动静组合作用下大跨度凿岩硐室稳定性分析_闫奇.pdf

动静组合作用下大跨度凿岩硐室稳定性分析 闫奇 1， 2 杨福波 3 陈刚 3 王晓军 1， 2 隋璨 1， 2 （1. 江西理工大学资源与环境工程学院， 江西 赣州 341000； 2. 江西省矿业工程重点实验室， 江西 赣州 341000； 3. 安徽铜冠 （庐江） 矿业有限公司， 安徽 合肥 231563） 摘要安徽某铜矿采用大直径垂直深孔阶段矿房法开采， 首采采场开采深度为800 m， 跨度达到30 m， 爆破 振动对周边岩体及采场结构产生了极大扰动， 加之大爆破过程引发岩体能量的释放和转移， 极有可能形成采场主 要结构失稳， 威胁回采安全。为研究大跨度凿岩硐室在动静组合作用下的稳定性， 依据矿山实际情况， 利用 FLAC3D5.0数值模拟软件对该矿首采矿段201大跨度凿岩硐室在动静荷载组合作用下的稳定性进行了数值模拟分 析， 并与现场监测结果进行了对比。研究表明 开采过程中， 最大主应力以及塑性区主要集中于条柱上， 顶板在失 去条柱支撑后位移增加较大， 条柱支撑作用明显； 开采结束后， 条柱全部回采， 顶板位移达到最大值， 间柱成为主要 支撑结构， 整个开采过程中凿岩硐室较为稳定， 分析结果与监测结果相吻合。建议后续开采之前适当增加凿岩硐 室条柱宽度并实施锚网联合支护以提高抗压能力； 通过优化爆破参数降低爆破振动对顶板的影响， 并对凿岩硐室 中间区域的顶板施加长锚索支护； 对模拟分析和监测中容易出现破坏的区域进行布点监测， 为后续开采中地压灾 害防治提供有价值的信息。 关键词阶段矿房法大跨度凿岩硐室数值模拟稳定性深孔爆破 中图分类号TD853文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -07-041-08 DOI10.19614/ki.jsks.201907007 Stability Analysis of Large-span Rock Drilling Chamber under Dynamic and Static Combination Yan Qi 1， 2 Yang Fubo3Chen Gang3Wang Xiaojun1， 2Sui Can1， 22 （1. School of Resources and Environmental Engineering,Jiangxi University of Technology， Ganzhou 341000， China； 2. Key Laboratory of Jiangxi Mining Engineering， Ganzhou 341000， China； 3. Anhui Tongguan Lujiang Mining Co.， Ltd.， Heifei 231563， China） AbstractA copper mine in Anhui Province adopts a large-diameter vertical deep-hole stage chamber mining . The first mining stope has a mining depth of 800 m and a span of 30 m.The blasting vibration greatly disturbs the surrounding rock mass and the stope structure， and the rock mass energy is induced by the large blasting process. The release and transfer are likely to the main structural instability of the stope and threaten the safety of mining.In order to study the stability of large-span rock drilling chamber under the action of dynamic and static combination， according to the actual situation of the mine， based on FLAC3D5.0 numerical simulation software， numerical simulation analysis of the stability of the 201 large-span rock drilling chamber in the first mining section of the copper mine under dynamic and static load combination is done， and the comparison analysis of the numerical simulation results and on-site monitoring results are conducted.The study results show thatduring the mining process， the maximum principal stress and plastic zone are mainly concentrated on the column， the displacement of the roof is increased after the support of the column is lost， and the support of the column is obvious； after the mining is completed， all of the columns are recovered and the displacement of the roof is reached， the maximum value of the column becomes the main support structure， the rock drilling chamber is relatively stable during the whole mining process， and the analysis results are consistent with the monitoring results.It is recommended that the width of the rock-filled chamber column should be appropriately increased before the subsequent mining and the joint support of the anchor net can be imple- mented to improve the pressure resistance； the influence of the blasting vibration on the roof can be reduced by adjusting the blasting parameters，and long anchor cable support of the roof of the middle part of the rock chamber can be conducted； the 收稿日期2019-05-10 作者简介闫奇 （1992） ， 男， 硕士研究生。通讯作者王晓军 （1979） ， 男， 教授， 博士， 硕士研究生导师。 总第 517 期 2019 年第 7 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 517 July 2019 41 ChaoXing 金属矿山2019年第7期总第517期 monitoring of the vulnerable areas in the simulation and monitoring results can be carried out to provide valuable reference in- ation for avoiding geostress disasters in the subsequent mining process. KeywordsStage chamber mining ， Large-span rock drilling chamber， Numerical simulation， Stability， Deep- hole blasting 随着资源需求的不断扩大， 对于倾斜厚大矿体， 大爆破、 高分段和快出矿成为众多矿山企业追求的 目标。垂直深孔阶段矿房嗣后充填采矿法适应了这 一需求， 成为该类矿体主要的开采方法 ［1-3］。随着相 当一部分矿山已经进入深部开采阶段， 构造应力场 增加， 岩爆倾向性增大， 加之大爆破的高扰动， 使得 回采过程中的地压活动日趋加剧， 对地下采矿空间 的安全稳定产生了较大影响 ［4-5］。安徽某铜矿705 m 中段的201采场开采深度超过800 m， 硐室长80 m， 跨 度达到30 m。硐室稳定性对硐室内钻孔爆破作业安 全以及底部回采作业安全具有重要影响。加之大爆 破过程引发岩体能量的释放和转移， 致使应力重新 分布， 会形成新的应力环境。一旦产生较大的地压 活动， 极有可能导致采场主要结构失稳， 威胁回采安 全。为此， 本研究结合 FLAC3D5.0 数值模拟软件对 201采场回采过程中动静组合作用下的凿岩硐室稳 定性进行数值模拟， 分析顶板、 支撑条柱、 间柱的位 移、 应力以及塑性区变化规律， 并结合现场监测数据 分析整个首采矿段的整体稳定性， 并提出合理的支 护建议， 为采场后期安全开采和灾害防治提供参考。 1工程概况 安徽某铜矿主要为斑岩型铜矿床， 矿区采用大 孔径垂直深孔阶段矿房嗣后充填法开采， 首期设计 开采根据矿体赋存情况， 将首采矿块定为201采场， 采取隔一采一的回采方式。首采矿段的开采深度超 过800 m， 属于深部开采。首采采场垂直于矿体走向 布置， 长80 m， 宽30 m， 高55 m。凿岩硐室内留有3 条宽4 m的条形矿柱， 每条间柱之间距离为5 m， 在矿 房中部进行钻凿切割天井， 并且拉槽形成自由面和 补偿空间， 如图1所示。 凿岩硐室布置有直径165 mm的垂直深孔。爆 破采用的是乳化炸药， 柱状药包， 药包直径为 140 mm， 长500 mm， 重9 kg。炮孔深40 m， 炮孔顶部填砂 3 m， 底部留抵抗线1 m， 炮孔装药9条， 中间间隔1.5 m 毛竹， 炮孔装药如图2所示。采用毫秒级微差导爆管 雷管起爆， 每次爆破两列， 炮孔间距为3 m， 共24列， 每列11个炮孔， 共计264个炮孔。以天井和下部硐室 为自由面和补偿空间进行侧向崩矿， 底部采用堑沟出 矿。根据现场实际情况， 以切割槽为界限， 先对切割 槽左侧矿体进行爆破， 共进行了4次爆破。左侧开挖 结束后对右侧矿体进行爆破， 共进行了8次爆破。 2爆破振动等效模拟 2. 1爆破荷载峰值确定 2. 1. 1耦合装药条件下炮孔壁爆破荷载峰值 根据凝聚炸药爆轰波的C-J理论 ［6］， 可知炸药的 平均爆轰压力为 PD ρ0D2 2γ1 ，（1） 式中，PD为炸药爆轰平均初始压力， MPa；ρ0为炸药 密度， kg/m3；D为炸药爆轰速度， m/s；γ为炸药等熵 指数， 近似取3。 在连续耦合装药条件下， 作用于炮孔壁上的爆 破荷载峰值P0等于炸药的平均爆轰压力PD。 2. 1. 2不耦合装药条件下炮孔壁爆破荷载峰值 在间隔装药条件下， 爆轰波先压缩炸药与炮孔 壁之间的空气， 产生空气冲击波， 空气波再作用于 炮孔壁上 ［7］。空气冲击波作用的过程中会发生反射 和折射， 作用的压力将会大大增加。同时， 爆生气 体在原装药体积范围内形成后， 发生膨胀， 向上下 空气柱中快速扩散， 发生卸荷， 使得炮孔的应力峰 值降低。 爆生气体开始膨胀前的压力按照平均爆轰压力 Pm值进行计算 ［8］ 42 ChaoXing 闫奇等 动静组合作用下大跨度凿岩硐室稳定性分析2019年第7期 Pm 1 8 ρ0D2■ ■ ■ ■ ■ ■ Vc Vb 3 ，（2） 式中，Vc为炸药体积， m3；Vb为炮孔体积， m3；ρ0为炸 药密度， kg/m3；D为炸药爆速， m/s。 由文献 ［9］ 可知 爆轰气体在撞击炮孔壁时， 压 力急剧增大， 增大的倍数值β8～11， 具体计算时取 8。不耦合装药时， 炮孔壁受到的爆轰压力P0可进行 如下计算 P0βPm βρ0D2 2γ1 ■ ■ ■ ■ ■ ■ Vc Vb 3 βρ0D2 2γ1 ■ ■ ■ ■ ■ ■ dc db 6■ ■ ■ ■ ■ ■ lc lb 3 βρ0D2 2γ1 k6 dk 3 1， （3） 式中，db为炮眼直径， m；dc为装药直径， m；lc为炮 孔深度， m；lb为装药长度， m；kd为径向不耦合系数； kl为轴向不耦合系数。 本研究采用不耦合装药结构， 将相关参数代入 式 （3） ， 可得炮孔受到的炮轰压力为55.1 MPa。 2. 2爆破荷载等效施加 多次起爆炮孔数量较多时， 模型构建以及模型 网格划分较复杂， 并且计算时间以及所需存储量 将会大大增加。为此， 采用等效方式施加爆破荷 载［10］。由圣维南原理可知， 物体一小部分边界上的 力系可以用分布不同但静力等效的力系代替 ［11］。炮 孔上的爆破荷载如图3 （a） 所示， 等效施加于炮孔连 心线所在平面上的荷载如图3 （b） 所示， 作用深度与 炮孔长度相同。 等效施加的压力P为 P2 r0 a P0，（4） 式中，r0为炮孔半径， m；a为炮孔连心线长度， m；P0 为炮孔壁所受到的压力， MPa。 计算得，P5.14 MPa。 2. 3自重应力场确定 本研究通过对模型施加初始应力来模拟初始应 力对采空区的影响， 根据弹性力学原理， 有 σvγH，（5） 式中，γ为岩体容重， 27 000 N/m3；H为采空区上覆 岩体厚度， 650 m。 计算得σv取18 MPa。 2. 4爆破荷载作用时间确定 本研究所施加的爆破荷载为三角形荷载 ［12-13］， 爆 破时的爆破冲击荷载作用时间较短， 根据相关研究 可知， 典型的爆破振动荷载升压时间为8～12 ms， 卸 载时间为50～120 ms ［14-17］。故试验中， 选取的爆破荷 载作用时间段为从开始升压到应力峰值t0约10 ms， 从应力峰值到作用结束的时间间隔t1约100 ms。 2. 5数值模型构建 以某铜矿201首采采场为原型进行数值模拟， 数 值模型尺寸为400 m200 m200 m （长宽高） ， 凿岩硐室尺寸为80 m30 m5 m （长宽高） ， 凿 岩硐室内条形柱尺寸为20 m40 m5 m， 两端矿柱尺 寸为5 m20 m5 m。网格最大尺寸为2.5 m2.5 m， 最小尺寸为1 m1 m。所构建的模型节点64 891 个， 网格56 248个， 如图4所示。 对模型施加边界条件， 在模型前后左右方向以 及底面施加位移约束， 将模型顶部设置为自由面并 施加自重应力场， 将模型在自重应力场条件下计算 至平衡状态， 岩石力学参数如表1所示， 模型在自重 应力场下的计算结果如图5所示。在动力计算时， 由 于所施加的动荷载位于模型内部， 因而在模型底部 以及四周施加安静边界条件来减小模型边界处的地 震波反射， 模型顶部为自由面。 自重应力场计算平衡后， 为模拟出现场爆破回 采过程， 首先将爆破荷载施加于第一排炮孔连线所 确定的平面上， 同时将3 m厚的矿体开挖， 动力计算 时间为110 ms； 然后在自重应力场作用下计算至平 衡状态， 每一步开挖3 m， 直至开挖成空区。整个计 算过程中， 模型顶部始终受到上覆岩石的自重应力 作用。 在对顶板位移和应力进行分析时， 选取顶板最 中间区域进行讨论。分别沿跨度方向截取了第1次 爆破、 第4次爆破、 第8次爆破、 第12次爆破4个不同 43 ChaoXing 金属矿山2019年第7期总第517期 阶段下模型最中间的剖面， 研究不同阶段下顶板的 位移及应力变化特征， 剖面截取位置如图6所示。对 于顶板塑性区， 可分别在空区左侧、 中间以及右侧沿 跨度方向截取剖面进行分析。 3模拟结果分析 3. 1位移分析 凿岩硐室在动静组合作用下顶板的位移变化特 征如图7所示。由图7可知 当条形支撑柱被开采之 前， 由于支撑作用， 顶板位移量较小， 第1～4次爆破， 位移由0.7 mm增加至2 mm， 累计位移增加1.3 mm； 当条形支撑柱回采后， 顶板失去支撑作用， 第4～8次 爆破， 位移增加1.1 cm， 位移量增加明显； 随着回采结 束， 顶板位移达到最大值。可见， 顶板位移变化过程 可以反映出支撑条柱对顶板的支撑作用较明显。 3. 2应力分析 凿岩硐室的最大主应力分布如图8所示。凿岩 硐室回采时， 受到自重应力和爆破动载组合作用。 由图8可知 第1～4次爆破开挖过程中， 最大压应力 主要集中于凿岩硐室的支撑条柱， 支撑条柱支撑作 用明显， 顶板主要受压应力作用， 最大压应力达到10 MPa左右； 第4～12次爆破开挖过程中， 条柱回采， 顶 44 ChaoXing 2019年第7期闫奇等 动静组合作用下大跨度凿岩硐室稳定性分析 板暴露， 顶板应力释放明显， 由压应力转变为拉应 力， 最大拉应力达到2.7 MPa， 低于顶板围岩的抗拉强 度， 较稳定。由矿柱最大主应力分布特征 （图9） 可 知， 开采过程中， 最大压应力主要集中于支撑条柱上 两端， 条柱支撑作用明显， 随着凿岩硐室采空， 压应 力向硐室两侧间柱转移， 间柱成为主要的支撑结构。 3. 3塑性区分析 凿岩硐室支撑条柱的塑性区分布如图10所示。 由图10可知 爆破开挖过程中， 塑性区主要分布于支 撑条柱上， 整个爆破开挖过程中， 间柱没有出现塑性 区， 较稳定。沿凿岩硐室跨度方向截取硐室左侧、 中 间、 右侧的剖面图， 分析发现凿岩硐室顶板以及间柱 未出现塑性区， 整体较稳定， 如图11所示。 3. 4现场监测与分析 为分析首采大跨度凿岩硐室在动静组合作用下 的稳定性， 利用钻孔应力计以及围岩移动监测仪对 主要支撑结构进行了实时监测。在201采场的顶板 布设了位移传感器， 主要监测顶板的位移量， 在条柱 和间柱上布置了钻孔应力计监测设备， 监测条柱、 间 柱的应力变化， 监测点布置如图12所示， 相关监测结 果如图13～图15所示。 由图13～图15可知A2点钻孔应力计前期应力值 45 ChaoXing 金属矿山2019年第7期总第517期 有一个下降的过程， 是仪器的自稳定过程， 在达到平 衡一段时间后， 应力值激增， 峰值达到8 MPa， 支撑作 用明显， 后应力释放， 钻孔应力值下降为0， 说明目前 A2点所监测的支撑条柱发生破坏； 凿岩硐室间柱前 期应力值有一个下降过程， 与仪器的自稳定性质有 关， 在达到平衡后， 数值有略微上升， 说明回采过程 中该处受力， 支撑作用体现， 后有略微波动， 整体稳 定；C5点监测的位移值基本在1 mm左右， 表明顶板没 有发生较大位移， 与数值模拟结果较吻合。 随着回采工作的进行， 采场采空区逐渐扩大， 部 分支撑条柱被回采， 采场应力重新分布以达到平衡 状态， 因而各条柱的受力在不断变化， 宏观表现也较 为明显， 具体表现为从最初的完整状态受压破碎至 块石脱落出现片帮现象。凿岩硐室前期预留的支撑 条柱逐渐被回采， 采空区由于暴露面积较大， 产生了较大位移并存在小范围的冒落现象， 采场两侧间柱 46 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ ［7］ ［8］ ［9］ ［10］ ［11］ ［12］ 有较明显的地压显现， 整体相对稳定。总体上， 现场 监测结果与数值模拟结果较吻合。 4结论和建议 （1） 动静组合作用下大跨度凿岩硐室稳定性的 数值模拟结果与现场监测结果较吻合， 因此采用数 值模拟方法来研究动静组合作用对大跨度凿岩硐室 稳定性的影响具有可行性。 （2） 开采过程中塑性区和最大压应力主要分布 于支撑条柱上， 表明支撑条柱在整个开采过程中发 挥了主要的支撑作用， 建议后续采场凿岩硐室在开 采之前适当加大条柱宽度以提高抗压能力， 宽度可 设置为4～5 m。并且实施锚网联合支护， 锚杆可垂直 于节理方向穿层布置。 （3） 鉴于大跨度凿岩硐室顶板受拉应力影响， 并 存在较大的竖直位移以及局部存在冒落现象， 后续 采场回采时， 建议通过优化爆破参数降低爆破振动 对顶板的影响， 并对凿岩硐室中间区域的顶板施加 长锚索支护， 锚索支护长度宜为10～15 m。 （4） 通过数值模拟分析可以得到大跨度凿岩硐 室支撑结构的主应力分布情况以及破坏区域， 有必 要在相应的破坏区域布置监测点， 对将来可能发生 的地压现象进行监测和预报。 参 考 文 献 陈国山.采矿技术 ［M］ .北京 冶金工业出版社， 2011. 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