Study on surface deformation of slope induced by extended deep mining in surface mine
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摘要:
为明确露天矿延深开采对采空区、高陡边坡及地表的影响,以老虎台矿采区为研究背景,利用MIDAS GTS-NX软件对老虎台矿E5800剖面继续延深开采诱发的边坡变形破坏范围进行了数值模型分析;揭示了露天矿延深开采诱发边坡滑移的机制。研究结果表明,随着露天开采的延深,边坡地表最大水平位移与最大沉降的位置变化逐渐减小,第四次与第一次开采最大下沉点位置对比,向北移动了13 m,下沉值增大了57.5%,且露天临空面的增大和侧向约束减小,使边坡岩体应力逐渐向坑内移动,说明地下采区开采受露天矿开采诱发的活化影响对边坡的稳定性影响逐渐增大。考虑到开采过程中会有爆破因素的影响,选取最危险的剖面N900对其进行边坡稳定性评价,并针对可能产生的危险情况,提出建立相应的监测手段。
Abstract:In order to clarify the influence of extended deep mining of surface mine on goaf, high and steep slope and surface, the mining area of Laohutai Mine was taken as the background. By using MIDAS GTS-NX software, the slope deformation and failure range induced by continuous extended deep mining of E5800 section in Laohutai Mine was analyzed by numerical model. The mechanism of slope slip induced by extended deep mining of surface mine was revealed. The results show that with the deepening of open-pit mining, the position changes of maximum horizontal displacement and maximum settlement on the surface of slope gradually decrease. Compared with the position of the maximum subsidence point of the first mining, the fourth mining moved 13 m to the north, and the subsidence value increases by 57.5%. Moreover, with the increase of the open pit and the decrease of lateral constraint, the stress of the rock mass of the slope gradually moves to the pit, which indicates that the influence of the activation induced by the mining of surface mine in the underground mining area on the stability of the slope gradually increases. Considering the influence of blasting factor in the mining process, the most dangerous section N900 is selected to evaluate the slope stability, and the corresponding monitoring means are put forward in view of the possible dangerous situation.
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Keywords:
- surface mine /
- extended deep mining /
- slope /
- surface /
- deformation /
- sedimentation /
- stability evaluation /
- monitoring means
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随着露天矿进一步向地下延深开采,原来露天开采形成的高陡边坡体与地下采场构成了一个复合的采动系统,这给矿山的安全生产带来新的挑战[1-6]。目前针对矿山露天开采的研究较多,马伟民等[7]通过相似材料模型试验对岩层地表重复采动规律进行探讨,认为多次重复开采下地表变形不同于单一开采,并首次提出了下沉加剧系数的概念。王冠儒等[8]将单一采动与数次采动的变形情况进行对比,得出了地表移动变形的特点。蒯洋等[9]通过数值模拟建立了井工重复开挖与部分地表变形参数的函数关系。杨文涛[10]通过模型研究得出了井工多个采区连续和按时序开采诱发地表变形的规律。孙世国等[11-16]对多个矿井的观测资料进行了分析,总结并提出了露天边坡在井工与露天开采影响下的一般变化规律:边坡岩体的变形程度随着井工开采量的不断增大而持续加剧;在上山走向移动边界与下山走向主截面间位移的沉降值呈现递增的变化规律,体现为边坡角度减小。高士友等[17]建立了露天矿采场水平推进速度与矿山垂直延深速度关系的数学模型,分析了沿底帮推进、沿矿体底板推进、沿矿体顶板推进等3种工作线推进方式下矿山工程发展的关系。刘光伟等[18]通过建立剥采比与断层落差、产状及煤层厚度数学模型,研究了不同煤柱留设宽度对边坡稳定性的影响。胡颖鹏等[19]结合极限平衡分析方法,揭示了崩落法开采扰动下的高陡边坡渐进破坏规律,提出了边坡滑移体体积计算方法,以及通过调控回采顺序控制边坡滑移进程,以实现塌陷坑完全承接边坡滑移体的边坡岩移危害控制技术。
抚顺矿业集团有限责任公司老虎台矿地下采区经历了数十次重复开采,形成一定的露天坑。对老采空区进行回填,填充物的力学性能远远低于最初岩体的力学性能,在这种复杂条件下进行露天开采,给矿区带来的负面影响远大于单一露天开采。
笔者重点研究露天矿延深开采对边坡稳定性的影响,划分地表移动和危险边界,将开采的经济效益最大化,为今后抚顺矿业集团下属煤矿的开采提供合理依据,同时也为其他地质条件相似的矿区开采提供一定的参考。
1. 工程概况
老虎台矿区位于辽宁省抚顺市南部,煤矿开采标高+101.4~-830.0 m,近10年各采区的情况见表 1。
表 1 老虎台矿近10年综采工作面汇总Table 1. List of fully mechanized mining face in Laohutai Coal Mine in recent 10 years标高/m 工作面编号 开采时间 工作面长度/m 走向长度/m -430 43001 2014-06—2016-02 70~90 1 165 43002 2013-07—2015-03 105~135 915 43003 2015-10—2017-02 75~85 715 -280 28001 2020-02— 105~115 810 28002 采区位于老虎台井田中央西翼,工作面标高为-274~-288 m,可采长度为748.5 m,煤层最大可采高度为12 m。
2. 露天矿延深开采诱发边坡上覆岩体变形规律研究
2.1 模型建立
为研究矿体在开挖过程中地表的变化趋势,将老虎台矿-280 m水平采区简化为模型中的4个矿体进行分步开挖,以2.5 m为一个开采高度,分4步进行模拟。
将E5800剖面作为研究对象,如图 1所示。
矿体数值模型单元划分如图 2所示。
由于MIDAS软件具有较强的三维可视化建模能力,因此采用GTS NX对矿体进行建模。在建立模型的过程中,将土层简化为一个连续的整体。模型采用直角坐标系,地下采区矿体的倾向为X轴,走向为Y轴。模型长度由E5800剖面向东西方向各延伸2 000 m、累计4 000 m,南北方向宽度为4 000 m、深度为1 540 m。模型共有74 800个单元、75 480个节点。研究区主要岩体为各向同性的弹塑性体,故采用莫尔-库仑准则进行研究计算,边界条件主要包括自动约束和自重。由于矿区在地壳下降比较稳定的地区,矿体接触面上下的2层岩层相互平行,接触面产状致密,岩层沉积无间断,所以岩层接触形式为整合接触。
2.2 参数选取
考虑到先前的多次重复采动对矿体的活化影响,使得采区矿体内部的应力场发生变化,应力集中,同时,结合收集到的抚顺市历史地勘资料,需要对经过室内岩石实验和工程类比得出的岩体物理力学参数进行一定程度的修正。弹性模量和密度修正为原状岩土体的0.85~0.90倍。
经过综合考量后得出的岩土体物理力学参数见表 2。
表 2 岩土体物理力学参数Table 2. Physical and mechanical parameters of rock mass岩土体分类 密度ρ/
(kg·m-3)弹性模量/
GPa黏聚力/
MPa内摩擦角/
(°)第四系表土 1 855 0.3 0.19 23 绿色页岩 2 560 1.9 0.77 36 油母页岩 2 540 3.5 1.24 34 煤 2 360 0.4 0.48 32 玄武岩 2 695 20.2 4.07 45 花岗片麻岩 2 700 25.2 4.98 56 水砂填充物 105 1.0 0.57 21 露天矿各步开采几何参数见表 3。
表 3 露天矿各步开采几何参数Table 3. Geometric parameters of each mining step in open pit步骤 开采宽度/m 下部坡角/(°) 上部坡角/(°) 第一步 820 12 23 第二步 910 10 31 第三步 745 13 32 第四步 635 12 29 2.3 边坡上覆岩体变形分析
各步露天开采示意图和开采后边坡及地表沉降与水平位移曲线如图 3所示。
第一步露天开采后边坡及地表沉降与水平位移曲线,最大下沉点位是N1189、值为45 mm,基本处于地下采区几何中心位置;最大水平位移点位是N1395、值为20 mm,基本处于地下采区-480 m开采下山边界位置,如图 3(b)所示。
第二步露天开采后边坡及地表沉降与水平位移曲线,最大下沉点位是N1153、值为57 mm,相比第一次最大下沉点位置,第二次向北移动了36 m,且下沉值增大了42.5%;最大水平位移点位是N1437、值为21 mm,比第一步开采最大水平位移向南移动了42 m,说明露天延深开采坡角增大后受露天临空面的增大和侧向约束减小,边坡向坑内移动,所以移动边界向南侧扩展,即活化效应,如图 3(d)所示。
第三步露天开采后边坡及地表下沉与水平位移曲线,最大下沉点位是N1153、值为61 mm,与第一次最大下沉点位置对比,向北移动了36 m,下沉值增大了52.5%;最大水平位移点位是N1474、值为19 mm,与第二步开采对比最大水平位移向南移动了37 m,如图 3(f)所示。
第四步露天开采后边坡及地表下沉与水平位移曲线,最大下沉点位是N1122、值为63 mm,与第一次最大下沉点位置对比,向北移动了13 m,下沉值增大了57.5%;最大水平位移值为19 mm,位于N1474,与第三步开采对比最大水平位移位置无变化,如图 3(h)所示。
由图 4、图 5可知,随着开采的延深,最大位移与最大沉降位置呈反比例变化,说明露天延深开采坡角增大后受露天临空面的增大和侧向约束减小,边坡向坑内移动,所以移动边界向南侧扩展速率减小,即活化效应。采空区受连续活化影响,空隙空间逐渐减小,但剩余空间继续压密,该过程时间较长。随着开采的延深,最大位移与最大沉降位置变化逐渐减小,说明露天延深开采坡角增大后,受露天临空面的增大和侧向约束减小,边坡向坑内移动,地下采区放顶煤开采受露天矿开采诱发的活化影响对边坡的稳定性影响逐渐增大。
根据采矿工程的地应力场分布及岩层移动的一般规律,老虎台矿在开采前,所有岩层的应力为{σ0},当进行露天开采后,在开采区影响范围内的各个空间位置上的所有微小单元体的相对位置状态发生改变,此时采区的影响范围内原岩应力为{σ1};当第一次开采停止后,岩层的应力达到稳定,获得重新平衡后的内部应力状态为{σ2}。如果在此基础上再次进行第二步开采,则新的影响域内的应力状态将会变成{σ3}、{σ4}乃至{σi+1},这个过程中所有的{σi}都是经由上一次的应力状态{σi-1}应力重分布而形成的。
老虎台露天延深开采相互作用机理如图 6所示。
随着露天开采的进行,边坡坡角及坡高在不断增大,边坡轮廓也从最开始的A线逐步推进到B线,最后逐渐延深到D线。在这个过程中边坡将产生以下影响:
1) 边坡岩体本身的应力场分布发生变化,沿地下采区走向工作面两侧的岩体开采数量不同,上山方向一次采掘数量多,下山方向一次采掘数量少或基本不变,而这些状况对于地下采区整体的平衡体系而言,平衡力的外部条件被打破,力系关系也被打破,从而使得平衡体内部发生移动并产生活化。
2) 由于露天矿的不断开采,原有地下采区上山方向一侧的承载区的岩柱体积(I1I2I3I4)逐渐变小,临空面的面积增大,岩柱自身抵抗负荷的能力下降,这样对边坡体而言就会受到“两增一减”的作用,而边坡本身坡脚处的抗载能力下降,因此潜在的滑坡概率增大。
3. 露天延深开采边坡稳定性分析与评价
3.1 边坡稳定性分析
采用最危险滑面N900作为计算模型,滑面大小为1 200 m×600 m,如图 7所示。
在开采过程中需采用爆破等方式,故在计算边坡稳定性的同时也需考虑爆破所产生的瞬时荷载。采用三角形荷载曲线模型加载到炮孔壁上,等效爆破荷载的峰值压力计算公式如下:
pm=p0(D/a) (1) p_0=\rho_0 D^2(d / {\mathit{Ø}})^{2 \gamma} / 2(\gamma+1) (2) 式中:pm为等效爆破荷载的峰值压力;p0为药包中心爆轰波产生的平均初始压力;D为炸药爆轰速度;a为炮孔间距;ρ0为装药密度;d为炮孔直径;Ø为药包直径;γ为等熵指数。
爆破荷载压力正压作用总时间计算公式如下:
t_{\mathrm{s}}=84\left(r^{2-\mu}\right)^{1 / 3} Q^{0.2} / E_V (3) 式中:r为比例半径,r=R/Rw;R为离药包轴线的距离,m;Rw为装药半径,m;μ为岩体泊松比;Q为装药量,kg; EV为岩体体积压缩模量,MPa。
由爆破设计方案可知,取炸药密度为1.15 g/cm3,爆速为4 000 m/s。计算得到等效爆破荷载峰值压力为5.40 MPa,作用总时间为8.00 ms。
N900剖面边坡模型图如图 8所示。
在爆破荷载影响下,利用Bishop法、Janbu法、Morgenstern-Price法分别计算边坡稳定系数,计算结果见表 4。
表 4 N900剖面爆破作用下边坡稳定性计算结果Table 4. Calculation results of slope stability under N900 profile blasting计算方法 Bishop法 Janbu法 Morgenstern-Price法 稳定系数 1.003 0.955 1.022 由表 4可知,老虎台矿露天延深开采在爆破荷载的影响下,四步开采全部完成后边坡稳定系数最低为0.955,根据相关规范要求可知,边坡会出现部分失稳。
3.2 边坡稳定性评价
根据GB 50197—2015 《煤炭工业露天矿设计规范》[20]规定(见表 5),露天开采过程中局部爆破荷载会增大,因此,在正常开采状态下,计算时应添加瞬时爆破荷载,得出边坡稳定系数为0.955,小于采掘场最终边坡最低稳定系数,由此可知,在开采过程中,边坡存在失稳风险。
表 5 露天矿规程规定边坡稳定系数Table 5. Slope stability coefficient stipulated in open-pit mine regulations边坡类型 服务年限/a 稳定系数K 边坡上有特别重要建筑物或边坡滑落会造成生命财产重大损失者 >20 >1.5 采掘场最终边坡 >20 1.3~1.5 非工作帮边坡 <10 1.1~1.2 10~20 1.2~1.3 >20 1.3~1.5 工作帮边坡 临时 1.05~1.20 外排土场边坡 >20 1.2~1.5 内排土场边坡 <10 1.2 ≥10 1.3 4. 结束语
1) 随着露天矿开采的延深,最大位移矢量及位置变化逐渐减小,露天延深开采坡角增大后,受露天临空面的增大和侧向约束减小影响,边坡向坑内移动,基本指向地下采空区方向,上部不同区域合成后矢量指向不同,说明放顶煤开采地下采空区的空间受到连续活化影响。
2) 露天矿延深开采的边坡变形与井采区的相对位置和开挖量有着密切联系,即上山一侧覆岩体被开采剥离掉,导致下山一侧移动体持续活化,并诱发采空区的继续压密,从地表位移图已明确显示出该特征,当边坡位于主断面下山方向一侧时,对于边坡体而言,矢量合成后应力作用增大,对边坡的稳定性产生不利影响。
3) 采用Bishop法、Janbu法及Morgenstern-Price法对边坡的稳定性进行评价分析,正常开采状态后的露天边坡基本处于稳定状态,但考虑到露天开采过程中产生的部分爆破荷载,得出边坡稳定系数为0.955,为提高露天矿延深开采的安全性,须设置边坡监测系统。
4) 本研究还存在不足之处。在边坡位移及周边设施监测方面,需要加强如下工作:边坡稳定性监测;矿区周围公路安全的监测;矿区地表周围重要设施的监测;矿区周围民用设施的监测。
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表 1 老虎台矿近10年综采工作面汇总
Table 1 List of fully mechanized mining face in Laohutai Coal Mine in recent 10 years
标高/m 工作面编号 开采时间 工作面长度/m 走向长度/m -430 43001 2014-06—2016-02 70~90 1 165 43002 2013-07—2015-03 105~135 915 43003 2015-10—2017-02 75~85 715 -280 28001 2020-02— 105~115 810 28002 表 2 岩土体物理力学参数
Table 2 Physical and mechanical parameters of rock mass
岩土体分类 密度ρ/
(kg·m-3)弹性模量/
GPa黏聚力/
MPa内摩擦角/
(°)第四系表土 1 855 0.3 0.19 23 绿色页岩 2 560 1.9 0.77 36 油母页岩 2 540 3.5 1.24 34 煤 2 360 0.4 0.48 32 玄武岩 2 695 20.2 4.07 45 花岗片麻岩 2 700 25.2 4.98 56 水砂填充物 105 1.0 0.57 21 表 3 露天矿各步开采几何参数
Table 3 Geometric parameters of each mining step in open pit
步骤 开采宽度/m 下部坡角/(°) 上部坡角/(°) 第一步 820 12 23 第二步 910 10 31 第三步 745 13 32 第四步 635 12 29 表 4 N900剖面爆破作用下边坡稳定性计算结果
Table 4 Calculation results of slope stability under N900 profile blasting
计算方法 Bishop法 Janbu法 Morgenstern-Price法 稳定系数 1.003 0.955 1.022 表 5 露天矿规程规定边坡稳定系数
Table 5 Slope stability coefficient stipulated in open-pit mine regulations
边坡类型 服务年限/a 稳定系数K 边坡上有特别重要建筑物或边坡滑落会造成生命财产重大损失者 >20 >1.5 采掘场最终边坡 >20 1.3~1.5 非工作帮边坡 <10 1.1~1.2 10~20 1.2~1.3 >20 1.3~1.5 工作帮边坡 临时 1.05~1.20 外排土场边坡 >20 1.2~1.5 内排土场边坡 <10 1.2 ≥10 1.3 -
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