槽處于高應力區。
(2)礦體走向剖面上,階梯狀拉底線前進式拉底的方案中最大主應力集中區域位于拉底推進線前方的桃形礦柱中,聚礦槽處于拉底作業的應力釋放區。V形拉底線后拉底的方案中最大主應力集中區域位于拉底區域下方的桃形礦柱中,聚礦槽處于拉底推進線前方的高應力區。
(3)出礦水平,階梯狀拉底線前進式拉底的方案中在拉底推進線前方約30m的區域垂直應力值較低,而V形拉底線后拉底的方案中拉底推進線前方垂直應力值則較高。
(4)建議在后期的開采過程中,還應采取應力監測、變形監測和微震監測等現場地壓監測手段,對底部結構的穩定性進行綜合分析,對出礦巷道采取二次噴錨網聯合支護,以確保底部結構的穩定性和安全。
(5)本文從拉底推進線形狀和拉底戰略兩個方面對底部結構應力情況進行了分析,建議對影響底部結構穩定的其它因素,如底部結構參數、拉底推進速度和支護方式等進一步開展相關研究。此外,還應對自然崩落過程中主副層關系、礦巖崩落狀態以及礦山開采全過程的采場穩定性進一步開展專題研究。
[1] Brown E T.Block caving geomechanics: international caving study 1997—2004[M].Julius Kruttschnitt Mineral Research Centre, The University of Queensland, 2007.
[2] Hustrulid W A, Bullock R C.Underground mining methods: Engineering fundamentals and international case studies[M].Society for Mining, Metallurgy, and Exploration Littleton, CO., 2001.
[3] 于潤滄.采礦工程師手冊[M].北京:冶金工業出版社,2009.
[4] 劉育明.自然崩落法的發展趨勢及在銅礦峪礦二期工程中的技術創新[J].采礦技術,2012,(3):1-4.
[5] 張 峰.自然崩落法地壓控制方法探討[J].金屬礦山,2004,(7):1-4.
[6] 黨軍鋒.自然崩落法鏟運機出礦底部結構的探討[J].中國礦山工程,2009,38(3):14-16.
[7] Bartlett P J, Croll A M.Cave mining at Premier Diamond Mine: Proceedings MassMin 2000, Brisbane, 2000[C].Australasian Institute of Mining and Metallurgy:Melbourne.
[8] Trueman R, Pierce M, Wattimena R.Quantifying stresses and support requirements in the undercut and production level drifts of block and panel caving mines[J].International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences, 2002,39(5):617-632.
[9] 王家臣,陳忠輝,熊道慧,等.金川鎳礦二礦區礦石自然崩落規律研究[J].中國礦業大學學報,2000,29(6):596-600.
[10] 劉華武,馮興隆,吳 明,等.普朗銅礦底部結構應力變化模擬分析研究[J].礦業研究與開發,2016,(5):28-31.
[11] 徐文彬,宋衛東,杜建華,等.金屬礦山底部結構巷道群開挖擾動穩定性分析[J].地下空間與工程學報,2014,(3):689-696.
[12] 要云生,丁亦敏,楊小聰.礦塊崩落法混凝土底部結構應力應變監測研究[J].礦冶工程,1994,(4):8-11.
Comparative analysis of stress change of bottom structure of two undercutting shcemes
Based on the engineering geological conditions and mining design in a copper mine, a simplified numerical model was established for two undercutting schemes by using three-dimensional finite difference code(FLAC3D). And the stress change of bottom structure was simulated and analyzed after a series of engineering construction including ore-drawing drift, undercutting tunnel, undercutting operation and ore-drawing funnel. The research results show that when the undercutting forward line is like a ladder and advanced undercutting is adopted, the maximal principal stress concentration area is in the peach-shape pillar in the front of undercutting line and the ore-drawing funnel is in the stress-release area of undercutting operation. When the undercutting forward line is like a ‘V’ and post-undercutting is adopted, the maximal principal stress concentration area is in the peach-shape pillar below the undercutting area and the ore-drawing funnel is in the high stress area in the front of undercutting line.
block caving; bottom structure; stress analysis; numerical simulation
1672-609X(2017)02-0014-05
TD672
A
2017-02-13
張少杰(1984-),男,河南鞏義人,博士后,工程師,主要從事礦山工程咨詢與設計研究工作。