基于Flac3D的某礦山開采方案優選及應用

張紹周,蘇之品,陳玉明

(1.昆明工業職業技術學院冶金化工學院; 2.昆明理工大學國土資源工程學院)

引 言

礦體在開采過程中引起應力二次分布及礦巖移動變形非常復雜,僅從理論方面對其進行計算分析很難客觀、全面反應研究對象的變化過程,必須借助理論計算之外的其他研究手段[1-5]。計算機模擬分析技術能很好地解決這個問題,借助計算機模擬軟件能夠很好地監測巖體在開挖過程中的應力、位移及其他一些物理量的變化過程。目前,計算機模擬分析技術已經在巖土工程領域得到了廣泛應用,也出現了很多研究方法和模擬軟件,最具代表性的研究方法和軟件包括:以Flac3D軟件為代表的有限差分法、以3D-σ和ANSYS為代表的有限單元法、以Examine3D為代表的邊界元法、以2D-Block和UDEC為代表的離散元法及其他一些研究方法,如流形元法、不連續變形分析法等[6-9]。以上各種計算方法具有各自不同的特點和適用領域。以Flac3D軟件為代表的有限差分法最大的特點在于注重對整個過程的分析,其三維計算結果包括應力、位移、塑性區等,給出的信息量非常大,特別適用于模擬分析漸進破壞、失穩及大變形問題。

采場結構參數是實現礦山安全、經濟、高效生產的重要因素之一,合理的采場結構參數設計不僅能夠提高礦山的生產能力和經濟效益,而且能夠降低采場不穩定、采空區應力集中等帶來的安全風險。因此,本文采用以Flac3D軟件為代表的有限差分法對某礦山不同采場結構參數進行數值模擬分析,優選出技術可行、經濟合理的開采方案。

1 工程概況

某礦山總體呈單斜構造緩傾斜產出,礦體傾角14°～34°,平均傾角26°,分布于11勘探線—25勘探線,走向長1 650 m。該礦山礦石主要為灰質氧化錳礦石,普氏硬度系數f=6～7,密度3～3.1 t/m3,中等穩固。頂板圍巖為粉砂巖、灰巖、泥巖,f=3～6,一般中等穩固,局部地區有泥巖0.1～0.3 m,易分離,穩固性較差。底板圍巖為粉砂巖、灰巖,f=3～6,密度2.6 t/m3,中等穩固至穩固。礦床的開采順序按照自上而下進行,當有二層平行礦層時,先采下盤礦層。根據該礦山礦體開采技術條件及相關礦山開采經驗,目前該礦山選用的采礦方法有:

1)房柱采礦法:適用于頂板圍巖中等穩固地段。當礦體厚度大于1.2 m時,采用普通房柱采礦法;當礦體厚度小于1.2 m時,采用破底(頂)房柱采礦法。

2)壁式崩落采礦法:適用于頂板圍巖不穩固,穿過斷層和礦層重疊地段。由于V9與V8礦層相隔較近,因此為了保證V8礦層的開采安全,根據V9礦層的頂板巖性及穩固程度,同時考慮對采場生產能力的要求,采用長壁式崩落采礦法最為合適。當礦層被橫向斷層切割較嚴重時,則采用短壁式崩落采礦法。

2 數值模擬

2.1 礦巖物理力學參數

通過對該礦山主要礦巖進行室內巖石力學試驗得到各巖體力學參數,同時考慮試件的尺寸效應、礦巖所處的力學環境等因素,基于Hoek-Brown強度準則對室內巖石物理力學參數進行工程折減,獲得數值模擬計算所需的物理力學參數,結果見表 1。

表1 折減后礦巖的物理力學參數

2.2 模型構建

應用Flac3D軟件構建數值模型,模型建立的范圍為9勘探線—25勘探線,模型x方向為垂直礦體走向方向,長度為1 627 m;y方向為礦體走向方向,長度為1 910 m;z方向為豎直方向,模型底部標高900 m,頂部標高模擬礦山實際地形。由于計算研究范圍涉及的巖體、礦體均屬于彈塑性材料,故模型材料破壞符合Mohr-Coulomb強度準則,共劃分2 420 550個單元和2 552 448個節點。

計算模型域邊界采取位移約束,由于開挖影響范圍有限,在離拉底較遠處巖體位移值將很小,可將計算模型邊界處位移視為零。因此,計算域邊界采取位移約束,即模型底部所有節點采用x、y、z3個方向約束,側面水平約束和底面固定約束,模型頂部為自由邊界,計算模型見圖1、圖2。

圖1 整體計算模型

圖2 礦體形態

2.3 數值模擬方案

根據礦山實際開采情況及礦巖的物理力學性質,應用Flac3D軟件模擬該礦山礦體開挖順序,較為真實地反映開挖方式,自上而下進行,階段高度25 m。模擬計算方案如下:

1)方案一,礦房長40 m,礦房間留2 m連續間柱,頂、底柱2 m。

2)方案二,礦房長40 m,礦房間留2 m連續間柱,不留頂、底柱,連續開采。

3)方案三,礦房長40 m,礦房間留4 m連續間柱,頂、底柱2 m。

4)方案四,充填采礦法,礦房長40 m。

3 計算結果及分析

3.1 應 力

礦體開挖后會引起采場應力的重新分布,頂板易產生拉伸破壞導致采場失穩,因此頂板的最大主應力分布情況是影響采場穩定性的重要因素[10-13]。采用上述4種開采方案對該礦體開采至1 060 m標高時,頂板應力分析情況見圖3。

圖3 頂板應力分布云圖

從圖3可以看出:礦體開采后,初始應力的平衡狀態被打破,礦體圍巖應力得到釋放,頂板出現拉應力。方案二不留頂、底柱連續開采的拉應力值最大,為0.97 MPa,拉應力值最小的是方案四充填采礦法,為0.09 MPa。通過巖石力學試驗及巖體力學參數得到該礦山老頂抗拉強度為0.52 MPa。模擬結果中,方案一和方案二頂板拉應力值均遠遠大于老頂抗拉強度值,方案三則處于臨界狀態。因此,連續開采或者礦柱留設較小、暴露面較大時可能會出現頂板由拉應力導致的拉裂破壞。在9勘探線—11勘探線的礦體頂板出現應力集中現象,這是由于該部分礦體埋深較深,約450 m左右,地壓顯現較為明顯,因此開采這部分礦體時應采取一定的地壓控制措施。

3.2 塑性區

礦體開挖后采場內塑性區范圍代表巖體內部破壞程度,因此可以用模型塑性區范圍表征采場穩定性[14-17]。采用上述4種開采方案對該礦體開采至1 060 m標高時,頂板塑性區云圖見圖4。

圖4 頂板塑性區云圖

從圖4可以看出:礦體開采后,方案二不留頂、底柱連續開采時,頂板出現較大面積且連續的塑性區,采場處于不穩定狀態可能出現大范圍的垮塌破壞。方案一開采9勘探線—13勘探線標高1 200～1 060 m礦體時,采場頂板都有塑性區出現,這是由于該部分礦體埋藏較深,地壓顯現較大所導致。采用方案三留4 m連續間柱開采時,采場暴露面積減小,連續塑性區長度減小,但在深部采場仍然具有大量塑性區。只有采用充填采礦法開采的方案四,塑性區明顯減小,只存在于個別的采場。因此,建議礦山開采9勘探線—11勘探線埋藏較深的礦體時,應考慮采取適當的地壓控制措施,以保證采場的穩定性。

3.3 方案綜合分析

根據4種開采方案的數值模擬應力、塑性區計算結果:方案四效果最佳,方案三、方案一次之,方案二最差(舍去)。但方案四充填成本較高,且該礦段礦石品位低,經濟效益差。方案三礦房間留4 m連續間柱,頂、底柱2 m,會造成采礦損失率、礦石貧化率高,同樣經濟效益不理想。

采用方案一進行礦體開采,開采1 535～1 060 m標高時,礦體頂板的應力變化見圖5,不同開采標高礦體頂板壓應力走勢見圖6,拉應力走勢見圖7。

圖5 方案一不同開采標高頂板應力云圖

圖6 方案一不同開采標高頂板壓應力走勢圖

圖7 方案一不同開采標高頂板拉應力走勢圖

從圖5～7可以看出:在開采1 185 m標高以上礦體時,隨著開采深度的增加,頂板壓應力逐漸增大,在開采1 285～1 185 m標高時,壓應力增長最快,隨后1 185 m標高以下開采壓應力趨于平穩。開采1 235 m標高以上礦體時,隨著開采深度的增加,拉應力變化不大,而當繼續開采1 235 m標高以下礦體時,拉應力逐漸增大,這時頂板將會由于拉應力過大而被破壞。

綜上計算結果可得出:方案一中頂板應力變化的拐點是開采至標高1 235 m,此時頂板承受的拉應力為0.469 MPa,壓應力為29 MPa,均小于該礦山老頂自身的抗拉強度和抗壓強度。因此,開采1 235 m標高以上礦體時,采用方案一;開采1 235 m標高以下礦體時,頂板承受的應力迅速增大,且超過頂板自身的抗拉強度和抗壓強度,故采用方案四。

4 應用及效果

采用上述方案進行現場工業試驗,通過現場工業試驗驗證,該礦山應用上述方案取得了良好的效果。采用方案一開采1 535～1 235 m標高礦體,采礦損失貧化明顯降低,出礦效率大幅提高;采用方案四開采1 235～1 060 m標高礦體,回采時地壓得到有效控制,確?；夭蛇^程安全,采場取得的主要技術經濟指標見表2。

表2 采場取得的主要技術經濟指標

5 結 論

通過對4種開采方案的數值模擬分析和技術經濟對比可得出以下結論:

1)當開采1 235 m標高以上礦體時,采用不對采場進行充填的方案,頂板均出現塑性區和頂板應力集中現象,但未對頂板造成破壞,采場沒有失穩,采用方案一技術可行,經濟效益最佳。

2)隨著開采深度的增加,頂板壓應力及拉應力逐漸增大,壓應力在開采1 285～1 185 m標高礦體時增長最快,拉應力在開采1 235 m標高以下礦體時增長最快。采用方案四充填采礦法能有效控制地壓,保證采場的穩定性,雖然成本高,但是安全性得到有力保障。

3)根據不同開采標高應力的變化情況選用不同的開采方案,更符合礦山開采安全、穩定、經濟的要求,即在確保安全的前提下提高礦產資源回采率,降低采礦損失率和礦石貧化率,從而達到安全與經濟的有效平衡。