矿柱扰动下相邻采空区覆岩冒落机理及治理方法

Caving Mechanism and Treatment Method of Overlying Rock in Adjacent Goaf Disturbed by Ore Pillar

摘要

相邻采空区之间矿柱通常会积蓄大量能量，一旦矿柱失稳将引发大规模冒落危害事故.基于此构建了采空区诱导冒落力学模型，通过物理实验与数值模拟研究了相邻采空区覆岩冒落特征与机理，提出了诱导冒落矿柱治理相邻采空区新方法.结果表明：矿柱的存在能够承载一定的能量积蓄，使矿柱上方覆岩发生一定程度变形和破坏.矿柱消除后，上方岩体发生冒落，冒落块体整体较小，不易发生大规模整体冒落，可避免发生冲击气浪灾害；应力拱反复形成与消散使得采空区上覆岩层呈现断续冒落特征，采空区上覆岩层内部拉伸损伤的发展与贯通是覆岩裂隙发育直至冒落的主要诱因.通过工程实践表明，该方法具有安全、低成本特点，可为类似条件采空区治理提供指导与借鉴.

Abstract

The ore pillar between adjacent goaf usually accumulates a large amount of energy， and the ore pillar instability will lead to large-scale caving hazard accidents. Therefore， a caving-induced mechanical model of goaf was constructed. The caving characteristics and mechanism of the overlying rock in the adjacent goaf were studied through physical experiments and numerical simulation， and a new method of caving induced by ore pillar treatment of the adjacent goaf was proposed. The results show that the existence of the ore pillar can carry a certain amount of energy accumulation， so that the overlying rock above the ore pillar is deformed and destroyed to a certain extent. After the ore pillar is removed， caving of the upper rock mass occurs， and the caving block is small as a whole； it is not easy to induce large-scale overall caving， which can avoid the impact gas wave disaster. The repeated formation and dissipation of stress arches make the overlying strata of the goaf appear intermittent caving， and the development and connection of tensile damage in the overlying strata of goaf are the main reasons for the fracture development and caving of the overlying rock. Engineering practice has shown that this method is characterized by safety and low cost and can provide guidance and reference for the management of goaf under similar conditions.

Graphical abstract

关键词

相邻采空区 / 诱导冒落 / 冒落机理 / 矿柱 / 临界冒落跨度

Key words

adjacent goaf / induced caving / caving mechanism / ore pillar / critical caving span

非煤地下矿山主要采用空场法、崩落法及充填法开采^［1-4］，采用空场法开采的矿山开采后将产生大量的采空区，采空区规模大、层位关系复杂.分析这些采空区的初始冒落条件，大多可归结为相邻采空区之间的矿柱上积蓄了大量的应变能所致，成为矿山的重大安全生产隐患^［5-7］.因此，如何安全高效地处理这种有隔离矿柱的相邻采空区对于保障矿山安全生产至关重要.在采空区治理研究方面，刘银等^［8］针对相互贯穿的复杂不规则冒落空区存在条件，提出联合监听冒落岩块撞击声响与监测拱脚变形的采空区冒落持续监测方法，得到拱脚变形破坏引起采空区批量冒落的周期性冒落特征；田欣等^［9］通过对采空区形态三维探测，提出了4个区段的分段胶结充填治理方案，结果表明充填能够有效控制空区顶板和周边围岩的冒落和扩展，可保证相邻矿体探采的安全性；姜立春等^［10］借助能量耗散理论和突变理论，构建矿柱-顶板支撑系统滑移突变失稳模型，研究受结构弱面影响的系统失稳机制，分析各内控因素对采空区稳定性的影响.综合文献分析，研究主要集中在充填治理单一采空区及采空区覆岩冒落监测方面，对于有矿柱做间隔的相邻采空区覆岩冒落机理及其治理方法提及较少.为了避免相邻采空区存在给矿山开采造成井下冒落及地表陷落致灾风险，需要研究这类条件下采空区覆岩冒落机理及其有效治理方法，以消除采空区威胁，实现矿山安全高效开采.

1 相邻采空区诱导冒落方案构建

1.1 采空区诱导冒落力学模型的建立

图1给出了相邻采空区的形态简示图，通常情况下这两个采空区均处于稳定或临界失稳状态，空区是否会失稳主要取决于两个因素：一是空区跨度是否达到其临界冒落跨度；二是矿柱所承受的压力是否达到其极限破坏强度.利用诱导冒落技术处理相邻采空区的基本原理是通过有计划地布置诱导工程消除相邻采空区之间的矿柱，破坏采空区的稳定状态，使采空区跨度超过其临界冒落跨度，从而诱导采空区覆岩发生冒落.

以图1中1#采空区为例进行受力分析，给出了该采空区在失稳前的受力示意图，如图2所示.

假定该采空区上覆岩层垂直压力q均匀分布，此时在应力平衡拱上，顶板围岩受到水平压力T和垂直压力R的作用.根据力系平衡原理，可得到以下表达式：

R-ql=\mathrm{0}，（1）

Th-{\int }_{\mathrm{0}}^{l}xq\mathrm{d}x=\mathrm{0}.（2）

整理式（1）和（2）得

R=ql,（3）

T=\frac{q{l}^{\mathrm{2}}}{\mathrm{2}h}.（4）

式中：q为空区顶板承受的垂直压力，q=γH，MPa；γ为上覆岩层容重，kg/m³；H为空区顶板埋深，m；T为岩体破坏时的单位面积上的极限抗压力，MPa；h为采空区的高度，m；l为采空区半跨度，m.

对于平面问题，可将式（4）改写为

l=\sqrt[]{\frac{\mathrm{2}h{T}_{\mathrm{c}}}{q}}=\sqrt[]{\frac{\mathrm{2}h{T}_{\mathrm{c}}}{\gamma H}}.（5）

可得采空区的临界冒落跨度L的计算式：

L=\mathrm{2}l=\mathrm{2}\sqrt[]{\frac{\mathrm{2}h{T}_{\mathrm{c}}}{q}}=\mathrm{2}\sqrt[]{\frac{\mathrm{2}h{T}_{\mathrm{c}}}{\gamma H}}.（6）

式中：T_c为岩体极限抗压强度，t/m²（平面问题）.

利用式（6）可计算出采空区的临界冒落跨度.

1.2 相邻采空区诱导冒落方案

诱导冒落法由任凤玉等^［11］提出，该技术是在易于崩落的岩体中，根据矿岩本身固有的节理裂隙分布特征和低强度特性，在分段进路内通过中深孔爆破形成一个贯通的大规模采空区，借助岩体重力和内部应力的作用，促使覆岩原生节理扩展、贯通切割顶板，使矿体及覆岩顺利冒落^［12-14］.利用诱导冒落法处理复杂采空区时，不仅可以大幅度提升采矿效率，而且可有效避免空区群失稳对采矿作业带来的危害，提高采矿作业安全性.针对相邻采空区条件，可以通过在采空区底板所处的分段水平内布置中深孔爆破诱导工程，将相邻采空区间的隔离矿柱顺次崩落，扩大采空区的极限冒落跨度，借助岩体重力和内部应力的作用，诱导采空区顶板覆岩及时冒落.

2 相邻采空区覆岩冒落特征分析

2.1 实验设备及材料配比

本次物理实验采用了东北大学电液伺服多通道相似材料实验平台，实验设备如图3所示.该实验平台的装料空间尺寸为长×高×宽=2.4 m×1.0 m×0.2 m.通过在装填料空间底部摆放48个长×高×宽=0.2 m×0.1 m×0.05 m的木方来代表拉底空间，在实验过程中通过移除这些木方来模拟拉底开挖.

本次实验的几何相似常数α_l =100，容重相似常数α_γ =2.9/2.0=1.45，时间相似常数α_t=10，应力相似常数α_σ =10，在此实验条件下模型力学性能为（σ_c）_m=0.381~0.543 MPa，（σ_t）_m=0.027~0.044 MPa.E_m=0.1～0.9 GPa，拉压比在1/14～1/12之间.所采用的材料种类及其配比见表1.

2.2 实验方案设计

为对比采空区内部有矿柱和无矿柱时的覆岩冒落特征，本次实验设计两组方案：方案Ⅰ和方案Ⅱ.方案Ⅰ中以模型中轴线为界向左右两侧依次均匀开挖，不预留矿柱，每次在中轴线左右两侧各开挖1块木方，开挖间隔为10 min，直至模型发生初始冒落，记录此时的开挖跨度L值.方案Ⅰ代表了实际中对单一连续采空区采用诱导冒落技术均匀扩展其跨度使其自然冒落的处理方案.方案Ⅱ在开挖时先预留中央6块木方作为矿柱暂时不开挖，然后每间隔10 min在矿柱左右两侧各开挖1块木方，直至两侧空区的跨度之和加上矿柱宽度达到L，继而转为对矿柱进行开挖，每次在矿柱左右两侧各开挖1块木方，开挖间隔仍为10 min，直至矿柱被完全移除.方案Ⅱ表示通过诱导冒落技术消除相邻空区之间的矿柱，使相邻空区贯通后达到其临界冒落跨度而促使其发生冒落.

为监测两组实验方案在开挖时模型的受力情况，采用纸基丝式应变片粘贴在模型背面对模型进行应变监测，两组实验方案中模型的受力条件保持一致，即施加的垂直荷载为20 kN，对应的垂直应力为0.416 MPa，模拟的岩层埋深为140 m，两组实验方案中均不主动施加侧向水平压力.

2.3 实验结果分析

图4和图5分别展示了方案Ⅰ和方案Ⅱ开挖后冒落过程.方案Ⅰ中按照设计从模型中央依次左右两侧均匀开挖拉底，如图4a，4b所示，当模型开挖了11次后发生初始冒落，如图4c，4d所示，此时开挖跨度L=1.1 m.在方案Ⅱ中，首先在模型中央预留6个木方作为矿柱（宽度为0.3 m），如图5a所示，然后依次向矿柱左右两侧均匀扩展，当两侧空区跨度之和加上矿柱宽度达到1.1 m时转为对矿柱进行开挖，如图5b所示，当矿柱完全被移除后（采空区总跨度达到1.1 m）模型发生大规模冒落，如图5c和5d所示.

图6给出了两组方案在开挖过程中的应变演化曲线.如图6a所示，方案Ⅰ布置的3个横向应变片均受到了拉伸作用，越靠近采空区顶板横向变形越明显，测点1和测点2表现出随着开挖其应变量呈现明显的台阶式增长，表明方案Ⅰ中模型开挖后空区顶板在垂直荷载作用下受拉应力，且随着空区跨度的不断增加，顶板上拉应力不断增大，最终模型两帮剪应力达到其极限抗剪强度而发生破坏.如图6b所示，方案Ⅱ中3个垂向应变片均受压，且随着开挖进行其压缩曲线有明显的台阶特征，表明方案Ⅱ中随着开挖，矿柱上承受的压力越来越大，且在开始开挖矿柱后其压缩量显著增加，表明随着矿柱尺寸减小，矿柱承受的压力显著增大，矿柱的竖向变形也更大，展现了矿柱上能量的积蓄过程.

为直观对比方案Ⅰ和方案Ⅱ在冒落后的差异，对两组方案模型冒落后的状态进行了对比，如图7所示.在两组方案中模型的冒落均呈现出了明显的拱形形态.方案Ⅰ中模型达到初始冒落跨度1.1 m后，模型发生冒落，冒落的块体基本为完整的一块，经测量冒落拱高度为0.4 m，冒落角为49°~53°，该冒落拱的矢跨比（矢跨比用于表征拱的坦陡程度）S₁=F/L=0.4/1.1=0.36；在方案Ⅱ中，发生冒落时冒落体分散为6个大小不一的块体，冒落拱的高度为0.7 m，冒落角为65°~72°，该冒落拱的矢跨比S₂=F/L=0.7/1.1=0.64.可见，方案Ⅱ冒落拱的矢跨比大于方案Ⅰ，表明所形成的冒落拱拱形更陡，且总冒落量大于方案Ⅰ，但冒落的块度远小于方案Ⅰ.这主要是由于方案Ⅱ中随着开挖的进行，矿柱所承受的压力越来越大，使矿柱上方岩体发生变形和破坏，最终在矿柱上积蓄大量冒落能量，一旦矿柱被移除，冒落能量瞬间释放，模型发生冒落，且冒落的块体体积普遍较小.

实验结果表明，对于相邻采空区，矿柱的存在能够承载一定的能量积蓄，使矿柱上方覆岩在应力扰动作用下发生一定程度的变形和破坏.矿柱消除后，在原矿柱支撑应力扰动下，冒落块体整体较小，不易发生大规模整体冒落，可避免发生冲击气浪灾害，同时更有利于覆岩冒落的发展，保证采空区覆岩快速冒透地表.

3 相邻采空区诱导冒落覆岩断裂及冒落机理分析

3.1 数值模型构建

研究选择书记沟铁矿208采场1#采空区和2#采空区A-A剖面采空区形态及原位地质结构作为数值模拟分析模型（图8）.采用RFPA数值模拟软件进行分析，所构建的数值模型分析域为350 m×175 m，模型分为61 250个单元网格，模型顶部设置为自由面，其他边界进行法向位移约束，以开挖的方式形成1#采空区与2#采空区.为了突出节理在覆岩垮冒中的影响，将现场实际测得的∠72°和∠83°两组优势节理以随机分布的方式嵌入到模型中，文献［8］指出，近水平节理和两个接近正交的急倾斜节理组最有利于岩体断裂的发展，因此附加一条水平节理，更好展现出覆岩的断裂冒落发展特征.数值模拟所用岩体力学参数见表2.模型以准静态方式加载并达到平衡状态，计算分析过程假定为平面应变问题，数值模型如图9所示.

3.2 数值模拟结果分析

3.2.1 有矿柱支撑模拟结果

有矿柱支撑条件下数值模拟结果如图10所示.可以看出，随着采空区暴露时间的增加，在矿柱内及采空区顶板存在一定程度的裂隙发育区域，裂隙主要沿着节理产生（图10a）；高应力集中区域主要出现在矿柱内部及2#采空区帮角位置（图10b），说明此时矿柱已经积蓄一定能量而处于高应力状态，矿柱整体稳定性良好；拉伸损伤主要出现在矿柱内部及近采空区顶板覆岩中，剪切损伤主要出现在远离采空区顶板围岩中，损伤发展并未贯通（图10c）.结果表明，矿柱的存在一定程度上能够承载高应力作用，将相邻采空区隔离致使采空区暴露跨度达不到临界冒落跨度，可为采空区暂时稳定提供支撑.值得注意的是，一旦矿柱失稳，将导致其上覆岩层发生突然大规模的冒落，在没有准备的情况下，可能造成井下冒落冲击及地表大规模陷落致灾风险.

3.2.2 无矿柱支撑模拟结果

无矿柱支撑条件下数值模拟结果如图11和12所示.可以看出，当通过诱导冒落方法消除矿柱后，由于相邻采空区相互贯通，使采空区暴露跨度超过临界冒落跨度，导致采空区顶板开始发生冒落，并且使冒落呈现拱形发展特征（图11a）；此时，在冒落块体上方出现多个拱形应力集中区域（应力拱），应力拱下方覆岩冒落，而上方岩层虽然趋于失稳离层，但是并未发生明显的冒落（图11b）；采空区顶板覆岩的损伤区域发展更加明显，冒落区域的拉伸损伤完全贯通，趋于失稳离层区域的拉伸损伤并未贯通（图11c），说明拉伸损伤集中发育并彼此贯通是导致顶板覆岩冒落的主要因素，而应力拱的存在是保持其上覆岩层短暂稳定的主要因素.随着采空区暴露时间的持续增加，顶板覆岩裂隙继续向上发展，直至覆岩冒透地表（图12a）；此时顶板覆岩中的应力拱已经消散，仅在塌陷坑边界出现一定程度的应力集中（图12b）；整个冒落区域内的拉伸损伤已经完全贯通，并不断向远端扩展（图12c）.

3.3 相邻采空区诱导冒落覆岩断裂及冒落机理

基于数值模拟分析结果，相邻采空区矿柱的存在能够承载应力能量的积蓄，使得矿柱处于高应力集中状态，进而保证未达到临界冒落跨度的两个采空区顶板覆岩裂隙发育受到限制，使得采空区处于稳定状态而不发生冒落；通过诱导冒落方法消除相邻采空区间矿柱后，两个采空区贯通形成连续的大规模采空区，此时采空区暴露跨度超过了其临界冒落跨度，使采空区覆岩发生冒落，由于应力拱反复形成与消散，使得采空区上覆岩层呈现断续冒落特征，即应力拱下方岩层发生冒落，而其上方岩层虽然趋于失稳离层，但可以保持短暂的稳定，采空区上覆岩层内部拉伸损伤的发展与贯通是覆岩裂隙发育直至冒落的主要诱因，通过诱导冒落方法处理相邻采空区矿柱可以保证其上覆岩层顺利冒透地表，消除采空区潜在威胁.

4 现场工程实践

4.1 工程背景

书记沟铁矿矿体长50~500 m，平均厚度45 m，延深65～375 m，倾角60°~76°，属于典型的急倾斜厚大矿体，矿石平均品位（TFe）30.64%~38.38%.Ⅱ#井田208采场采用下盘斜井开拓，其中1 270，1 220 m两个阶段主要应用阶段矿房法采矿.在1 220 m阶段回采过程中，形成了1#与2#大小不等的采空区，两采空区之间存在厚度为12 m的隔离矿柱，采空区的剖面形态如图8所示.在1 220 m水平的出矿口，有采空区两侧的角闪岩出露，按截止品位放矿，已经达到放矿口不出空的程度.1#采空区高度与宽度分别为52，40 m，2#采空区高度与宽度分别为27，36 m.通过现场观测，两个相邻的采空区没有明显的冒落迹象.

通过实验室物理力学测定，采空区顶板覆岩的极限抗压强度为2 056~2 332 t/m²，覆岩容重为2.7 t/m³，1#采空区顶板埋深为73 m，2#采空区顶板埋深为98 m，将相关参数代入式（6），计算得到1#采空区极限冒落跨度为65.8~70.2 m，2#采空区极限冒落跨度为40.9~43.6 m.目前1#采空区实际暴露跨度为40 m，2#采空区实际暴露跨度为36 m.可以发现两个采空区的实际暴露跨度均未达到其极限冒落跨度，说明由于隔离矿柱的存在，1#与2#采空区均不会发生冒落，这与现场实际观测采空区顶板冒落情况相吻合.因此，急需对相邻采空区进行有效治理，以消除采空区威胁.

4.2 相邻采空区诱导冒落处理方法

通过前述分析，1#与2#采空区的存在状态属于典型的相邻采空区条件，由于两个采空区间存在12 m厚的隔离矿柱，致使采空区顶板悬而不冒，在无法预知的情况下容易造成井下采场大规模冲击及地表陷落致灾风险.而采空区处理的关键，在于保证顶板覆岩呈现多个块体顺利冒落.基于相似物理实验与数值模拟研究结果，两个采空区间的隔离矿柱顺序崩落后，可使两个采空区贯通成为一个大采空区，此时采空区暴露跨度可达88 m，超过了两个采空区的极限冒落跨度，顶板覆岩能够顺利垮冒.

因此，研究提出采用诱导冒落方法处理相邻采空区间矿柱，即在1 195 m分段水平布置诱导工程.如图13所示，将1 195 m分段矿柱及采空区底板开凿10条用于布置中深孔的措施巷道（诱导工程），巷道总长度约为120 m，在巷道中向矿柱内打设扇形中深孔进行爆破，中深孔数量及角度根据措施巷道所处位置的矿柱厚度而定，将矿柱顺次崩落，最终形成贯通的采空区.

4.3 现场实践效果

1） 采空区治理效果.针对研究提出的相邻采空区诱导冒落治理方法，在矿山进行了工程实践.在1 195 m分段布置诱导工程治理相邻采空区间柱后，随着相邻采空区的贯通，顶板覆岩发生持续冒落，并且冒落发展迅速达到地表，在地表形成直径约为90 m的椭圆形塌陷坑，塌陷坑边界并未超过所圈定的采动岩移界限，未对地表构成陷落危害，实现了相邻采空区利用诱导冒落方法的有效治理目标.

2） 经济效益分析.针对208采场相邻采空区条件，为了防止采空区顶板突然大规模垮冒可能造成的井下冲击及地表陷落致灾风险，矿山原计划采用集中崩落采空区顶板覆岩的治理方法，通过经济成本分析，该方法需要在采空区顶板所处的阶段水平布置大量切割及措施工程，设计崩落面积达0.23万m²，崩落岩石量为14.6万m³，施工成本达505.5万元.采用诱导冒落技术对相邻采空区矿柱进行处理后，仅需要在1 195 m分段布置约120 m长的措施进路（诱导工程），计划崩落岩石0.4万m³，施工成本为32.1万元，施工成本减少了93.65%，经济效益显著.

5 结 论

1） 构建了相邻采空区临界冒落跨度力学模型，计算得到书记沟铁矿208采场1#与2#采空区的临界冒落跨度分别为65.8~70.2 m与40.9 m~43.6 m，而1#采空区与2#采空区实际暴露跨度分别为40 m与36 m，两个采空区的实际暴露跨度均未达到其极限冒落跨度.由于隔离矿柱的存在，1#与2#采空区均不会发生冒落，急需对相邻采空区采取处理措施，以消除采空区威胁.

2） 通过对比分析单一采空区与相邻采空区覆岩冒落特征，相邻采空区冒落拱矢跨比更大，形成的冒落拱拱形更陡，总体冒落量更多，但冒落的块度体积更小，表明矿柱的存在使其本身所承受的压力越来越大，导致矿柱上方岩体发生变形和破坏，一旦矿柱被移除，冒落能量瞬间释放便发生多个失稳块体的零散冒落，不易发生大规模整体冒落，可避免发生冲击气浪灾害.

3） 通过诱导冒落方法消除相邻采空区间矿柱后，两个采空区贯通形成连续的大规模采空区，此时采空区暴露跨度超过了其临界冒落跨度，使采空区覆岩发生冒落，应力拱反复形成与消散使得采空区上覆岩层呈现断续冒落特征，采空区上覆岩层内部拉伸损伤的发展与贯通是覆岩裂隙发育直至冒落的主要诱因，通过诱导冒落方法处理相邻采空区矿柱可以保证其上覆岩层顺利冒透地表，消除采空区潜在威胁.

4） 对书记沟铁矿208采场相邻采空区实施诱导冒落后，采空区覆岩可顺利冒透地表，形成明显的塌陷坑，井下采场没有受到任何冒落冲击威胁，与原计划集中崩落顶板处理采空区相比，施工成本减少了93.65%，经济效益显著，实现了相邻采空区的安全有效治理.

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基金资助

国家科技重大专项(2024ZD1003804)

国家科技重大专项(2024ZD1003801)