基于渗流-应力场耦合的地下连续采矿围岩稳定性仿真实验.pdf

实 验 技 术 与 管 理 第 40 卷 第 8 期 2023 年 8 月 Experimental Technology and Management Vol.40 No.8 Aug.2023 收稿日期:2023-02-28 基金项目:吉林省教育厅科学技术研究项目（JJKH20210669KJ）；长春工程学院科技基金项目（320210001）作者简介:曹妙聪（1984），女，河南巩义，硕士，讲师，研究方向为宝玉石矿床开发，。通信作者:谷中元（1978），男，贵州兴义，博士，高级工程师，研究方向为采矿环境再造、协同采矿、岩石力学，。引文格式:曹妙聪，谷中元，钱正昆.基于渗流-应力场耦合的地下连续采矿围岩稳定性仿真实验J.实验技术与管理,2023,40(8):114-119.Cite this article:CAO M C,GU Z Y,QIAN Z K.Simulation experiment for stability of surrounding rock in underground continuous mining based on stress-seepage couplingJ.Experimental Technology and Management,2023,40(8):114-119.(in Chinese)ISSN 1002-4956 CN11-2034/T DOI:10.16791/ki.sjg.2023.08.017 基于渗流-应力场耦合的地下连续采矿 围岩稳定性仿真实验 曹妙聪1，谷中元1，钱正昆2（1.长春工程学院 勘查与测绘工程学院，吉林 长春 130000；2.武汉理工大学 资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070）摘 要：富水条件下，地下采矿工程的稳定性必须要考虑渗流作用的影响。以某矿山为研究对象，采用有限元连续介质分析法，模拟渗流场-应力场耦合作用下采区围岩的动态损伤规律。结果表明，随开采步距的增加，渗流场向掘进面方向发展，采场顶板的水压力和沉降量均增大，在开采步距 84 m 之前，增长较为缓慢，之后增长迅速。通过等效数值模型计算，确定最终的合理充填步距，设计合理的充填方案为：开采步距为 84 m时充填步距为 72 m，至开采步距为 144 m 时充填步距为 48 m，至开采步距为 180 m 时，充填步距为 36 m。关键词：地下采矿；耦合分析；采场稳定；合理步距 中图分类号：TD853 文献标识码：A 文章编号：1002-4956(2023)08-0114-06 Simulation experiment for stability of surrounding rock in underground continuous mining based on stress-seepage coupling CAO Miaocong1,GU Zhongyuan1,QIAN Zhengkun2(1.School of Prospecting&Surveying Engineering,Changchun Institute of Technology,Changchun 130000,China;2.School of Resources and Environmental Engineering,Wuhan University of Technology,Wuhan 430070,China)Abstract:Under the condition of rich water,the influence of seepage must be considered in the stability of underground mining engineering.Taking a mine as the research object,the finite element continuum analysis method is used to simulate the dynamic damage law of surrounding rock in the mining area under the effect of stress-seepage coupling.The results show that with the increase of the mining step,the seepage field develops towards the heading face,and the water pressure and settlement of the stope roof increase.Before the mining step of 84 m,the increase is slow,and then it increase rapidly.Through equivalent numerical model calculation,the final reasonable filling step is determined.The reasonable filling scheme is as follows:When the mining step is 84 m,the filling step is 72 m,when the mining step is 144 m,the filling step is 48 m,and when the mining step is 180 m,the filling step is 36 m.Key words:underground mining;coupling analysis;stope stability;reasonable step 与露天开采相比，地下开采具有地表破坏小和工作环境独立等优点1，但是，地下开采环境更加复杂，尤其是地下水力关系对地下开采存在严重安全威胁，要保证开采工作安全高效，就不得不重点研究水-力耦合作用下采场围岩的稳定性问题2。近年来，针对地下工程渗流-应力耦合问题的研究主要集中于耦合作用机理和涌水机制两个方面3。耦合作用机理主要表现为渗流水压力对岩石原生应力的 曹妙聪，等：基于渗流-应力场耦合的地下连续采矿围岩稳定性仿真实验 115 改变，外力场改变岩石内部裂隙分布影响岩体渗流特性4。孙清林5提出在采矿活动中，对岩体应变影响程度最大的就是渗透压力。薛熠6针对不同采动应力路径对煤岩力学特性的影响，认为煤岩应变的变化规律与渗透率的演化规律一致。熊飞等7认为采动诱导裂隙发育扩展，渗流作用随开采扰动作用的增强而增强。白丽伟等8提出岩体应力场和渗流场的耦合作用体现为孔隙水压改变有效应力，受应力作用岩体渗透系数发生变化。王海涛等9认为局部渗流引起顶板岩体沉降，沉降岩体引导渗流场发展方向，两者相互作用，达到同时增大的效果。目前，针对地下采矿工程涌水机制的研究主要为采场顶板岩体破坏机制和涌水预测10。在高应力和强渗流共同作用下，岩体内部裂隙发育扩展成为突水点11，沟通含水层与采空区顶板，采区涌水量随含水层厚度增加而增大12。地下采矿活动对工作环境有着极高的安全要求，但开展现场测量和实验较为困难且具有一定的滞后性，难以对开采活动的动态安全做出及时评估，利用数值模拟的手段可以对地下采矿活动进行便捷的安全预测并对防护手段的可靠性进行评估13，能够观测到实际工程中需要加强监测和防护的重点环节。目前学者们在水力耦合作用下岩体形变理论与实验方面已经取得了诸多成果，但是，这些研究对采动应力场-渗流场耦合作用下地下采场稳定性动态变化规律的关注不够，需要开展更多研究。基于此，本文以吉林省大马鹿沟长白玉矿为工程背景，采用现场调查与数值试验的方法研究了地下采矿活动下矿岩采动渗流场变化规律及采场稳定性演化规律，并提出了安全合理的充填步距。1 工程概况 大马鹿沟长白玉矿位于吉林省长白县大马鹿沟。矿区为构造剥蚀中低山地形，主矿体区域矿体厚大，且较连续。根据矿山现状及开采范围内的矿体赋存条件，采用地下开采方式对矿区西翼矿体进行开采。经过现场调查，发现矿区西翼矿体围岩水文地质条件较为复杂，除了存在裂隙水含水层以外，在矿体上部地表还有一条河流经过。同时，由于矿体较为厚大，矿山拟采用深孔连续爆破采矿方法，一次采高3040 m，一次开采步距 12 m。复杂地质条件和大跨距开采共同作用下顶板围岩崩落是需要重点考虑的问题，因此开采过程中对采场顶板进行稳定性动态评估是确保安全生产的重要保障，制定合理的充填步距开采方案是保证采场稳定性的重要条件。2 有限元数值分析模型及实验步骤 2.1 数值模型构建 构建如图 1 所示的矿山简化模型，模型长 450 m、高 170 m，待采矿体长度 223 m，每次采矿步距为 12 m，采高 40 m。在采场顶板底部设置 20 个监测点（P1P20），模型共有节点 2 573 个，单元 2 643 个。假定围岩应力、应变本构关系为弹塑性，围岩破坏模式服从摩尔-库伦准则。根据矿山实际情况，为简化计算，将矿山模型中自上而下岩层分别赋为表层残积土（010 m）、裂隙水含水层（1540 m）、隔水层（20 m）、矿体（40 m）、底部围岩（60100 m），其岩体力学参数如表 1 所示。2.2 边界条件设置 本次模拟采用流固耦合有限元计算方法，计算模型边界条件分为渗流边界条件、位移边界条件和应力边界条件14-15。1）渗流边界条件。（1）根据现场地质调查，矿山地表存在河流。为了方便计算，模型上边界施加总水头压力，水平面标高 145 m。（2）含水层为富水土层，为方便计算设置为饱和岩土体，顶部施加自由水作用水压力 100 kPa。图 1 数值模型 116 实 验 技 术 与 管 理 表 1 岩体力学参数 岩性 容重/（kNm3）内聚力/MPa 摩擦角/()弹性模量/MPa泊松比 含水率/%渗透系数/(md1)风化残积土 20.1 0.73 18 15 0.36 20.1 0.318 裂隙水含水层 25.4 6.75 40 8 700 0.25 30.0 0.318 隔水层 24.0 8.37 47 13 500 0.25 24.0 0.064 底部围岩 26.4 5.98 40 53 000 0.25 20.0 0.055 矿体 25.9 6.75 42 11 000 0.33 15.0 0.159 充填体 20.0 5.10 21 11 000 0.33 20.0 0.300 （3）出渗边界设置为底部边界和采空区边界。2）位移边界条件。模型左右两边界 x 方向位移固定，下边界设置为全约束边界，顶部为自由边界。3）应力边界条件。认为矿山处于均布应力场中，不存在构造应力。岩体主要受上覆岩体重力作用，不设置额外应力边界条件。2.3 采场围岩稳定性安全判据 根据经典弹塑性理论，采场稳定性主要取决于采场尺寸、围岩力学性能、支护阻力及巷道围岩应力16，即 Kastner 方程：20sin(cot)2uPcRGa=+（1）1 sin2sin201(cot)(1 sin)cotPcRaPc-+-=|+（2）式中：u 为采场周边位移，m；R 为塑性区范围，m；a 为采场等效半径，m；P0为原岩应力，MPa；P1为支护阻力，MPa；c 为围岩的黏聚力，MPa；为围岩 的内摩擦角，()；G 为围岩的剪切模量，MPa。当不考虑构造应力时原岩应力等于上覆岩体自重应力，根据 Kastner 方程顶板围岩剪切模量取 2 GPa，支护阻力取 0.1 MPa，计算得到采场周边位移 u=16 mm。即当采场顶板位移大于 16 mm 时，认为采场围岩处于不稳定状态。3 结果分析 3.1 采场围岩渗流特性时空演化分析 连续开采的情况下，河床保安矿柱连续受到影响，地表水和含水层中的渗流场向采空区方向移动，采场顶板岩体完整性遭到破坏，自由水沿裂隙浸入隔水层。因此，渗流场的运动情况可通过孔隙水压力的变化规律进行考察。如图 2 所示，初始状态下，岩体未受扰动，渗流场主要分布在河床正下方岩体交界层，形成 3 个明显的高压区、，模型左下方由于隔水层的作用且距离地表水较远存在一个低压区。随着开采步距的增大，渗流场呈现出向扰动方向发展的趋势，掘进面顶板孔隙水压力明显增大，形成新高压区。开采步距72 m 时高压区与顶板新高压区开始接触，采场顶板孔隙水压力增大，说明此时顶板岩体损伤累积，隔水层裂隙扩展发育形成导水通道引导渗流场向损伤区域转移；开采步距 84 m 时，掘进面顶板高压区与高压区完全连通，说明此时隔水层与顶板裂隙进一步扩展已形成导水通道，掘进面顶板孔隙水压力远大于顶板其他位置；开采步距 144 m 时采空区顶板孔隙水压力不断增大，形成水压力集中现象，并且高压区与高压区骤减，说明地表水通过贯通导水裂隙流入采场，该区域得不到地表水补充形成减压区。提取监测点孔隙水压力数据，可得到采场顶板孔隙水压力随采矿步距的变化规律，如图 3 所示。未开 图 2 开挖过程中渗流场分布 曹妙聪，等：基于渗流-应力场耦合的地下连续采矿围岩稳定性仿真实验 117 采时，从测点 P3 开始顶板孔隙水压力逐渐增大，至河床正下方测点 P13 时达到最大值。采矿活动开始时，扰动区域顶板孔隙水压力缓慢增大，开采步距增大至84 m 时（时步 7），掘进面顶板观测点处孔隙水压力突增，此时，最大孔隙水压力位于观测点 P7 处。开采步距增大至 96 m（时步 8）及之后各时步，掘进面顶板观测点处孔隙水压力远大于顶板其他位置孔隙水压力，掘进面前端未扰动围岩完整性仍较好，观测点处孔隙水压力与初始状态基本保持一致，曲线整体呈“拱形”。图 3 各时步采场顶板孔隙水压力变化曲线 由图 2 和 3 综合分析可知，自然状态下，仅河床正下方岩体孔隙水压力较大，开始采矿后，整个顶板中的孔隙水压力均随之增大，但当前开挖步掘进面处增大速率最快，说明开采扰动会导致采场附近围岩隔水层裂隙不断发育，水流深入围岩，渗流场向扰动面方向扩展。需要注意的是，当开采步距为 84 m 时（时步 7），开采面顶板孔隙水压力突然增大，说明此时顶板岩体中的裂隙可能已与含水层形成连通带，致使整个隔水层岩体与含水层连通，导致隔水层整体孔隙水压力发生突变。继续开采后，围岩中孔隙水压力随即达到最大值，而后迅速减小，说明此时地下水已通过裂隙贯通带涌入采场。对于这种“渐进-突变特征”，需要在矿山开采过程中特别关注，图 4 所示的各时步采场顶板最大孔隙水压力变化曲线也表现出了相同规律。由图 4 可知，072 m 开采工作刚开始时，顶板最大孔隙水压力增长缓慢，开采步距 72 m（时步 6）后顶板最大孔隙水压力突增，从 122.49 kPa 增大至195.73 kPa，开采步距 132 m 后采场顶板最大孔隙水压力增长速度变缓。这表明：刚开采时，开采扰动对渗流场影响不大；但随着开采的进行，持续扰动使隔水层岩体中的裂隙由少变多，由细变粗，最大孔隙水压力不断增大；当接近临界状态时，即开采步距至 72 m时，岩体中裂隙已接近完全贯通带；如进一步开采，则将出现突水事故。图 4 各时步采场顶板最大孔隙水压力变化曲线 3.2 顶板渗流水流量分析 由图 5 所示，开采开始至 48 m 时，采场顶板单位渗流流量缓慢增大，但增量很小，说明此时顶板下侧完整性较好。开采进行至 4884 m，顶板单位渗流流量减小，说明此时采动破坏了隔水层结构，隔水层裂隙发展，地下水渗入隔水层，体现为图 2 第 6 时步开始，隔水层渗流场向采动方向发展。开采 84 m 后顶板单位渗流流量较上一步明显增大，这说明此时顶板下侧有裂隙与上侧连通形成导水通道。开采结束后，顶板单位渗流流量激增，说明此时顶板完整性已遭到破坏。图 5 采场顶板最大单位流量变化曲线 3.3 采空区顶板沉降量分析 取采场隔水层靠近矿体一侧为观测对象得到各时步顶板最大沉降量如图 6 所示。由图 6 可知，在地表有河流的情况下，随开采步距的加大采场顶板岩体沉降量缓慢增大，说明随着开采工作的进行，围岩的稳定性遭到破坏，由于采空区卸荷，顶板沉降量直接反映采场稳定性现状。开采步距 84 m 时顶板沉降量由 14.20 mm 增大至 19.86 mm，118 实 验 技 术 与 管 理 已超过开采环境安全阈值。开采步距至 84 m 及之后，顶板沉降量迅速增大，说明在步距为 84 m 时，由于损伤累积、裂隙带贯通、渗流影响等原因，岩体整体性遭到破坏，矿体上部围岩稳定性已完全失效。图 6 各时步顶板最大沉降量曲线 4 合理充填步距研究 由节 3.3 可知，开采步距为 84 m（7 个采矿单元）时，采区顶板最大沉降量超过开采环境安全阈值。为保证开采工作安全开展，该矿区应采取边开采边充填的开采模式。为得到合理的充填步距，本次研究按照开采 3、4、5、6 个采矿单元为步距进行充填。根据模拟结果，充填步距为 72 m（6 个采矿单元），也就是第 7 时步开始充填一个采矿单元，到第 12 时步充填步距为 48 m（4 个采矿单元），到第 15 步，充填步距为36 m（3 个采矿单元）时，顶板最大沉降量满足安全要求，也能保证足够的工作空间。充填体采用矿渣水灰混合物制成，充填模拟过程如图 7 所示。采用边开采边充填的方式采矿，采区渗流场分布情况如图 8 所示，图中黑色箭头显示采区渗流路径。整个开挖过程都是围岩应力场与渗流场重分布的过程，而图 8 中显示出，与原岩相比，采用的矿渣水灰混合物充填体进行充填更易导水，具有导流作用，引导了渗流场转移的方向，降低了开采工作面顶板的孔隙水压力。由图 8 可知，开采工作开展前期，采区主要存在3 个渗流场、。随着开采步距的加深，渗流场范围逐渐减小，充填体充当了很好的导流介质，将地表和裂隙自由水导向充填区域形成新渗流场。渗流场随着开挖进行范围逐步扩大，至开挖结束，水压力集中出现在河床下方渗流场区域和新渗流场区域。开采工作面的安全性主要取决于采区顶板沉降量的大小，而顶板的破坏变形主要受渗流场和应力场影响，通过图 7 所示的充填方案进行地下采矿，渗流场转移至充填区域，从而减小顶板所受渗透力，并且充填体支撑采场周围岩体，改变了次生应力场集中现象，起到减小顶板变形破坏的作用。采用充填方案的采场顶板沉降量变化如图 9 所示。由图 9 可知，充填单元的加设能够有效遏制采场顶板稳定性的劣化趋势。开采步距为 84 m 时充填步距为 72 m，开采步距为 144 m 时充填步距减小至 48 m，到开采步距为 180 m 时，充填步距减小为 36 m，从开挖开始直至结束，采空区顶板最大沉降量处于 1.45 15.81 mm，可以为开采工作提供安全可靠的工作环境。图 7 充填数值模型 图 8 充填开采过程中岩体渗流场分布图 曹妙聪，等：基于渗流-应力场耦合的地下连续采矿围岩稳定性仿真实验 119 图 9 充填工况顶板最大沉降量变化曲线 5 结语（1）通过 SEEP/W 和 SIGMA/W 的渗流-应力场耦合分析对大马鹿沟长白玉矿河床下开采进行了仿真模拟，实现了对采场围岩稳定性的预测和分析。在连续强卸荷作用下，渗流场向掘进工作面方向发展，导致围岩裂隙随开采步距加深而不断发展，围岩失稳加剧，威胁采场安全。（2）连续强卸荷作用对渗流影响存在“渐进-突变特征”。初始开采时，孔隙水压力随开采步距的增加缓慢增大；当开采步距超过 84 m 后，孔隙水压力突然增大；此后若继续开采，将会发生突水事故。（3）对采场实施充填具有良好的安全效益，合理的充填步距可明显减小渗流灾害的影响。参考文献(References)1 梅世洲.充填采矿工艺特点及发展趋势分析J.现代矿业，2016,32(3):253254.2 范庆.红旗铁矿老露天坑和渗流场对井下开采稳定性的影响J.金属矿山，2016,483(9):4043.3 陈卫忠，王鲁瑀，谭贤君，等.裂隙岩体地下工程稳定性研 究发展趋势J.岩石力学与工程学报，2021,40(10):1945 1961.4 DAMIRCHI B V,BITENCOURT L A,MANZOLI O L,et al.Coupled hydro-mechanical modelling of saturated fractured porous media with unified embedded finite element discretisationsJ.Computer Methods in 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