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基于Flac3D的复杂采空区稳定性分析
王 伟
(中国黄金集团有限公司)
摘要:为研究复杂采空区的稳定性,开展工程地质调查,利用RMR分级法和Q系统分级法对
各类型岩体进行评价分级,采用Flac3D软件对采空区形成过程及采空区稳定性进行模拟计算和预
测分析。研究结果表明:上盘围岩与矿体岩体质量均良好,下盘围岩岩体质量中等。通过应力等值
线云图、位移等值线云图和塑性区共同分析得出:方案1中2号和3号采空区的围岩由于剪切应力
过于集中,剪切应力大于岩体抗剪能力,使围岩进入了塑性状态;最大位移出现在方案2的2号采
空区顶板。水平位移最大值出现在采空区的顶面及底面中心处,且有贯通的趋势。方案2中塑性
区虽未贯通,但采空区已有塑性区将对采空区的稳定造成一定安全隐患。
关 键 词 : 采 空 区 ;数 值 模 拟 ; 稳 定 性 ; Q系 统 分 级 法;RMR分级法
中图分类号:TD32 文章编号:1001-1277(2021)06-0041-06
文献标志码:Adoi:
凝灰岩,出露厚度1000m左右。安山质凝灰岩属于
引 言
侏罗系,节理、裂隙发育,每米一般可见2~5条,密集
近年来由于房柱采矿法、全面采矿法及留矿采矿段可见5~10条,裂隙以闭合为主,~
法等空场类方法广泛应用于采矿工程中[1],,矿体大部分围岩及顶底板均为安山质凝灰
大量的地下采空区,影响矿山的安全生产,特别是一岩。第四系碎粒散体松散岩区远离矿体,对矿床开采
些大型复杂采空区群条件下的岩层。因此,开展地下影响不大。
采空区稳定性研究,对保证矿山回采安全具有重要的开采过程中,地表形成9个露天采坑,井下形成
意义。30个采空区。在30个井下采空区中,Fe1号矿体形成
专家学者对采空区的稳定性分析进行了大量的11个采空区,Fe2号矿体形成13个采空区,Fe3号矿体
研究,周宗红等[2]基于平衡拱理论,对跑马坪铅锌矿形成6个采空区。采空区最长442m,,采
采空区顶板临界冒落面积进行计算分析,,地下采空区中无积水。已有采空区
有限元数值模拟方法,分析采空区顶板岩层变形破坏的稳定直接关系到矿山深部开采安全,一旦发生大范
机制,提出相应控制方法。张耀平等[1]利用Flac3D软围采空区冒落垮塌事故,势必会造成严重的经济损
件对龙桥铁矿采空区形成过程及采空区稳定性进行失,以及人员伤亡和设备损坏。为此,亟待开展矿山
模拟计算和预测分析,并对后续开采提出了建议。李地下采空区稳定性研究工作,掌握采空区的应力场、
想等[3]利用Flac3D软件模拟某铁矿中深部矿房回采位移场和塑性区分布情况,为矿山安全高效回采奠定
后的采空区应力分布情况及下阶段回采过程对上阶基础。
段采空区的影响,得出采空区的稳定性状况及下阶段
1 矿(岩)体质量分级
回采对上阶段采空区的影响较小的结论,并预测了采
空区的发展。 采场围岩结构面调查及分析
结构面调查
要,国内外很多学者在该方面取得了很多富有成效的按照测线法和体积密度法,使用罗盘和皮尺对影
研究成果[4-15]。响采空区稳定性的矿(岩)体中的节理、裂隙产状、规
某铁矿区的工程地质条件为基岩块状坚硬—半模、密度、形态、地下水状况等内容进行现场调查,共
坚硬岩区和第四系碎粒散体松散岩区,矿区内大面积调查了8条测线。结构面调查测线分布情况如表1
分布基岩块状坚硬—半坚硬岩区,主要岩性为安山质所示。
收稿日期:2020-12-27;修回日期:2021-02-05
作者简介:王 伟(1987—),男,山西孝义人,高级工程师,硕士,从事科研管理及采矿技术研究等工作;北京市东城区安定门外大街9号,中国黄
金集团有限公司,100011;Email:******@
42采矿工程 黄 金

表1 结果及分析
测线号地点测线长/m岩性节理条数1)结构面极点等密图。利用罗盘和皮尺,调查
JC13采上盘通风巷20安山质凝灰岩95统计测线周围的结构面倾向、倾角、迹长、类型、粗
JC24采上盘通风巷6安山质凝灰岩32
JC33#采场穿脉15原生硫化矿石24糙度、淋水情况、风化程度等影响岩体稳定性的因
JC43#采场穿脉20原生硫化矿石33素,采用Dips软件,分别对上盘围岩、矿体、下盘围
JC5#
5采场穿脉岩3种岩体进行统计分析,绘制3种岩体结构面的
JC63采下盘运输巷6安山质凝灰岩37
JC74采下盘运输巷10安山质凝灰岩67极点等密图、优势结构面赤平投影图,如图1~3所
JC85采下盘运输巷4安山质凝灰岩31示。
图1 上盘围岩结构面产状调查结果
图2 矿体结构面产状调查结果
图3 下盘围岩结构面产状调查结果
根据调查结果及Dip软件分析得到不同优势结对不同类型矿(岩)体进行RQD值估算。其中,
构面产状,如表2所示。从表2可以看出,下盘围岩Farmer密度估计法得到的RQD值为范围值,体积节
优势结构面较多,岩体完整性较差。理统计估算法及精测线估算法得到的RQD值为具体
2)RQD估算值。根据调查结果,利用Farmer密度值。首先根据后2种方法得到平均值,再和第1种方
估计法、体积节理统计估算法、精测线估算法3种方法法进行比较。3种方法得到的RQD值如表3所示。
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表2 不同部位优势结构面产状
部位岩性结构面间距/m平均节理密度/(条·m-1)优势结构面产状
°∠84°
矿体 °∠86°,75°∠15°
°∠87°,26°∠66°,73°∠13°
表3 矿(岩)体RQD值计算结果%
RQDJrJw
Q=××(1)
Farmer密度体积节理精测线估RQD综合JnJaSRF
岩体类型
估计法统计估算法算法取值式中:RQD为岩石质量指标;Jn为节理组数系数;Jr为
上盘围岩75~
节理粗糙度系数(最不利的不连续面或节理组);Ja为
矿体 75~(变异)系数(最不利的不连续面或节理组);
下盘围岩50~
Jw为节理渗水折减系数;SRF为应力折减系数。其中
RQD与Jn之比可粗略表示岩石的块度;Jr与Ja之比表
从表3可以看出:上盘围岩RQD综合取值为示嵌合岩块的抗剪强度;而Jw与SRF之比反映了岩石的
%,岩体质量很好;%,主动应力。
岩体质量很好;%,各类型岩体参数,Q系统分级的分类结果表明:上
岩体质量好。从调查结果看,下盘围岩较破碎,优势盘围岩属于Ⅱ类岩石,质量良;矿体属于Ⅱ类岩石,质
节理面较多,且部分交叉,切割破碎情况相对严重,调量良;下盘围岩属于Ⅲ类岩石,质量中等。
查部分裂隙较多,且多张开,充填物较多,软硬不一,2 计算方案确定
表面潮湿,因此应对下盘围岩部分地段岩体质量进行
折减。矿体RQD综合取值最高,3条穿脉中节理裂根据弹性力学,采空区之间的相互作用一般集中
隙不发育,且分布不均匀,除一条较为明显的断层露在相邻的采空区之间,若采空区相距较远,则相互之
头外,其余没有特别明显的节理面,岩体完整,岩体质间的影响较小,因此,根据该铁矿的勘探线确定以下
量极好。2种计算方案:
矿(岩)体稳定性分级方法1)方案1。Ⅴ号勘探线所在剖面上存在着4个
采用Bieniawski的地质力学RMR分级法和采空区,即1号采空区、2号采空区、3号采空区和
Barton的Q系统分级法对该铁矿地下矿(岩)体的稳4号采空区。
定性进行分级评价。根据各岩层参数,RMR分类结果2)方案2。Ⅱ号勘探线所在剖面上存在着3个
表明:上盘围岩属于Ⅱ类岩石,质量良;矿体属于Ⅱ类采空区,即2号采空区、5号采空区和7号采空区。
岩石,质量良;下盘围岩属于Ⅲ类岩石,质量中等。模拟采空区布置方案如图4所示。从图4可以
Q系统分级法考虑的因素与RMR分级法考虑因看出,这2个方案中采空区数量多,且位置相对较近,
素比较接近,但是其得分计算方法却是乘积法,即对若这2个方案中的采空区是稳定的,则其他采空区亦
六因素进行如下计算[4]:可认定为稳定的。
图4 模拟采空区布置方案
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对以上2个方案进行Flac3D数值模拟,分析采空剖分的直观化、形象化和自动化。
区之间的相互关系,通过应力场、位移场和塑性区范根据设计采场围岩受采动影响范围的大小,模型
围判断其断面上采空区之间的稳定性。沿东西方向为z方向,沿南北方向为x方向,垂直水
平面方向为y方向。分别建立了上盘围岩、下盘围岩
3 计算模型与参数确定
和矿体模型,方案1模型网格图如图5-a)所示,整
模型建立体模型尺寸为370m×370m×280m,从上至下分别
由于矿(岩)体形态与地层结构复杂,直接采用是1号采空区、2号采空区、3号采空区和4号采空
Flac3D软件建模不方便,因此采用Abaqus软件提取各区。方案2模型网格图如图5-b)所示,整体模型尺
剖面图的关键点依次生成线、面、体的方法生成包含寸为370m×370m×60m,从上至下分别是2号采
矿体和围岩的数值模型,并自动进行网格剖分。通过空区、5号采空区和7号采空区。初始模型采用四面
接口程序,将模型数据文件转化成Flac3D软件可以使体单元剖分,重点剖分矿体采空区部分,精度以确保
用的数据格式,导入Flac3D软件,从而实现Flac3D网格无畸变单元为原则并在局部适当加密。
图5 模型网格图
本次三维数值计算将岩性简化为围岩和矿体2种
4 模拟结果及分析
介质类型,材料为理想弹塑性,本构模型为Mohr-
Coulomb准则。 主应力分布规律
计算参数确定2种方案采空区最大主应力场分布如图6、图7
根据采场围岩岩体质量分级结果,并参考周边矿所示。从图6和图7可以看出:矿体回采后,各个采
山矿(岩)体参数,确定计算模型所采用的矿(岩)体空区周围岩体出现条带状应力等值线,且等值线倾向
物理力学参数如表4所示。下坡方向。方案1中2号采空区右侧顶部和4号采
表4 矿(岩)体物理力学参数
名称容重/(kN·m-3)泊松比内聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa体积模量/GPa剪切模量/GPa


空区以下出现了最大主应力,最大主应力值为是由于受到较大的剪切应力产生的。这就对采空区
;方案2中2号采空区、5号采空区和7号的稳定性造成一定影响,且不排除采空区局部地段发
采空区之间出现了最大主应力,特别是在5号采空生失稳塌陷的可能。因此,随着开采深度的增加,将
区与7号采空区之间较为明显,最大主应力值为对采空区的稳定形成一定的威胁,故必须加强采空区
。最大主应力为负值,表明采空区受到了现场监测工作,一旦发生异常及时采取有效的控制措
拉应力,拉应力的出现对采空区稳定不利,但不会施,确保矿山深部开采安全。
导致其产生破坏。 位移变形分布规律
从应力场角度分析:2号和3号采空区的围岩由2种方案的采空区位移场分布如图8、图9所示。
于剪切应力过于集中,大于岩体自身的剪切应力,使从图8可以看出:矿体回采后,由于围岩应力转移并
围岩进入了塑性状态,采空区的顶板塑性状态大多也重新分布,采空区周围岩体位移呈现条带状等值线云
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图6 方案1采空区最大主应力场分布云图图9 方案2采空区位移场分布云图
值线云图。2号采空区的顶板产生向下的竖向位移,
,表明该位置出现了沉降的趋势;底板产生
向上的竖向位移,,表明该位置出现轻微的
隆起。5号采空区的顶板产生向下的竖向位移,为
,表明该位置出现了沉降的趋势;底板产生向上
的竖向位移,,表明该位置出现轻微的隆起。
7号采空区的顶板产生向下的竖向位移,,表
明该位置出现了沉降的趋势;底板产生向上的竖向位
移,,表明该位置出现轻微的隆起。
图7 方案2采空区最大主应力场分布云图从位移场角度分析:由于原有应力平衡状态被矿
图。1号采空区的顶板产生向下的竖向位移,为体的开挖所打破,采空区顶板、底板受高垂直、水平应
,表明该位置出现了沉降现象;底板产生向上力所挤压,产生变形位移向采空区移动,在采空区的
的竖向位移,,表明该位置出现了轻微的顶板、底板以外的围岩区域形成位移等值线拱,随着
隆起。2号采空区的顶板产生向下的竖向位移,为距采空区的距离增大,拱径逐渐变大,而位移逐渐减
,表明该位置出现了沉降现象;底板产生向上小。水平位移最大值出现在采空区的顶板及底板中
的竖向位移,,表明该位置出现了轻微的隆心处。因此,建议矿山加强采空区的现场监测工作,
起。3号采空区的顶板产生向下的竖向位移,为及时采取科学有效的采空区治理措施,为矿山深部安
,表明该位置出现了沉降现象;底板产生向上全开采奠定基础。
的竖向位移,, 塑性区分布规律
起。4号采空区的顶板产生向下的竖向位移,为2种方案采空区塑性区分布如图10、图11所示。
,表明该位置出现了沉降现象;底板产生向上从图10可以看出,塑性区主要出现在2号采空区和
的竖向位移,,表明该位置出现了轻微的隆3号采空区之间,且有贯通的趋势。该塑性区是由剪
3
起。切应力引起的,。
图8 方案1采空区位移场分布云图图10 方案1采空区塑性区分布云图
从图9可以看出:当矿体回采后,由于围岩应力从图11可以看出:塑性区主要出现在2号采空
转移并重新分布,采空区周围岩体位移呈现条带状等区、5号采空区和7号采空区的顶板和底板,并未出
46采矿工程 黄 金

产生变形位移向采空区移动,最大位移出现在方案2
中的2号采空区顶板。水平位移最大值出现在采空
区的顶板及底板中心处。
4)方案1中塑性区出现在2号采空区和3号采
空区之间,且有贯通的趋势。方案2中塑性区虽未贯
通,但其采空区已有塑性区将对采空区的稳定性造成
一定的安全隐患,这对矿山深部矿体的开采极为不
利,需要引起矿山工作人员的高度重视,做好现场围
岩的监测管理工作。
图11 方案2采空区塑性区分布云图[参考文献]
[1] 张耀平,曹平,袁海平,[J].
现贯通的趋势,对于这3个采空区来说,虽然未出现采矿与安全工程学报,2010,27(2):233-238.
贯通,但是顶板和底板都出现了塑性区,对采空区稳[2] 周宗红,侯克鹏,
制方法[J].采矿与安全工程学报,2013,30(6):863-867.
定不利。该塑性区是由剪切应力引起的,其体积为[3] 李想,朱为民,
3应用[J].中国矿山工程,2012,41(1):25-29.
,但采空区之间并未有任何影响。[4] 李夕兵,李地元,赵国彦,、处理与安
从塑性区角度分析:采空区已有塑性区将对采空全评判[J].采矿与安全工程学报,2006,23(1):24-29.
[5] 宫凤强,李夕兵,董陇军,
区的稳定性造成一定的安全隐患,这对矿山深部矿体险性评价研究[J].岩石力学与工程学报,2008,27(2):323-
的开采极为不利,需要引起矿山工作人员的高度重330.
[6] 童立元,刘松玉,邱钰,
视,做好现场围岩的监测管理工作。究现状及进展[J].岩石力学与工程学报,2004,23(7):1198-
同时,在矿山应做好深部矿体回采的安全管理工1202.
[7] 刘敦文,褚夫蛟,任高峰,
作,如优化爆破参数和回采顺序等,确保矿山采场安数值分析[J].东北大学学报(自然科学版),2015,36(4):571-
全高效的开采。575.
[8] 李俊平,王晓光,王红星,
案研究[J].安全与环境学报,2015,15(1):137-141.
5 结 论[9] 程久龙,胡克峰,王玉和,[J].
岩土力学,2004(增刊1):79-82.
1)采用RMR分级法和Q系统分级法对该铁矿[10] 陶帅,王学滨,潘一山,-库仑模型的非线性本构
地下矿岩的稳定性进行分级评价,结果表明:上盘围模型的开发及其在应变局部化中的应用[J].岩土力学,2011,
32(增刊1):403-407.
岩与矿体均属于Ⅱ级,岩体质量良好。下盘围岩属于[11] 罗周全,谭浪浪,邓俏,
证[J].矿业研究与开发,2012,32(3):89-92.
Ⅲ级,岩体质量中等。参照周边矿体及围岩情况确定[12] 王金安,尚新春,刘红,
数值模拟计算参数。陷研究[J].煤炭学报,2008,33(8):850-855.
[13] 吴启红,万世明,
2)方案1中2号和3号采空区的围岩由于剪切法[J].中南大学学报(自然科学版),2012,43(6):2324-
应力过于集中,大于岩体抗剪能力,使围岩进入了塑2330.
[14] 吴爱祥,王贻明,
性状态;采空区顶板塑性状态大多也是由于受到较大波[J].中国矿业大学学报,2007,36(4):473-477.
的剪切应力产生的。[15] 张敏思,朱万成,侯召松,
定的数值模拟[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):543-
3)采空区顶板、底板受高垂直、水平应力所挤压,548.
StabilityanalysisofcomplexgoafbasedonFlac3D
WangWei

Abstract牶Inordertostudythestabilityofcomplexgoafandcarryoutengineeringgeologicalsurvey牞RMRclassi
ficationmethodandQsystemclassificationmethodareusedtoevaluateandclassifyeachpartofrockmass牞andFlac3D

tionresultsshowthatthequalityofthesurroundingrockmassoftheupperwallandtheorebodyisgood牞andthequa





Scheme2isnotconnected牞theexistingplasticzonewillimposecertainpotentialsafetyhazardonthestabilityofthe
goaf.
Keywords牶goaf牷numericalsimulation牷stability牷Qsystemclassificationmethod牷RMRclassificationmethod