1.湖南新田岭钨业有限公司 湖南郴州 423000；2.江西理工大学 资源与环境工程学院 江西赣州 341000；3.紫金矿业集团股份有限公司 福建上坑 364200
摘要：为了有效地治理地下遗留采空区，实现安全绿色开采的目标，对新田岭部分遗留采空群进行稳定性分析及治理。首先对采空区顶板稳定性进行理论计算并划分等级，其次针对不稳定采空区运用Flac3D数值模拟，从应力、位移、塑性区等方面对采空群进行稳定性分析，最后提出采空区分级治理方案。研究结果表明：250m中段211N3-1采空区处于支护区，采场顶板稳定性较差；250m中段211N3-1、211N4-2采空区，310m中段211N2-1采空区顶板岩层出现了拉破坏区；250中段211N3-1、211N6-1及211N7-3采空区较其它采空区而言，位移量稍大，稳定性较差；250m中段211N3-1、211N6-1采空区、310m中段211N2-1采空区，且以拉伸破坏为主，塑性区主要分布在采空区顶底板中。综合理论计算和数值模拟分析结果，对易失稳破坏采空区进行了综合治理，治理效果较好。
关键词：采空区；稳定性；理论计算；数值模拟；治理
随着矿山向深部开采，已存在的老采空区严重威胁着井下的安全开采。由于井下不规则开采，原岩应力重新分布，部分区域应力集中，呈现出极其复杂的受力状态。为了保障井下安全生产，对遗留采空区进行稳定性分析及相应治理均有重要的意义。
目前国内外运用理论计算和数值模拟对采空区稳定性分析进行了大量研究，并取得丰硕成果。张敏思等[7]通过理论计算采空区顶板厚度和临界跨度之间的关系，利用PFPA数值模拟了对采空区顶板损伤及垮塌过程；徐文彬等[1]运用理论计算分析了矿柱安全系数，并获得了采场破坏模型及失稳演化过程；何忠明[2]等利用Flac3D建立数值模型，根据厚度折减理论分析开挖后空区顶板应力、应变、塑性区分布情况；李夕兵等[3]结合工程实例，提出地下采空区顶板稳定性的综合安全评价方法；叶光祥等[4]进行了采空区探测、稳定性评价与治理方案研究；通过对采空区充填前后稳定性进行模拟分析，表明充填后有效改善了采空区及围岩的变形。
该工区有大量遗留空区群，局部出现顶板岩层冒落、开裂或片帮等现象，随开采范围和深度增大，遗留采空区对相邻矿房开采和地表沉陷均会产生影响。本文运用理论计算和数值模拟方法对各采空区顶板进行稳定性分析，并提出了采空区治理措施，以保证矿区安全生产。
1 工程概况
1.1矿体赋存及采矿方法
矿区开采矿体主要为211号矿体，矿体赋存标高为170m～430m，倾角约10°，长度约1600m，宽度约190～635m，最大厚度73.89m，最小厚度1.32m，平均厚度12.0m，矿体南高北低，向北倾伏，矿区采场垂直矿体走向布置，采场宽度为矿体水平厚度。
采矿方法为全面留矿采矿法，采用电耙出矿，中段高度为30m，顶底柱均为6m，间柱8～10m，底柱中布置出矿漏斗。开采过程中留设顶底柱和间柱，矿房和矿柱交替布置，留矿柱支撑采空区。
1.2采空群信息统计
本文主要分析小板垅工区+250中段、+310中段和+340中段部分采空区稳定性，共计16个采空区，顶板普遍为矽卡岩和灰岩。其中+250中段分析研究6个采空区，+310中段研究3个采空区，+340中段研究3个采空区。
2 采空区稳定性理论计算
为保证矿山安全生产，根据小板垅工区当前采空区现状，急需对其采空区稳定性进行稳定分析与安全分级研究，从而指导矿山现场回采及采空区治理工作。
2.1顶板稳定性计算
Mathews修正稳定性图解方法将顶板划分为稳定、不稳定和崩落三带，可用于预测采场的稳定性[17-18]。其计算公式如下：
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式中：
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：Mathews稳定性系数；
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：修正的Q值；A：岩石应力系数；B：节理方位系数；C：重力调整系数。
根据矿区地质情况和试验测定，其中矽卡岩Q’值为32.3，灰岩为4.76；节理方位系数B为0.2；重力调整系数C取2.1；A值为完整岩体的单轴抗压强度与平行开挖面的最大诱导应力的比值，其值选取见表1。
表1 采场岩石应力系数A值
Table 1 Stope rock stress coefficient A value
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按照以上计算公式，以及Mathews稳定性系数与水力半径的相关关系稳（图1），可得出采场顶板稳定性系数N和稳定状况下的容许水力半径HR，水力半径可用表面积除于暴露墙的周长的比值来表示，计算结果见表2。
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图1 Mathews稳定性系数与水力半径的相关关系图
Fig.1 Correlation between Mathews stability coefficient and hydraulic radius
表2 稳定性系数N和容许水力半径HR计算结果
Table 2 Calculation results of stability coefficient N and allowable hydraulic radius HR
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新田岭钨矿小板垅工区采矿方法主要为全面采矿法，根据采场的结构参数、矿体的产状和赋存条件分别计算各采空区的水力半径，将计算结果与顶板容许水力半径进行比较分析，以此确定采空区顶板稳定性状况，分析结果见表3。
表3 各中段采空区顶板稳定性分析结果
Table 3 Stability analysis results of goaf roof in each middle section
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由表3可知，340m中段211N5-1、211N7-3采空区，310m中段211N4-1、211N7-4采空区，250m中段211N4-5、211N8-1、211N9-1采空区以及顶板均处于稳定过渡区，采场整体顶板稳定性一般，应加强采空区的监测与维护，保证采空区的稳定性。而250m中段211N3-1采空区则处于支护区，采场顶板稳定性较差，应对采空区进行综合治理。
3 数值模拟
3.1模型建立
数值模拟软件选择目前岩土和采矿行业应用广泛的FLAC3D软件，采用摩尔-库仑本构模型。几何模型的范围为：x方向，38393570～38394501；y方向，2838730～2839793；z方向，+100m至地表，模型单元总数37.7万个。模型顶部地表为自由面，底部采用固定约束，四周采用水平位移约束，固定轴向位移。
3.2 参数选取
在岩体工程稳定性分析中，力学参数的选取对计算结果产生重大的影响，对岩体介质选取合适的岩体力学参数是保证计算可靠的重要条件。根据新田岭钨矿小板垅工区矿、围岩实验试验测定结果，模拟采用的材料物理力学参数见表4。
表4 数值模拟参数
Table 4 Numerical simulation parameters
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3.3结果分析
针对新田岭钨业有限公司该工区当前多中段、大规模采空区理论计算，进一步对稳定过渡区和支护区采空区进行数值模拟，通过模拟计算重现采空区形成过程及在当前采空区状态下各区域主应力、位移及塑性区的分布情况，并且提取关键位置的特征量进行分析研究，评价当前状态下主要采空区的稳定性状况。
3.3.1 应力分析
矿层的开采对应力场造成应力扰动，应力状态重新分布，采空区失稳实质原因为采矿工程破坏原岩应力，在周围岩体应力重新平衡的过程中，维持采空区稳定的部分围岩支撑矿柱会产生局部应力集中现象，当超过其强度极限时就会发生损伤、破坏，从而失去维持采空区稳定性的作用，范围较大就有可能导致采空区失稳。通过对各中段开挖区域的最大、最小主应力进行对比分析、提取关键位置监测点应力数据，作为判定采空区稳定性的评价依据，应力分布云图如图2所示。
（a）+250m中段211N3-1采空区最大-最小主应力云图
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图2 250中段部分采空区应力云图
Fig.2 Stress nephogram of goaf in each middle section
由图2可以看出，采空区最大主应力主要集中在开挖区域的边角位置以及采空区侧帮，最小主应力则主要集中在采空区顶底板中央。由于在数值模拟计算过程中，对所有采空区顶板中央均设置监测点，对最大、最小主应力进行实时监测，将模拟计算过程中各采空区顶板最大主应力（压应力）和最小主应力（拉应力）数据导出，并进行统计分析，如表5所示。
表5部分采空区顶板主应力统计
Table 5 Principal stress statistics of goaf roof
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根据模拟结果可知，采场开挖以后，岩体原有的平衡状态遭到破坏，开挖扰动使得应力重新分布，应力场发生了较大的改变，但各中段采空区应力分布特点大致相同，最小主应力主要分布在采空区顶底板的中央位置。由于采空区顶板暴露面中央的岩层受拉最大，岩层主要破坏形势为拉应力破坏特性，所以顶板所受拉应力将是影响采空区稳定性的主要因素。通过以上分析可知，大部分采空区顶板中央最小主应力均小于顶板岩体的极限抗拉强度，采空区稳定性较好，但250m中段211N3-1、211N3-5、211N4-2采空区，310m中段211N2-1采空区的顶板最小主应力都超过了顶板岩体的极限抗拉强度，顶板岩层将出现拉破坏区，随着拉破坏区的不断扩大，可能会引起采空区顶板冒落。另外340m中段采空区，250m中段211N6-1、211N7-3采空区顶板中央最小主应力接近顶板岩体的极限抗拉强度，采空区稳定性一般，存在围岩或顶板局部失稳的隐患，也应提高这一部分采空区的稳定性。
4 采空区治理及地压控制措施
采空区处理的实质就是要改变岩体内的应力集中，使岩体内的应力集中程度得以弱化，帮助岩体的应力重新达到一个相对平衡的状态，从而达到对地压力的控制和管理，确保采空区不再发生大的变形和塌陷，保证地表环境不受采空区的威胁，保证矿山生产安全。
采空区处理措施目前主要有崩落处理法、充填处理法、矿柱或人工柱支撑法、封闭法、隔离疏导法和联合处理法。根据数值模拟分析可以确定小板垅工区急需治理的采空区为250m中段211N3-1、211N4-2、211N6-1、211N7-3采空区，310m中段211N2-1采空区，340m中段211N5-1、211N7-3采空区。
通过理论计算对采空区顶板稳定性划分等级，250m中段211N3-1、211N3-5采空区处于支护区，采场顶板稳定性较差，采用锚网喷等柔性支护方案。使用20MnSi左旋螺纹钢树脂锚杆，锚杆直径为20mm，树脂锚固剂为CK超快型，龄期后锚固力达到105KN。锚杆参数为长度3.1m，间距1.5m。采空区顶板再喷射80~120mm厚混凝土，必要时配置钢筋网，进行锚网喷支护。
250m中段211N4-2、211N6-1、211N7-3采空区，310m中段211N2-1采空区，340m中段211N5-1、211N7-3采空区处于稳定过渡区，可能出现拉裂破坏。对这类采空区使用全尾砂充填法处理，充填料浆质量浓度为75%，灰砂比为1：20，自稳成型后可有效支撑采空区，保证矿柱安全回采，同时可防止地表下沉。
5 结论
（1）通过Mathews稳定性系数与水力半径关系，可将采空区顶板划分为稳定区、稳定过渡区和支护区，其中250m中段211N3-1采空区则处于支护区，采场顶板稳定性较差，应对采空区进行综合治理。
（2）该工区当前矿山现状下最大主应力-压应力程度普遍不高，但局部存在应力集中现象。采空区最大主应力主要集中在开挖区域的边角位置以及采空区侧帮，最小主应力则主要集中在采空区顶底板中央。
（3）采空区开挖过程中位移量并不大，主要分布在各采空区顶底板中央位置。通过对塑性区的分析可知，塑性区主要集中在采空区顶底板中，模拟计算过程正处于塑性流动状态且全部处于拉伸状态，没有出现剪切塑性区。
（4）根据采空区危险等级划分制定分级管理措施，对处于支护区和支护过渡区采空区采用锚网喷等柔性支护，处于稳定过渡区采空区采用胶结充填法处理，试验效果较好。
参考文献：
[1]徐文彬，宋卫东，谭玉叶，王东旭，王文景.金属矿山阶段嗣后充填采场空区破坏机理[J].煤炭学报，2012，37（S1）：53-58.
[2]何忠明，彭振斌，曹平，等.双层空区开挖顶板稳定性的FLAC3D数值分析[J].中南大学学报（自然科学版），2009，40（4）：1066-1071.
[3]李夕兵，李地元，赵国彦，周子龙，宫凤强.金属矿地下采空区探测、处理与安全评判[J].采矿与安全工程学报，2006（01）：24-29.
[4]叶光祥，周凌波，王忠盛，张树标，曾凡珍.赣南某钨矿采空区稳定性评价及治理技术方案[J].中国矿业，2020，29（S2）：336-339+343.