D0I:10.13374/i.issm1001t63.2010.02.002 第32卷第2期 北京科技大学学报 Vol 32 No 2 2010年2月 Journal of Un iversity of Science and Technobgy Beijing Fb2010 深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 宋卫东杜建华杨幸才)Dwayne D Tannan 1)北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083 2)加拿大不列颠哥伦比亚大学（奥克那根分校）工程学院，基洛纳V1V1V7,加拿大 摘要以大治铁矿为工程背景，采用相似材料模型实验和数值模拟计算相结合的方法，对深凹露天转地下开采高陡边坡的 变形和破坏规律进行了系统研究.首先，模型相似实验中，采用百分表、压力传感器和近景摄影测量等手段监测模型的应力应 变和破坏特征，对围岩位移和破坏裂纹进行系统分析，揭示了高陡边坡的变形和破坏基本规律.其次，采用有限差分软件，从 地表沉降量、应力值变化和塑性区分布等方面与相似材料实验结果进行了对比分析·结果表明，高边坡竖向最大沉降为28.2 m,围岩破坏程度随着开采深度的增加递增，塑性区范围不断扩大，剪切破坏主要集中在两侧边坡的边脚部位.相似模型实 验和数值模拟相结合可以较好地揭示深凹露天转地下开采过程中高陡边坡的变形和破坏基本特征，是一种较好的理论研究 方法。 关键词地下开采；露天矿：高陡边坡：变形与破坏；模型实验 分类号TD325 Defom ation and failure of a high steep slope due to transfom ation from deep open pit to underground m in ing SONG Wei dong,DU JianThua,YANG Xing-ca,Dwayne D Tannan 1)School of Civil and Envimrmental Engneering University of Science and Technology Beijng Beijing 100083 China 2)School of Engineering University of British ColmbiaOkanagan Kelowna VIV IV7,Canada ABSTRACT The defomation and failure law of a high steep slope durng transfomation from deep open pit to underground m ining using sin ilarmaterial physicalmodels and numerical siulation was researched w ith Daye Iron M ine as an example The sin ilarmate- rial physicalmodel was monitored w ith stress sensors dialgauge displacem ent sensors and close-range photogrammetry methods to ob- tain the failre and stress"strain characteristics Systematic analysis was made on displacement and cmack failure of surrounding mock to discover the basic defomation and failre law of the high steep slope The stress distrbutions surface subsilence and plastic zones predicted by a finitedifference numericalmodel were compared with those measured from the si ilar material model experment The results indicate that the maxmnum vertical settlment of the high steep slpe is 28.2mm.The extent of damnage and the plastic zone in- crease with the m ning depth increasing The shear failre of the mock massmainly appears at the foot of the wo sies slopes The can- bination of si ilarmodeling and numericalmodeling is a good soltion for research on the basic characteristics of rock mass defomation and failure of high-steep slopes durng transfomation fran deep openpit to underground m ining KEY WORDS underground m ining open pit steep slope defomation and failures model experin ent 随着露天开采深度的增加，露天坑越来越深，开 国内许多露天矿山相继转入地下开采，如眼前山铁 采难度越来越大，剥采比明显变大，矿石的开采成本 矿、石人沟铁矿、大石河铁矿和密云铁矿，露天开采 不断提高，高陡边坡问题也变得越来越严重，开采的 平稳过渡到地下开采最为关键的岩石力学技术难题 安全性面临众多挑战，这就需要转入地下开采，露 是：露天开采时期的大规模开挖，对露天坑周围岩体 天转地下开采过程中涉及很多技术问题1-②)，目前， 形成较大的应力扰动，局部产生应力集中现象，在 收稿日期：2009-03-23 基金项目：十一五国家科技支撑重大计划资助项目(No2006BAB02A02) 作者简介：宋卫东(196G)男，教授，博士生导师，Email se0mw@ust edu en
第 32卷 第 2期 2010年 2月 北 京 科 技 大 学 学 报 ＪｏｕｒｎａｌｏｆＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＢｅｉｊｉｎｇ Ｖｏｌ．32Ｎｏ．2 Ｆｅｂ．2010 深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 宋卫东 1） 杜建华 1） 杨幸才 1） ＤｗａｙｎｅＤＴａｎｎａｎｔ 2） 1） 北京科技大学土木与环境工程学院北京 100083 2） 加拿大不列颠哥伦比亚大学 （奥克那根分校 ）工程学院基洛纳 Ｖ1Ｖ1Ｖ7加拿大 摘 要 以大冶铁矿为工程背景采用相似材料模型实验和数值模拟计算相结合的方法对深凹露天转地下开采高陡边坡的 变形和破坏规律进行了系统研究．首先模型相似实验中采用百分表、压力传感器和近景摄影测量等手段监测模型的应力应 变和破坏特征对围岩位移和破坏裂纹进行系统分析揭示了高陡边坡的变形和破坏基本规律．其次采用有限差分软件从 地表沉降量、应力值变化和塑性区分布等方面与相似材料实验结果进行了对比分析．结果表明高边坡竖向最大沉降为 28∙2 ｍｍ围岩破坏程度随着开采深度的增加递增塑性区范围不断扩大剪切破坏主要集中在两侧边坡的边脚部位．相似模型实 验和数值模拟相结合可以较好地揭示深凹露天转地下开采过程中高陡边坡的变形和破坏基本特征是一种较好的理论研究 方法． 关键词 地下开采；露天矿；高陡边坡；变形与破坏；模型实验 分类号 ＴＤ325 Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎａｎｄｆａｉｌｕｒｅｏｆａｈｉｇｈｓｔｅｅｐｓｌｏｐｅｄｕｅｔｏｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎｆｒｏｍ ｄｅｅｐ ｏｐｅｎ-ｐｉｔｔｏｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ ＳＯＮＧＷｅｉ-ｄｏｎｇ 1）ＤＵＪｉａｎ-ｈｕａ 1）ＹＡＮＧＸｉｎｇ-ｃａｉ 1）ＤｗａｙｎｅＤＴａｎｎａｎｔ 2） 1） ＳｃｈｏｏｌｏｆＣｉｖｉｌａｎｄＥｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＢｅｉｊｉｎｇＢｅｉｊｉｎｇ100083Ｃｈｉｎａ 2） ＳｃｈｏｏｌｏｆＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＢｒｉｔｉｓｈＣｏｌｕｍｂｉａ-ＯｋａｎａｇａｎＫｅｌｏｗｎａＶ1Ｖ1Ｖ7Ｃａｎａｄａ ＡＢＳＴＲＡＣＴ Ｔｈｅｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎａｎｄｆａｉｌｕｒｅｌａｗｏｆａｈｉｇｈｓｔｅｅｐｓｌｏｐｅｄｕｒｉｎｇｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎｆｒｏｍｄｅｅｐｏｐｅｎ-ｐｉｔｔｏｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ ｕｓｉｎｇｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅｒｉａｌｐｈｙｓｉｃａｌｍｏｄｅｌｓａｎｄｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｗａｓｒｅｓｅａｒｃｈｅｄｗｉｔｈＤａｙｅＩｒｏｎＭｉｎｅａｓａｎｅｘａｍｐｌｅ．Ｔｈｅｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅ- ｒｉａｌｐｈｙｓｉｃａｌｍｏｄｅｌｗａｓｍｏｎｉｔｏｒｅｄｗｉｔｈｓｔｒｅｓｓｓｅｎｓｏｒｓｄｉａｌ-ｇａｕｇｅｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｓｅｎｓｏｒｓａｎｄｃｌｏｓｅ-ｒａｎｇｅｐｈｏｔｏｇｒａｍｍｅｔｒｙｍｅｔｈｏｄｓｔｏｏｂ- ｔａｉｎｔｈｅｆａｉｌｕｒｅａｎｄｓｔｒｅｓｓ-ｓｔｒａｉｎｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ．Ｓｙｓｔｅｍａｔｉｃａｎａｌｙｓｉｓｗａｓｍａｄｅｏｎｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔａｎｄｃｒａｃｋｆａｉｌｕｒｅｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｔｏ ｄｉｓｃｏｖｅｒｔｈｅｂａｓｉｃｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎａｎｄｆａｉｌｕｒｅｌａｗｏｆｔｈｅｈｉｇｈｓｔｅｅｐｓｌｏｐｅ．Ｔｈｅｓｔｒｅｓｓｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｓｓｕｒｆａｃｅｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅａｎｄｐｌａｓｔｉｃｚｏｎｅｓ ｐｒｅｄｉｃｔｅｄｂｙａｆｉｎｉｔｅ-ｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅｎｕｍｅｒｉｃａｌｍｏｄｅｌｗｅｒｅｃｏｍｐａｒｅｄｗｉｔｈｔｈｏｓｅｍｅａｓｕｒｅｄｆｒｏｍｔｈｅｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅｒｉａｌｍｏｄｅｌｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ．Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓｉｎｄｉｃａｔｅｔｈａｔｔｈｅｍａｘｉｍｕｍｖｅｒｔｉｃａｌｓｅｔｔｌｅｍｅｎｔｏｆｔｈｅｈｉｇｈｓｔｅｅｐｓｌｏｐｅｉｓ28∙2ｍｍ．Ｔｈｅｅｘｔｅｎｔｏｆｄａｍａｇｅａｎｄｔｈｅｐｌａｓｔｉｃｚｏｎｅｉｎ- ｃｒｅａｓｅｗｉｔｈｔｈｅｍｉｎｉｎｇｄｅｐｔｈｉｎｃｒｅａｓｉｎｇ．Ｔｈｅｓｈｅａｒｆａｉｌｕｒｅｏｆｔｈｅｒｏｃｋｍａｓｓｍａｉｎｌｙａｐｐｅａｒｓａｔｔｈｅｆｏｏｔｏｆｔｈｅｔｗｏｓｉｄｅｓｓｌｏｐｅｓ．Ｔｈｅｃｏｍ- ｂｉｎａｔｉｏｎｏｆｓｉｍｉｌａｒｍｏｄｅｌｉｎｇａｎｄｎｕｍｅｒｉｃａｌｍｏｄｅｌｉｎｇｉｓａｇｏｏｄｓｏｌｕｔｉｏｎｆｏｒｒｅｓｅａｒｃｈｏｎｔｈｅｂａｓｉｃｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｒｏｃｋｍａｓｓｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄｆａｉｌｕｒｅｏｆｈｉｇｈ-ｓｔｅｅｐｓｌｏｐｅｓｄｕｒｉｎｇｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎｆｒｏｍｄｅｅｐｏｐｅｎ-ｐｉｔｔｏｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ． ＫＥＹＷＯＲＤＳ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ；ｏｐｅｎｐｉｔｓｔｅｅｐｓｌｏｐｅ；ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎａｎｄｆａｉｌｕｒｅ；ｍｏｄｅｌｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ 收稿日期：2009--03--23 基金项目：“十一五 ”国家科技支撑重大计划资助项目 （Ｎｏ．2006ＢＡＢ02Ａ02） 作者简介：宋卫东 （1966— ）男教授博士生导师Ｅ-ｍａｉｌ：ｓｏｎｇｗｄ＠ｕｓｔｂ．ｅｄｕ．ｃｎ 随着露天开采深度的增加露天坑越来越深开 采难度越来越大剥采比明显变大矿石的开采成本 不断提高高陡边坡问题也变得越来越严重开采的 安全性面临众多挑战这就需要转入地下开采．露 天转地下开采过程中涉及很多技术问题 ［1--2］．目前 国内许多露天矿山相继转入地下开采如眼前山铁 矿、石人沟铁矿、大石河铁矿和密云铁矿．露天开采 平稳过渡到地下开采最为关键的岩石力学技术难题 是：露天开采时期的大规模开挖对露天坑周围岩体 形成较大的应力扰动局部产生应力集中现象．在 DOI :10．13374／j．issn1001—053x．2010．02．002
.146 北京科技大学学报 第32卷 此基础上进行地下开采，将形成更为复杂的次生应 预计山 力场，引起边坡围岩的进一步变形和破坏，甚至出现 1.1.1模型剖面和尺寸确定 滑坡失稳和巷道变形破坏等地压灾害3 由于边坡稳定性计算一般可以简化为平面应变 解决矿山岩石力学问题常用的数值模拟分析方 问题，用平面计算结果近似代替三维结果，模拟剖面 法是建立在客观反映原型和模拟开挖过程力学效应 的选取要尽量垂直于边坡坡面，要与矿体和采准工 的基础上，越来越多被用于采矿覆盖岩层移动的数 程建立必要联系，要符合露天转地下总体研究的要 值模拟和地表变形预测，很多学者对露天转地下开 求，所以，选取完整切割高陡边坡和矿体中部的1一2 采的工程问题进行数值模拟分析)：任高峰等采 地质剖面为研究对象， 用三维有限单元法分析了大治铁矿东露天转地下首 模型实验台由三大系统构成，即框架系统、加载 采段开挖对露天边坡的稳定性影响[⑧]：何姣云等结 系统和测试系统，框架系统规格为4.2m× 合现场测试和有限元软件，对大冶铁矿东露天转地 0.25m×1.2m,通过加载可以模拟采深500m以上 下无底柱分段崩落法回采挂帮矿爆破对露天边坡的 的采场 影响进行了研究[：韩放等通过三维数值模拟，揭 根据采场地质柱状图、岩石物理力学性质等有 示了露天边坡内地下开采场周围和边坡的力学 关地质采矿资料，以及框架系统的几何尺寸，确定本 环境[o 实验原型截面尺寸为600m×240m采用的几何比 数值模拟并不能完整准确地反映采动而引起的 为C1=200,其模型尺寸3000mm×1200mm,如 岩层运动，而物理相似模拟实验凭借其能够准确再 图1所示，1200mm以上边坡根据相似原理换算为 现采动过程中岩层运动、破坏方面的优势，可以有效 压力，采用压重物实现 弥补数值模拟的不足Ⅲ-.陈忠辉等研究了综采 顶板顶煤变形和破坏规律，将计算结果与物理模拟 2000 N7E 2000 和实测结果比较，认为用FLAC有限差分软件进行 1500 模拟开采覆岩的变形和破坏是符合矿山工程实际的 压重压重 压重不压重，1500 1200 1200 数值计算方法]：芮勇勤等用模型实验和FLAC数 1000 +0 1000 值模型分析了开挖引起的边坡的变形、破坏发展及 其破坏机制，其成果应用于工程实际. 500 500 大冶铁矿露天转地下开采围岩受地质构造、大 25 1000 2000 3000 气降水、井工开采和露天开采等因素的综合影响，开 图1相似材料模型设计图（单位：mm) 采工程地质环境及地应力非常复杂，目前已由露天 Fig 1 Plan of the si ilarmaterialmodel (unit mm) 转入地下开采，再次开采扰动将在岩体内部形成更 为复杂的应力场，边坡及采场的稳定性更是矿区关 1.1.2模型设计与制作 模型中部为铁矿体(Fe),左边部分为大理岩 注的焦点，因此，本文以大冶铁矿狮子山矿体两侧 的高陡边坡为研究对象，应用相似材料模拟实验的 (Td),右边部分为闪长岩(BD),坡脚回填体(Qh), 方法，对复杂应力场条件下的地压显现力学机制和 断层(F25),表1给出了模拟岩层的名称、相关的物 理力学等基本参数 地下岩层变形机理进行研究，并应用有限差分软件 对物理模拟剖面进行数值模拟，作为印证和补充，旨 表1主要岩类及断层的力学性质 在对大冶铁矿地下开采高陡边坡变形破坏进行分 Table I Rock and fault mechanical pmoperties 析，揭示露天转地下开采产生的次生应力场对边坡 岩层 Y/ E/ o,o./C/÷/ 名称(kNm3)GPa MPa MPa MPa(°) 围岩力学机理的影响，总结其变形破坏的规律，对矿 Fe 41.2 15.60.2711.1187.490.3542.0 区安全生产具有重要指导作用， Td 27.018.00.206.9953.930.3233.0 BD 27.020.00.2813.33105.090.5040.0 1相似材料模拟实验 Oh 20.0 0.010.010 0 0.07527.0 F25 23.07.00.305.2715.710.0525.0 1.1模型制作 注：Y为容重，E为弹模，“为泊松比，σ，为抗拉强度，0。为抗压 本文根据相似第三定律制作模型，利用相似第 强度，C为内聚力，中为内摩擦角 二定律对观测数据进行处理，应用相似第一定律和 相似第二定律进行实际岩层和地表移动变形 岩体的抗压强度需要用点荷载抗压强度转换
北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 此基础上进行地下开采将形成更为复杂的次生应 力场引起边坡围岩的进一步变形和破坏甚至出现 滑坡失稳和巷道变形破坏等地压灾害 ［3--4］． 解决矿山岩石力学问题常用的数值模拟分析方 法是建立在客观反映原型和模拟开挖过程力学效应 的基础上越来越多被用于采矿覆盖岩层移动的数 值模拟和地表变形预测．很多学者对露天转地下开 采的工程问题进行数值模拟分析 ［5--7］；任高峰等采 用三维有限单元法分析了大冶铁矿东露天转地下首 采段开挖对露天边坡的稳定性影响 ［8］；何姣云等结 合现场测试和有限元软件对大冶铁矿东露天转地 下无底柱分段崩落法回采挂帮矿爆破对露天边坡的 影响进行了研究 ［9］；韩放等通过三维数值模拟揭 示了露天边坡内地下开采场周围和边坡的力学 环境 ［10］． 数值模拟并不能完整准确地反映采动而引起的 岩层运动而物理相似模拟实验凭借其能够准确再 现采动过程中岩层运动、破坏方面的优势可以有效 弥补数值模拟的不足 ［11--12］．陈忠辉等研究了综采 顶板顶煤变形和破坏规律将计算结果与物理模拟 和实测结果比较认为用 ＦＬＡＣ有限差分软件进行 模拟开采覆岩的变形和破坏是符合矿山工程实际的 数值计算方法 ［13］；芮勇勤等用模型实验和 ＦＬＡＣ数 值模型分析了开挖引起的边坡的变形、破坏发展及 其破坏机制其成果应用于工程实际 ［14］． 大冶铁矿露天转地下开采围岩受地质构造、大 气降水、井工开采和露天开采等因素的综合影响开 采工程地质环境及地应力非常复杂．目前已由露天 转入地下开采再次开采扰动将在岩体内部形成更 为复杂的应力场边坡及采场的稳定性更是矿区关 注的焦点．因此本文以大冶铁矿狮子山矿体两侧 的高陡边坡为研究对象应用相似材料模拟实验的 方法对复杂应力场条件下的地压显现力学机制和 地下岩层变形机理进行研究并应用有限差分软件 对物理模拟剖面进行数值模拟作为印证和补充旨 在对大冶铁矿地下开采高陡边坡变形破坏进行分 析揭示露天转地下开采产生的次生应力场对边坡 围岩力学机理的影响总结其变形破坏的规律对矿 区安全生产具有重要指导作用． 1 相似材料模拟实验 1∙1 模型制作 本文根据相似第三定律制作模型利用相似第 二定律对观测数据进行处理应用相似第一定律和 相 似 第 二 定 律 进 行 实 际 岩 层 和 地 表 移 动 变 形 预计 ［11］． 1∙1∙1 模型剖面和尺寸确定 由于边坡稳定性计算一般可以简化为平面应变 问题用平面计算结果近似代替三维结果模拟剖面 的选取要尽量垂直于边坡坡面要与矿体和采准工 程建立必要联系要符合露天转地下总体研究的要 求所以选取完整切割高陡边坡和矿体中部的Ⅰ--2 地质剖面为研究对象． 模型实验台由三大系统构成即框架系统、加载 系统 和 测 试 系 统． 框 架 系 统 规 格 为 4∙2ｍ× 0∙25ｍ×1∙2ｍ通过加载可以模拟采深 500ｍ以上 的采场． 根据采场地质柱状图、岩石物理力学性质等有 关地质采矿资料以及框架系统的几何尺寸确定本 实验原型截面尺寸为 600ｍ×240ｍ采用的几何比 为 Ｃ1 ＝200其模型尺寸3000ｍｍ×1200ｍｍ如 图 1所示1200ｍｍ以上边坡根据相似原理换算为 压力采用压重物实现． 图 1 相似材料模型设计图 （单位：ｍｍ） Ｆｉｇ．1 Ｐｌａｎｏｆｔｈｅｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅｒｉａｌｍｏｄｅｌ（ｕｎｉｔ：ｍｍ） 1∙1∙2 模型设计与制作 模型中部为铁矿体 （Ｆｅ）左边部分为大理岩 （Ｔｄ）右边部分为闪长岩 （ＢＤ）坡脚回填体 （Ｑｈ） 断层 （Ｆ25）．表 1给出了模拟岩层的名称、相关的物 理力学等基本参数． 表 1 主要岩类及断层的力学性质 Ｔａｂｌｅ1 Ｒｏｃｋａｎｄｆａｕｌｔｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ 岩层 名称 γ／ （ｋＮ·ｍ—3） Ｅ／ ＧＰａ μ σｔ／ ＭＰａ σｃ／ ＭＰａ Ｃ／ ＭＰａ ●／ （°） Ｆｅ 41∙2 15∙6 0∙27 11∙11 87∙49 0∙35 42∙0 Ｔｄ 27∙0 18∙0 0∙20 6∙99 53∙93 0∙32 33∙0 ＢＤ 27∙0 20∙0 0∙28 13∙33105∙09 0∙50 40∙0 Ｑｈ 20∙0 0∙01 0∙01 0 0 0∙075 27∙0 Ｆ25 23∙0 7∙0 0∙30 5∙27 15∙71 0∙05 25∙0 注：γ为容重Ｅ为弹模μ为泊松比σｔ为抗拉强度σｃ为抗压 强度Ｃ为内聚力●为内摩擦角． 岩体的抗压强度需要用点荷载抗压强度转换 ·146·
第2期 宋卫东等：深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 .147 先从点荷载抗压强度转换为饱和单轴抗压强度，见 重的1A.按照设计配比制作12个试件，进行单轴 下式 抗压实验，以检验配比是否适合，各种材料配比及 R.=22.82t5k (1) 试件误差见表3经对比可看出，试件抗压强度和弹 式中，R为饱和单轴抗压强度，【(0k为修正后的标 性模量的实验结果符合设计值要求 准试件点荷载强度， 表2模型物理参数 再从饱和单轴抗压强度通过岩体完整系数转换 Table 2 Model physical parameters 为岩体抗压强度， 容重，Y/ 弹性模量 抗压强度， 岩层 实验采用河沙、碳酸钙和石膏，模拟容重范围为 (m3) E/GPa o。MPa 名称 15.0~16.0kN·m3,选取模型的容重比C.= 原型模型 原型模型原型模型 1.7,应力比C。和弹性模量比C可计算得出 Fe 41.2 24.2 15.60 45.88 87.49257.32 Td 27.0 15.9 18.0052.9453.93158.62 C,=CE=C1C,=200×1.7=340 BD 27.0 15.9 20.00 58.82105.09 309.01 计算得到模型的物理参数如表2选取河沙、碳 F25 23.0 13.5 7.0020.5915.7046.21 酸钙和石膏的相似材料配比，使用的水量为三者总 表3材料相似配比及试件误差 Table 3 Proportion of sim ilarmaterials and eror of specinens 岩层名称 配比 容重，y(kNm-3) 模型EMPa E的相对误差% 模型o。kPa c.的相对误差% Fe 6:2:8 24.2 45.88 -2.16 257.3 十3.77 Td 7:73 15.9 52.94 -5.95 158.6 +0.79 BD 7:3:7 15.9 58.82 -1.52 309.0 -1.62 1.2实验分析 化；用高像素数码照相机进行近景摄影来监测围岩 1.2.1监测手段 位移.共使用4个百分表、14个应力盒和75个摄影 采用三种工具对模型实验进行监测：用百分表 测量点，监测点布置如图2 监测模型地表沉降；用压力传感器测量围岩应力变 1200 1200 2表1 表4 1000 表2 表3 1000 a 0 0 盒 0盒3 o盒5 500 盒图 2525 500 0盒7 125 口摄像监测点 又百分表监测点 F25 11 盒2 ■摄像监测+应力监测点 2下盘运输巷 0 500 1000 1500 2000 2500 图2相似材料模型监测点布置图（单位：mm) Fig2 Location ofmonitoring points in the si ilarmateralmodel (unit mm) 1.2.2开采方案 1.2.3数据整理及分析 根据工程实际情况以及相似时间比，模型开挖 (1)坡面沉降分析，坡面沉降值采用百分表测 设计为15步.第1步开采至士0m水平形成边坡， 得，图3为百分表数据曲线图.可以看出：①高边坡 第2步开采至-24m水平，第3步开采至一48m水 竖向位移高于低边坡一侧，北坡十24m台阶沉降最 平，以后每步开采12m,监测内容包括实时应力监 大，为28.2mm,折合实际为5.64m,南坡士0m台阶 测、开挖前后拍照和百分表读数等 沉降最小，为15.6mm,折合实际为3.12m②前5
第 2期 宋卫东等： 深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 先从点荷载抗压强度转换为饱和单轴抗压强度见 下式． Ｒｃ＝22∙82Ｉ 0∙75 ｓ（50）ｋ （1） 式中Ｒｃ为饱和单轴抗压强度Ｉｓ（50）ｋ为修正后的标 准试件点荷载强度． 再从饱和单轴抗压强度通过岩体完整系数转换 为岩体抗压强度． 实验采用河沙、碳酸钙和石膏模拟容重范围为 15∙0～16∙0ｋＮ·ｍ —3选 取 模 型 的 容 重 比 Ｃｒ ＝ 1∙7 ［15］应力比 Ｃσ 和弹性模量比 ＣＥ 可计算得出 Ｃσ ＝ＣＥ ＝Ｃ1Ｃｒ＝200×1∙7＝340． 计算得到模型的物理参数如表2．选取河沙、碳 酸钙和石膏的相似材料配比使用的水量为三者总 重的 1／9．按照设计配比制作 12个试件进行单轴 抗压实验以检验配比是否适合．各种材料配比及 试件误差见表3．经对比可看出试件抗压强度和弹 性模量的实验结果符合设计值要求． 表 2 模型物理参数 Ｔａｂｌｅ2 Ｍｏｄｅｌｐｈｙｓｉｃａｌｐａｒａｍｅｔｅｒｓ 岩层 名称 容重γ／ （ｋＮ·ｍ—3） 弹性模量 Ｅ／ＧＰａ 抗压强度 σｃ／ＭＰａ 原型 模型 原型 模型 原型 模型 Ｆｅ 41∙2 24∙2 15∙60 45∙88 87∙49 257∙32 Ｔｄ 27∙0 15∙9 18∙00 52∙94 53∙93 158∙62 ＢＤ 27∙0 15∙9 20∙00 58∙82 105∙09 309∙01 Ｆ25 23∙0 13∙5 7∙00 20∙59 15∙70 46∙21 表 3 材料相似配比及试件误差 Ｔａｂｌｅ3 Ｐｒｏｐｏｒｔｉｏｎｏｆｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅｒｉａｌｓａｎｄｅｒｒｏｒｏｆｓｐｅｃｉｍｅｎｓ 岩层名称 配比 容重γ／（ｋＮ·ｍ—3） 模型 Ｅ／ＭＰａ Ｅ的相对误差／％ 模型 σｃ／ｋＰａ σｃ的相对误差／％ Ｆｅ 6∶2∶8 24∙2 45∙88 —2∙16 257∙3 ＋3∙77 Ｔｄ 7∶7∶3 15∙9 52∙94 —5∙95 158∙6 ＋0∙79 ＢＤ 7∶3∶7 15∙9 58∙82 —1∙52 309∙0 —1∙62 1∙2 实验分析 1∙2∙1 监测手段 采用三种工具对模型实验进行监测：用百分表 监测模型地表沉降；用压力传感器测量围岩应力变 化；用高像素数码照相机进行近景摄影来监测围岩 位移．共使用 4个百分表、14个应力盒和 75个摄影 测量点监测点布置如图 2． 图 2 相似材料模型监测点布置图 （单位：ｍｍ） Ｆｉｇ．2 Ｌｏｃａｔｉｏｎｏｆｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｐｏｉｎｔｓｉｎｔｈｅｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅｒｉａｌｍｏｄｅｌ（ｕｎｉｔ：ｍｍ） 1∙2∙2 开采方案 根据工程实际情况以及相似时间比模型开挖 设计为 15步．第 1步开采至 ±0ｍ水平形成边坡 第 2步开采至 —24ｍ水平第 3步开采至 —48ｍ水 平以后每步开采 12ｍ．监测内容包括实时应力监 测、开挖前后拍照和百分表读数等． 1∙2∙3 数据整理及分析 （1） 坡面沉降分析．坡面沉降值采用百分表测 得图3为百分表数据曲线图．可以看出：① 高边坡 竖向位移高于低边坡一侧北坡 ＋24ｍ台阶沉降最 大为 28∙2ｍｍ折合实际为 5∙64ｍ南坡 ±0ｍ台阶 沉降最小为 15∙6ｍｍ折合实际为 3∙12ｍ；② 前 5 ·147·
.148 北京科技大学学报 第32卷 步的位移几乎不变，以后位移速度开始加快，此时开 矢量均指向采空区，断层F25附近的位移较大，下盘 采深度为一72m:③开采到第13步，也就是开采深 岩体位移与其他区域相比较小；②主要变形以垂直 度超过一168m水平后，沉降速度变得平缓. 位移为主，水平位移较小，仅采空区两侧的水平位移 30 相对较大；③坡面垂直位移大致由上往下逐渐减 25 ·-百分表1 少，由两侧向采空区中间逐渐变大；坡面水平位移大 一百分表2 致由上往下逐渐减少，在采空区两侧的水平位移相 百分表3 15 “一百分表4 对较大， 1200 1200 100 1000 0 7 111315 开挖步骤 图3百分表数据曲线 Fig 3 Data measured by dial gauges 500 (2)围岩应力分析.围岩应力变化通过应力盒 测得，所测得数据为当前应力作用下应变片的应变 0 F25 值，其值与应力成正比但不代表应力绝对值，图4为 500 1000 1500 2000 图5位移矢量累加图（单位：mm) 应力盒变化曲线，由于篇幅限制，只给出模型上部 Fig 5 Cumulative displacement vectors unit mm) (盒1和盒2)、中部（盒7和盒8）和下部（盒13和 盒14)三组应力盒曲线，由应力盒曲线可以得出： (4)围岩破坏裂纹分析，由近景摄影测量可以 ①应力曲线都有一个平缓→急速下降→平缓的应 得到围岩破坏裂纹照片如图6所示，可以得出： 力释放过程：②对照应力盒各自所在的位置，发现 ①围岩破坏程度随着开采深度递增，随着开采深度 急速下降出现的时间与所在位置密切相关，当开 的不同，上下盘错动角有明显的变化，其中，开采至 采工作平面到达应力盒所在水平，应力会有略微 一84m水平时，上盘错动角为69°，下盘错动角为 上升，到达下水平后应力开始急速下降；③所在位 71°；开采至一120m水平时，上下盘错动角均为 置越深的应力释放越晚，释放量越大，释放过程越 72°；开采至一156m水平时，上盘错动角为70？下盘 激烈 错动角为68°；开采至一192m水平时，上盘错动角 200 为72，下盘错动角为68：即上盘错动角随开采深 +盒1 一盒2 100 ★盒7量盒8 度增加而提高，下盘错动角变化受F25断层和矿体 *盒13+盒14 倾斜状态影响，表现出先升高再降低的规律.②由 -100 -200 -300 400 6 9 12 15 开挖步骤 a 图4围岩应力变化趋势 Fig 4 Variation trend of surmounding mock stress 围岩应力变化规律很好地体现了开挖后应力的 释放过程：首先，开挖引起的应力释放主要位于当前 开挖分层的上部围岩；其次，当前分层开采后，对应 位置应力向空区两侧围岩转移，引起周边围岩应力 d 升高；再次，该分层下部围岩应力释放效应较弱，距 图6模型开裂和破坏图.(a)右侧坡脚：(b)左侧坡脚；(c)右 离越远效果越弱， 侧台阶：(d)左侧台阶 (3)围岩位移分析.图5为近景摄影测量得到 Fig 6 Cracking and failure n the model (a)right toe of the slope 的位移矢量累加图.由图可看出：①位移场的位移 (b)left toe of the sbpes (c)right stage (d)left stage
北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 步的位移几乎不变以后位移速度开始加快此时开 采深度为 —72ｍ；③ 开采到第 13步也就是开采深 度超过 —168ｍ水平后沉降速度变得平缓． 图 3 百分表数据曲线 Ｆｉｇ．3 Ｄａｔａｍｅａｓｕｒｅｄｂｙｄｉａｌｇａｕｇｅｓ （2） 围岩应力分析．围岩应力变化通过应力盒 测得所测得数据为当前应力作用下应变片的应变 值其值与应力成正比但不代表应力绝对值图 4为 应力盒变化曲线．由于篇幅限制只给出模型上部 （盒 1和盒 2）、中部 （盒 7和盒 8）和下部 （盒 13和 盒 14）三组应力盒曲线．由应力盒曲线可以得出： ① 应力曲线都有一个平缓→急速下降→平缓的应 力释放过程；② 对照应力盒各自所在的位置发现 急速下降出现的时间与所在位置密切相关当开 采工作平面到达应力盒所在水平应力会有略微 上升到达下水平后应力开始急速下降；③ 所在位 置越深的应力释放越晚释放量越大释放过程越 激烈． 图 4 围岩应力变化趋势 Ｆｉｇ．4 Ｖａｒｉａｔｉｏｎｔｒｅｎｄｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｓｔｒｅｓｓ 围岩应力变化规律很好地体现了开挖后应力的 释放过程：首先开挖引起的应力释放主要位于当前 开挖分层的上部围岩；其次当前分层开采后对应 位置应力向空区两侧围岩转移引起周边围岩应力 升高；再次该分层下部围岩应力释放效应较弱距 离越远效果越弱． （3） 围岩位移分析．图 5为近景摄影测量得到 的位移矢量累加图．由图可看出：① 位移场的位移 矢量均指向采空区断层 Ｆ25附近的位移较大下盘 岩体位移与其他区域相比较小；② 主要变形以垂直 位移为主水平位移较小仅采空区两侧的水平位移 相对较大；③ 坡面垂直位移大致由上往下逐渐减 少由两侧向采空区中间逐渐变大；坡面水平位移大 致由上往下逐渐减少在采空区两侧的水平位移相 对较大． 图 5 位移矢量累加图 （单位：ｍｍ） Ｆｉｇ．5 Ｃｕｍｕｌａｔｉｖｅｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｖｅｃｔｏｒｓ（ｕｎｉｔ：ｍｍ） 图 6 模型开裂和破坏图．（ａ） 右侧坡脚；（ｂ） 左侧坡脚；（ｃ） 右 侧台阶；（ｄ） 左侧台阶 Ｆｉｇ．6 Ｃｒａｃｋｉｎｇａｎｄｆａｉｌｕｒｅｉｎｔｈｅｍｏｄｅｌ：（ａ） ｒｉｇｈｔｔｏｅｏｆｔｈｅｓｌｏｐｅ； （ｂ） ｌｅｆｔｔｏｅｏｆｔｈｅｓｌｏｐｅ；（ｃ） ｒｉｇｈｔｓｔａｇｅ；（ｄ） ｌｅｆｔｓｔａｇｅ （4） 围岩破坏裂纹分析．由近景摄影测量可以 得到围岩破坏裂纹照片如图 6所示．可以得出： ① 围岩破坏程度随着开采深度递增随着开采深度 的不同上下盘错动角有明显的变化．其中开采至 —84ｍ水平时上盘错动角为 69°下盘错动角为 71°；开采至 —120ｍ水平时上下盘错动角均为 72°；开采至 —156ｍ水平时上盘错动角为 70°下盘 错动角为 68°；开采至 —192ｍ水平时上盘错动角 为 72°下盘错动角为 68°．即上盘错动角随开采深 度增加而提高下盘错动角变化受 Ｆ25断层和矿体 倾斜状态影响表现出先升高再降低的规律．② 由 ·148·
第2期 宋卫东等：深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 .149 于北坡应力较大，裂纹比南坡裂纹密集，开采一84m 处理采用废石回填，即：随着开采深度的下降，及时 水平以前，裂纹很少，多数是挂帮矿开采产生的张拉 回填露天矿坑底出现的塌陷坑，始终保持坑底回填 裂缝.开采到一120m水平以下，剪切裂缝开始增多 的碎石面在士0m水平. 并水平发展，向上延伸至地表 2.3结果对比与分析 2数值模拟分析 计算结果包括最大主应力、最小主应力、塑性 区、位移矢量和水平位移等值线等.主要从边坡岩 2.1建模 体的位移变化、应力值变化规律和塑性区分布大小 应用数值分析软件，以I一2地质剖面为原型建 三个方面与物理实验进行对照 立数值模拟计算模型，模型宽700m,高550m,模拟 (1)地表沉降，数值模拟得到的地表沉降值可 至地下一300m深处，以开采设计的错动角值为依 以对照物理实验中百分表的数值，选取物理实验中 据确定模型的宽度，当最终采深为一120m,上盘预 采深为一120m时的数据，见表4通过误差分析可 留安全距离130.3m,下盘预留安全距离226m.采 看出，物理实验和数值模拟数值上有些差异，但趋势 用位移边界条件，模型左右两侧限制水平位移，底部 是相同的，北坡前期沉降不多，后期加快，南坡沉降 限制垂直位移.模型竖向荷载主要为自重荷载，侧 比较平稳， 压系数1.2 表4地表沉降对比 下盘有一条较大断层F25,模型在断层附近分 Table 4 Contrast of surface subsidence 为A和B两个区，A区横向划分为60个网格，B区 最终沉降加 划分为192个网格，模型总网格为252×183= 实验 百分 百分 百分 百分 46116个，网格最大长宽比不超过2：1，如图7所示， 方法 表1位置 表2位置 表3位置 表4位置 图中虚线代表岩性分界线，带圈的数字表示岩性编 物理实验 0.99 1.5 1.05 2.08 号，模型中下部分斜线填充体代表铁矿石，露天坑底 数值模拟 1.12 1.45 0.96 1.87 的交叉线代表回填的碎石土 误差% 13.13 3.33 8.57 10.10 226 130.3 410.250P 350.250 -195.250 与相似材料物理模型相比，数值模拟其所涉及 9 F25 的围岩种类较为详细，特别是在F25断层的设置上 B 更为准确，局部位移相差偏大与以上两个因素有直 接关系 D (2)应力值变化.开采至一60m水平时，最大 7-120 D 主应力为25.3MPa是压应力，由于回填体的侧向 支撑作用，在坡脚未出现拉应力，最大剪应力为 2 130. 9.0MPa开采至一84m水平时，最大主应力下降到 410.-3008 -350.-300 21.6MPa为压应力.最大剪应力仍为9.0MP开 图7数值模型示意图（单位：m) 采至一120m水平时，最大主应力增加到25.5MPa Fig 7 Nuerical smulation model (unit m) 是压应力.最大剪应力仍为9.0MPa左右， 通过模拟计算可以得出如下结论：该剖面由于 模型中各岩性的物理参数取值和物理实验相 矿体的水平厚度较大，开采过程中应力的释放较为 同，见表1和表2采用应力解除方法实测的构造应 迅速，应力集中系数较低，开采初期围岩所承受的 力场为：大理岩垂直构造应力为1.63MPa闪长岩 采动应力增加剧烈，当开采到一定深度和范围之后， 为1.807MPa取平均值可得1.7MPa已知岩体泊 伴随着围岩应力得到释放，应力水平有所下降，之 松比为0,24则2种岩体的平均水平构造应力为 后，随着开采深度的进一步增加，采动应力值又有所 0.54MPa 上升，该结论与物理模型的应力盒监测数值变化是 2.2开采方案 相符的， 模拟计算按照无底柱分段崩落法的分层开采方 (3)塑性区分布，该部分主要与物理实验的近 案进行，每次开采高度为12m按照“充分开采，从 景摄影测量做对比，考察整体位移趋势、破坏形式和 上至下，依次开采的原则进行模拟，露天塌陷坑的 错动范围
第 2期 宋卫东等： 深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 于北坡应力较大裂纹比南坡裂纹密集开采 —84ｍ 水平以前裂纹很少多数是挂帮矿开采产生的张拉 裂缝．开采到 —120ｍ水平以下剪切裂缝开始增多 并水平发展向上延伸至地表． 2 数值模拟分析 2∙1 建模 应用数值分析软件以Ⅰ--2地质剖面为原型建 立数值模拟计算模型．模型宽 700ｍ高 550ｍ模拟 至地下 —300ｍ深处．以开采设计的错动角值为依 据确定模型的宽度当最终采深为 —120ｍ上盘预 留安全距离 130∙3ｍ下盘预留安全距离 226ｍ．采 用位移边界条件模型左右两侧限制水平位移底部 限制垂直位移．模型竖向荷载主要为自重荷载侧 压系数 1∙2． 下盘有一条较大断层 Ｆ25模型在断层附近分 为 Ａ和 Ｂ两个区．Ａ区横向划分为 60个网格Ｂ区 划分 为 192个 网 格模 型 总 网 格 为 252×183＝ 46116个网格最大长宽比不超过2∶1如图7所示． 图中虚线代表岩性分界线带圈的数字表示岩性编 号模型中下部分斜线填充体代表铁矿石露天坑底 的交叉线代表回填的碎石土． 图 7 数值模型示意图 （单位：ｍ） Ｆｉｇ．7 Ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｍｏｄｅｌ（ｕｎｉｔ：ｍ） 模型中各岩性的物理参数取值和物理实验相 同见表 1和表 2．采用应力解除方法实测的构造应 力场为：大理岩垂直构造应力为 1∙63ＭＰａ闪长岩 为 1∙807ＭＰａ取平均值可得 1∙7ＭＰａ．已知岩体泊 松比为 0∙24则 2种岩体的平均水平构造应力为 0∙54ＭＰａ． 2∙2 开采方案 模拟计算按照无底柱分段崩落法的分层开采方 案进行每次开采高度为 12ｍ．按照 “充分开采从 上至下依次开采 ”的原则进行模拟．露天塌陷坑的 处理采用废石回填即：随着开采深度的下降及时 回填露天矿坑底出现的塌陷坑始终保持坑底回填 的碎石面在 ±0ｍ水平． 2∙3 结果对比与分析 计算结果包括最大主应力、最小主应力、塑性 区、位移矢量和水平位移等值线等．主要从边坡岩 体的位移变化、应力值变化规律和塑性区分布大小 三个方面与物理实验进行对照． （1） 地表沉降．数值模拟得到的地表沉降值可 以对照物理实验中百分表的数值选取物理实验中 采深为 —120ｍ时的数据见表 4．通过误差分析可 看出物理实验和数值模拟数值上有些差异但趋势 是相同的北坡前期沉降不多后期加快南坡沉降 比较平稳． 表 4 地表沉降对比 Ｔａｂｌｅ4 Ｃｏｎｔｒａｓｔｏｆｓｕｒｆａｃｅｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ 实验 方法 最终沉降／ｍ 百分 表 1位置 百分 表 2位置 百分 表 3位置 百分 表 4位置 物理实验 0∙99 1∙5 1∙05 2∙08 数值模拟 1∙12 1∙45 0∙96 1∙87 误差／％ 13∙13 3∙33 8∙57 10∙10 与相似材料物理模型相比数值模拟其所涉及 的围岩种类较为详细特别是在 Ｆ25断层的设置上 更为准确局部位移相差偏大与以上两个因素有直 接关系． （2） 应力值变化．开采至 —60ｍ水平时最大 主应力为 25∙3ＭＰａ是压应力．由于回填体的侧向 支撑作用在坡脚未出现拉应力．最大剪应力为 9∙0ＭＰａ；开采至 —84ｍ水平时最大主应力下降到 21∙6ＭＰａ为压应力．最大剪应力仍为 9∙0ＭＰａ；开 采至 —120ｍ水平时最大主应力增加到 25∙5ＭＰａ 是压应力．最大剪应力仍为 9∙0ＭＰａ左右． 通过模拟计算可以得出如下结论：该剖面由于 矿体的水平厚度较大开采过程中应力的释放较为 迅速应力集中系数较低．开采初期围岩所承受的 采动应力增加剧烈当开采到一定深度和范围之后 伴随着围岩应力得到释放应力水平有所下降．之 后随着开采深度的进一步增加采动应力值又有所 上升．该结论与物理模型的应力盒监测数值变化是 相符的． （3） 塑性区分布．该部分主要与物理实验的近 景摄影测量做对比考察整体位移趋势、破坏形式和 错动范围． ·149·
.150 北京科技大学学报 第32卷 图8为数值模拟得到的矢量位移图，其位移的 变化趋势与范围和图5基本相同 3结论 (1)露天转地下开采过程中地表沉降规律是： 200 最大位移=0.285 高边坡竖向位移高于低边坡一侧，沉降最大值在北 100 坡十24m台阶，为28.2mm沉降最小值在南坡 0 士0m台阶，为15.6mm (2)围岩应力变化有一个平缓→急速下降→平 -100 缓的释放过程，当开采工作平面到达应力盒所在水 -200 平，应力会有略微上升，到达下水平后应力开始急速 -300 下降，所在位置越深应力释放越晚，释放量越大，释 3002001000-100-200-300-400 放过程越激烈. 图8数值模拟位移图（单位：m) (③)围岩破坏程度随着开采深度递增，开采至 Fig 8 Numericalmodel displacement vectors (unit m) 一84m水平，上下盘错动角分别为71和69°，开采 至一120m水平，上下盘错动角均为72，开采至 由塑性区变化规律分析可得出：下盘侧的断层 一156m水平，上下盘错动角分别为68和70°北坡 破碎带完全处于塑性状态，由于回填体自身的强度 应力较大，裂纹比南坡裂纹密集，开采前期以张拉 较低，支撑和有效降低围岩塑性区范围的作用较小， 裂缝为主，后期以剪切裂缝为主，水平发展，向上延 随着开挖深度的增加，塑性区域不断扩大，其中左侧 伸至地表 与右侧的影响范围基本相同，转入地下开采的围岩 (4)开采后期下盘侧的断层破碎带处于塑性状 塑性区的深度明显大于上部露天边坡面，开挖过程 态，回填体可以起到一定的支撑边坡岩体稳定的作 中，剪切破坏主要集中在开挖空区底部上盘侧的边 用.随着开挖深度的增加，塑性区范围不断扩大，剪 脚部位，拉伸破坏不明显，这些特征与物理实验的结 切破坏主要集中在两侧边坡的边脚部位，拉伸破坏 果相同， 不明显， 随着开采深度的增加，上下盘错动角均有不同 (5)研究取得的结论只是初步的，影响露天转 程度的提高，下盘错动角明显大于上盘错动角，开 地下开采边坡稳定性的因素很多，为进一步完善研 采到一60m水平时，上盘错动角为70.4°，下盘错动 究成果，今后应该将大气降雨、节理裂隙和爆破振动 角为72.9，开采到一84m水平时，上盘错动角为 的影响也加以系统考虑， 72.4:,下盘错动角为81.8°，开采到-120m水平 时，上盘错动角为60.8，下盘错动角为65.1，如 参考文献 图9所示 [1]LiD Q.Characteristics of transition frm open pitm mning to under gmound m ining MetMine 1994(2):9 22 200 (李鼎权，论露天转地下开采的若干特点·金属矿山，1994 156 (2):9) 32 [2]Guo J F.Developmnent state and stmategy ofmetalm ne transferred 102 100 from opencast m ining nto undergmund m inng Yunnan Metall 72F 73 200332(1):7 24 (郭金峰。金属矿山露天转地下开采的发展现状与对策，云南 724 治金，200332(1)：7) 10f F25 [3]Wang JX.W ang JC Dong W J et al Shudy of deep mning technobgy of large"scale opencast metal mine Met Mine 2005 BD82 (7):14 -100 (王进学，王家臣，董卫军，等，大型露天金属矿山深部开采 技术研究.金属矿山，2005(7)：14) T3 [4]Chen Q Y.CaiS J Ming S X.et al Numerical siulation study 下盘运输巷 of gmound defomation in undergmund minng Met Mine 2004 200 100 -100 (6):19 图9错动范围变化（单位：m) (陈清运，蔡嗣经，明士祥，等.地下开采地表变形数值模拟 Fig 9 Variations of the caved zone unit m) 研究.金属矿山，2004(6)：19)
北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 图 8为数值模拟得到的矢量位移图其位移的 变化趋势与范围和图 5基本相同． 图 8 数值模拟位移图 （单位：ｍ） Ｆｉｇ．8 Ｎｕｍｅｒｉｃａｌｍｏｄｅｌｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｖｅｃｔｏｒｓ（ｕｎｉｔ：ｍ） 由塑性区变化规律分析可得出：下盘侧的断层 破碎带完全处于塑性状态．由于回填体自身的强度 较低支撑和有效降低围岩塑性区范围的作用较小． 随着开挖深度的增加塑性区域不断扩大其中左侧 与右侧的影响范围基本相同转入地下开采的围岩 塑性区的深度明显大于上部露天边坡面．开挖过程 中剪切破坏主要集中在开挖空区底部上盘侧的边 脚部位拉伸破坏不明显这些特征与物理实验的结 果相同． 图 9 错动范围变化 （单位：ｍ） Ｆｉｇ．9 Ｖａｒｉａｔｉｏｎｓｏｆｔｈｅｃａｖｅｄｚｏｎｅ（ｕｎｉｔ：ｍ） 随着开采深度的增加上下盘错动角均有不同 程度的提高下盘错动角明显大于上盘错动角．开 采到 —60ｍ水平时上盘错动角为 70∙4°下盘错动 角为 72∙9°．开采到 —84ｍ水平时上盘错动角为 72∙4°下盘错动角为 81∙8°．开采到 —120ｍ水平 时上盘错动角为 60∙8°下盘错动角为 65∙1°如 图 9所示． 3 结论 （1） 露天转地下开采过程中地表沉降规律是： 高边坡竖向位移高于低边坡一侧沉降最大值在北 坡 ＋24ｍ台阶为 28∙2ｍｍ沉降最小值在南坡 ±0ｍ台阶为 15∙6ｍｍ． （2） 围岩应力变化有一个平缓→急速下降→平 缓的释放过程．当开采工作平面到达应力盒所在水 平应力会有略微上升到达下水平后应力开始急速 下降所在位置越深应力释放越晚释放量越大释 放过程越激烈． （3） 围岩破坏程度随着开采深度递增开采至 —84ｍ水平上下盘错动角分别为 71°和 69°开采 至 —120ｍ水平上下盘错动角均为 72°开采至 —156ｍ水平上下盘错动角分别为 68°和 70°．北坡 应力较大裂纹比南坡裂纹密集．开采前期以张拉 裂缝为主后期以剪切裂缝为主水平发展向上延 伸至地表． （4） 开采后期下盘侧的断层破碎带处于塑性状 态回填体可以起到一定的支撑边坡岩体稳定的作 用．随着开挖深度的增加塑性区范围不断扩大剪 切破坏主要集中在两侧边坡的边脚部位拉伸破坏 不明显． （5） 研究取得的结论只是初步的影响露天转 地下开采边坡稳定性的因素很多为进一步完善研 究成果今后应该将大气降雨、节理裂隙和爆破振动 的影响也加以系统考虑． 参 考 文 献 ［1］ ＬｉＤＱ．Ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｔｒａｎｓｉｔｉｏｎｆｒｏｍｏｐｅｎ-ｐｉｔｍｉｎｉｎｇｔｏｕｎｄｅｒ- ｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ．ＭｅｔＭｉｎｅ1994（2）：9 （李鼎权．论露天转地下开采的若干特点．金属矿山1994 （2）：9） ［2］ ＧｕｏＪＦ．Ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔｓｔａｔｅａｎｄｓｔｒａｔｅｇｙｏｆｍｅｔａｌｍｉｎｅｔｒａｎｓｆｅｒｒｅｄ ｆｒｏｍｏｐｅｎｃａｓｔｍｉｎｉｎｇｉｎｔｏｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ．ＹｕｎｎａｎＭｅｔａｌｌ 200332（1）：7 （郭金峰．金属矿山露天转地下开采的发展现状与对策．云南 冶金200332（1）：7） ［3］ ＷａｎｇＪＸＷａｎｇＪＣＤｏｎｇＷ Ｊｅｔａｌ．Ｓｔｕｄｙｏｆｄｅｅｐｍｉｎｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆｌａｒｇｅ-ｓｃａｌｅｏｐｅｎｃａｓｔｍｅｔａｌｍｉｎｅ．ＭｅｔＭｉｎｅ2005 （7）：14 （王进学王家臣董卫军等．大型露天金属矿山深部开采 技术研究．金属矿山2005（7）：14） ［4］ ＣｈｅｎＱＹＣａｉＳＪＭｉｎｇＳＸｅｔａｌ．Ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｓｔｕｄｙ ｏｆｇｒｏｕｎｄｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｉｎｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ．ＭｅｔＭｉｎｅ2004 （6）：19 （陈清运蔡嗣经明士祥等．地下开采地表变形数值模拟 研究．金属矿山2004（6）：19） ·150·
第2期 宋卫东等：深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 .151. [5]Song W D.Du JH.XieZ P etal Stability analysis of a tem nal Univ SeiTechnol Beijing 2006.28(6):509 slope in Daye deep open pit m ine of China J Univ Sci Technol (韩放，谢芳，王金安，露天转地下开采岩体稳定性三维数 Beijing2005,27(4):385 值模拟，北京科技大学学报，200628(6)：509) (宋卫东，杜建华，谢正平，等.大冶铁矿深凹露天开采最终 [11]CuiX M.Miao XX.Su D G.et al Eror analysis in sim ilar 边坡稳定性分析.北京科技大学学报，2005,27(4)：385) material siulation test of the movement of rock strata and sur [6]Du JH.Song W D.Kuang ZX.etal Stdy of numerical siula- face Chin J Rock Mech Eng 2002 21(2):1827 tion of distubed range during transfer frm deep open casting to (崔希民，缪协兴，苏德国，等.岩层与地表移动相似材料模拟 undergmound m ining MetM ine 2005(9):18 实验的误差分析.岩石力学与工程学报，200221(2)：1827) (杜建华，宋卫东，匡忠祥，等深凹露天转地下开采错动界 [12]Wu JW,Tong H S Tong S J et al Study on si ilarmaterial 限的数值模拟研究.金属矿山，2005(9)：18) for smulation ofm ining effect of mock mass at fault zone Chin J [7]Feng Z R.Zhang X C Zhang S X.et al Monitoring study on Rock Mech Eng2007,26(2):4170 drift defomation of Daye imn m ine Chin J Rock Mech Eng (只基文，童宏树，童世杰，等，断层带岩体采动效应的相似 2004.23(3):483 材料模拟研究.岩石力学与工程学报，2007,26(2)：4170) (冯仲仁，张兴才，张世雄，等.大冶铁矿巷道变形监测研究 [13]Chen Z H.X ie H P W ang JC Numerical sinulation on three 岩石力学与工程学报，2004,23(3)：483) dmensional defomation range failure of top coal caving Chin J [8]Ren G F Zhang S X.Peng T The numerical siulation's discus- Rock Mech Eng 2002 21(3):309 sion of surface m ining to undergmound m inng in the east pit of (陈忠辉，谢和平，王家臣，综放开采顶煤三维变形、破坏的 Daye iron m ine Ind M iner P mcess 2006(2):20 数值分析，岩石力学与工程学报，200221(3)：309) (任高峰，张世雄，彭涛，大治铁矿东露天转地下开采数值模 [14]RuiY Q.He C N.W ang H Y,et al Analysis of defomation 拟研究.化工矿物与加工，2006(2)：20) and faihire development of the large-scale toppling sliding slpe [9]He J Y.Zhang S X.Blast vibration infhences on sbpe during undermning JChangsha Cammun Univ 2001 17(4):8 transfomation of surface m ining to undergmound m in ing M in Met (芮勇勒，贺春宁，王惠勇，等.开挖引起大规模倾倒滑移边 aⅡEng200626(5):1 坡变形、破坏分析，长沙交通学院学报，2001,17(4)：8) (何姣云，张世雄.大冶铁矿露天转地下开采爆破对露天边坡 [15]LiX H.Lu Y Y.Kang Y,et al Rock Mechanics Test Smula tion 影响的研究.矿治工程，2006,26(5)：1) Technolgy Beijing Science Press 2007 [10]Han F.X ie F.W ang J A.3 numerical simnulation on the sta- (李晓红，卢义玉，康勇，等，岩石力学实验模拟技术.北京： bility of mocks n transferred undergmound m inng from open pit J 科学出版社，2007)
第 2期 宋卫东等： 深凹露天转地下开采高陡边坡变形与破坏规律 ［5］ ＳｏｎｇＷ ＤＤｕＪＨＸｉｅＺＰｅｔａｌ．Ｓｔａｂｉｌｉｔｙａｎａｌｙｓｉｓｏｆａｔｅｒｍｉｎａｌ ｓｌｏｐｅｉｎＤａｙｅｄｅｅｐｏｐｅｎ-ｐｉｔｍｉｎｅｏｆＣｈｉｎａ．ＪＵｎｉｖＳｃｉＴｅｃｈｎｏｌ Ｂｅｉｊｉｎｇ200527（4）：385 （宋卫东杜建华谢正平等．大冶铁矿深凹露天开采最终 边坡稳定性分析．北京科技大学学报200527（4）：385） ［6］ ＤｕＪＨＳｏｎｇＷ ＤＫｕａｎｇＺＸｅｔａｌ．Ｓｔｕｄｙｏｆｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａ- ｔｉｏｎｏｆｄｉｓｔｕｒｂｅｄｒａｎｇｅｄｕｒｉｎｇｔｒａｎｓｆｅｒｆｒｏｍ ｄｅｅｐｏｐｅｎ-ｃａｓｔｉｎｇｔｏ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ．ＭｅｔＭｉｎｅ2005（9）：18 （杜建华宋卫东匡忠祥等．深凹露天转地下开采错动界 限的数值模拟研究．金属矿山2005（9）：18） ［7］ ＦｅｎｇＺＲＺｈａｎｇＸＣＺｈａｎｇＳＸｅｔａｌ．Ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｓｔｕｄｙｏｎ ｄｒｉｆｔｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｏｆＤａｙｅｉｒｏｎｍｉｎｅ．ＣｈｉｎＪＲｏｃｋＭｅｃｈＥｎｇ 200423（3）：483 （冯仲仁张兴才张世雄等．大冶铁矿巷道变形监测研究． 岩石力学与工程学报200423（3）：483） ［8］ ＲｅｎＧＦＺｈａｎｇＳＸＰｅｎｇＴ．Ｔｈｅｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎʾｓｄｉｓｃｕｓ- ｓｉｏｎｏｆｓｕｒｆａｃｅｍｉｎｉｎｇｔｏｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇｉｎｔｈｅｅａｓｔｐｉｔｏｆ Ｄａｙｅｉｒｏｎｍｉｎｅ．ＩｎｄＭｉｎｅｒＰｒｏｃｅｓｓ2006（2）：20 （任高峰张世雄彭涛．大冶铁矿东露天转地下开采数值模 拟研究．化工矿物与加工2006（2）：20） ［9］ ＨｅＪＹＺｈａｎｇＳＸ．Ｂｌａｓｔｖｉｂｒａｔｉｏｎｉｎｆｌｕｅｎｃｅｓｏｎｓｌｏｐｅｄｕｒｉｎｇ ｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎｏｆｓｕｒｆａｃｅｍｉｎｉｎｇｔｏｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇ．ＭｉｎＭｅｔ- ａｌｌＥｎｇ200626（5）：1 （何姣云张世雄．大冶铁矿露天转地下开采爆破对露天边坡 影响的研究．矿冶工程200626（5）：1） ［10］ ＨａｎＦＸｉｅＦＷａｎｇＪＡ．3-Ｄｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｏｎｔｈｅｓｔａ- ｂｉｌｉｔｙｏｆｒｏｃｋｓｉｎｔｒａｎｓｆｅｒｒｅｄｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄｍｉｎｉｎｇｆｒｏｍｏｐｅｎ-ｐｉｔ．Ｊ ＵｎｉｖＳｃｉＴｅｃｈｎｏｌＢｅｉｊｉｎｇ200628（6）：509 （韩放谢芳王金安．露天转地下开采岩体稳定性三维数 值模拟．北京科技大学学报200628（6）：509） ［11］ ＣｕｉＸＭＭｉａｏＸＸＳｕＤＧｅｔａｌ．Ｅｒｒｏｒａｎａｌｙｓｉｓｉｎｓｉｍｉｌａｒ ｍａｔｅｒｉａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｔｅｓｔｏｆｔｈｅｍｏｖｅｍｅｎｔｏｆｒｏｃｋｓｔｒａｔａａｎｄｓｕｒ- ｆａｃｅ．ＣｈｉｎＪＲｏｃｋＭｅｃｈＥｎｇ200221（2）：1827 （崔希民缪协兴苏德国等．岩层与地表移动相似材料模拟 实验的误差分析．岩石力学与工程学报200221（2）：1827） ［12］ ＷｕＪＷＴｏｎｇＨＳＴｏｎｇＳＪｅｔａｌ．Ｓｔｕｄｙｏｎｓｉｍｉｌａｒｍａｔｅｒｉａｌ ｆｏｒｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｏｆｍｉｎｉｎｇｅｆｆｅｃｔｏｆｒｏｃｋｍａｓｓａｔｆａｕｌｔｚｏｎｅ．ＣｈｉｎＪ ＲｏｃｋＭｅｃｈＥｎｇ200726（2）：4170 （吴基文童宏树童世杰等．断层带岩体采动效应的相似 材料模拟研究．岩石力学与工程学报200726（2）：4170） ［13］ ＣｈｅｎＺＨＸｉｅＨＰＷａｎｇＪＣ．Ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｏｎｔｈｒｅｅ ｄｉｍｅｎｓｉｏｎａｌｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｒａｎｇｅｆａｉｌｕｒｅｏｆｔｏｐｃｏａｌｃａｖｉｎｇ．ＣｈｉｎＪ ＲｏｃｋＭｅｃｈＥｎｇ200221（3）：309 （陈忠辉谢和平王家臣．综放开采顶煤三维变形、破坏的 数值分析．岩石力学与工程学报200221（3）：309） ［14］ ＲｕｉＹＱＨｅＣＮＷａｎｇＨＹｅｔａｌ．Ａｎａｌｙｓｉｓｏｆｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄｆａｉｌｕｒｅｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔｏｆｔｈｅｌａｒｇｅ-ｓｃａｌｅｔｏｐｐｌｉｎｇ-ｓｌｉｄｉｎｇｓｌｏｐｅ ｕｎｄｅｒｍｉｎｉｎｇ．ＪＣｈａｎｇｓｈａＣｏｍｍｕｎＵｎｉｖ200117（4）：8 （芮勇勤贺春宁王惠勇等．开挖引起大规模倾倒滑移边 坡变形、破坏分析．长沙交通学院学报200117（4）：8） ［15］ ＬｉＸＨＬｕＹＹＫａｎｇＹｅｔａｌ．ＲｏｃｋＭｅｃｈａｎｉｃｓＴｅｓｔＳｉｍｕｌａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ．Ｂｅｉｊｉｎｇ：ＳｃｉｅｎｃｅＰｒｅｓｓ2007 （李晓红卢义玉康勇等．岩石力学实验模拟技术．北京： 科学出版社2007） ·151·
