金属矿山嗣后充填采场顶板合理跨度参数研究及建议

张海波 李示波 张 扬 杨希洋

(1.河北省矿业开发与安全技术重点实验室，河北 唐山063009;2.河北联合大学矿业工程学院，河北唐山063009)

河北某铁矿露天闭坑转入地下开采后，其地下首采阶段采用无底柱分段崩落法，后在维护矿山环境和生产安全等因素的影响下，下部阶段矿体回采决定采用分段空场嗣后充填采矿法。目前，国内采用分段空场嗣后充填的矿山有冬瓜山铜矿、安庆铜矿、阿舍勒铜矿等，其中冬瓜山铜矿矿房、矿柱参数均为18 m［1-2］，安庆铜矿的矿房、矿柱参数均为 15 m［3］，采场的结构参数越大，矿石回采效率越高，但如果采场暴露面积大，对矿岩自稳性要求高，所以有必要对采场结构参数的合理性进行研究。

本研究范围内矿体平均水平厚度26 m，矿体倾角70°～80°，属于急倾斜矿体。采用数值模拟与理论分析结合方法，研究了采场在不同跨度条件下对围岩扰动影响，揭示采场围岩变形破坏机理，提出了安全合理的采场结构参数。

1 顶板跨度简支梁分析

在分段空场嗣后充填釆矿过程中，矿块尺寸大小将影响空区围岩及充填体稳定性。所以基于材料力学理论计算得出采场顶板理论安全跨度［4］，从而指导数值模拟分析矿块参数的选取。

由Mohr-Coulomb准则得

式中，σ1、σ3分别为最大、最小主应力;c为内聚力;为内摩擦角;g为自由落体加速度。

若取σ3=0，则极限应力σ为岩石单轴抗压强度σc，即有

将采场顶板假设为两端简支梁，其受力分析如图1所示，q为上覆压力。

图1 岩梁受力分析简图Fig.1 Stress analysis diagram of rock beam

根据材料力学，采场顶板中性轴上、下表面上任意一点的应力为

式中，α为矿体倾角，(°);l为采场跨度，m;h为采场顶板高度，m;γ为岩体容重，×10 kN/m3。

最大拉应力发生在

采场顶板中性轴的下表面，最大拉应力为

因此，顶板沿倾向的最大允许跨度为

顶板沿矿体走向的最大允许跨度为

式中，σt为岩体抗拉强度。

多矿房回采时，采场顶板可假设成一组简支梁［5］，其受力分析见图2。

图2 简支梁受力分析Fig.2 Stress analysis diagram of simple beam

根据材料力学理论，当沿矿体走向布置2～4个矿房时，矿房临界跨度计算分别为

考虑到该铁矿充填采矿初步设计中，矿块均沿矿体走向布置，其倾角为零，所以当沿矿体走向布置2～4个矿房时，矿房跨度合理参数值为

由上述计算可知，顶板理论极限跨度为18 m左右，故本研究参照理论计算的参数值设计矿块结构参数并进行数值模拟研究。

2 采场结构参数数值模拟分析

本次数值模拟计算范围所涉及的岩体以磁铁矿石为主，属于弹塑性材料，计算采用Mohr－Coulomb准则。该铁矿开采方式为分段空场嗣后充填，分段高度为12 m，阶段高度为48 m，矿房与矿柱尺寸相同，分别以矿房跨度15、18、20 m 3种方案进行模拟计算。

参照现场实际尺寸及布置形式，考虑到对现场边界的影响，对计算模型做了相应的简化，建立了计算模型(见图3)，模型尺寸300 m×300 m，矿房与矿柱宽度分别以给定方案进行设计，对模型两侧边界进行水平方向约束，对模型底部边界进行水平约束及竖向约束。为系统分析矿体开采对周边矿岩的影响，采用“隔一采一”的开采顺序，研究矿房一次性全部采完时引起的围岩应力、应变以及塑性范围的变化［6-8］，岩石力学参数见表1。

图3 采场结构模型Fig.3 Model of stope structure

表1 岩石力学参数Table 1 Rock mechanics parameters

矿体开采致使周边矿岩体失去原有的平衡状态，使其在一个有限范围内产生应力重新分布，从竖向应力云图来分析(见图4)，由于篇幅有限，只分析矿房跨度为18 m和20 m时，矿房围岩应力重分布的变化，由于矿体的回采，矿房顶板及底板都处于卸压状态。跨度为18 m时，矿房顶板、底板围岩的竖向应力分布在0～－2 MPa，处于压应力状态，跨度为20 m时，矿房顶板及底板竖向应力分布在0～－1 MPa，比较接近拉应力状态。矿房底部两侧围岩应力及矿房之间矿柱应力变化程度大，应力集中范围程度高，达到6～8 MPa，表现为压应力状态，但在跨度为20 m矿房矿柱底部，出现楔形台阶应力分布，说明矿柱极易在此部位因剪切作用而发生破坏失稳。

从位移云图(图5)来分析，矿房跨度为18 m和20 m时，在矿房顶板及底板位置，由于矿岩处于卸压状态，矿房转角处于较大的剪应力集中，矿房顶板及底板围岩容易出现拉应力状态，所以空区顶板及底板围岩在次生应力的作用下产生指向空区方向位移。当矿房跨度为18 m时，3个矿房的顶板位置都产生了10 mm左右的位移，其中中间矿房顶板围岩产生位移范围较大，其他两个次之。从矿房顶板位移情况来看，顶板围岩位移产生的类似“拱形”岩移范围，底板围岩产生向上位移，表现在巷道中就是巷道底板底臌，在此出现了15 mm左右的位移，位于中间矿房底板;矿房跨度为20 m时，顶板围岩位移与上述矿房顶板位移情形相似，但位移的范围及位移尺度的有所扩大，同样具有类似“拱形”的位移范围，但顶板围岩最大位移达到15 mm，处于中间矿房顶板中间位置，而底板位移也与上述矿房底板位移相似，但矿房底板位移超过了15 mm。总的看来，当矿房跨度增加时，矿房顶板及底板岩移的范围及尺度都会有增加的趋势。

图4 不同跨度条件下采场围岩的竖向应力分布Fig.4 Vertical stress distribution of surrounding rocks in different span of stope

图5 不同跨度条件下采场围岩的y向位移分布Fig.5 Displacement distribution of surrounding rocks in y direction in different span of stope

不同跨度条件下采场围岩的塑性分布情况分析见图6，当矿房、矿柱尺寸为15 m时，矿房侧壁围岩在次生应力作用下处于弹性变形状态，左侧矿柱上半部处于横向拉应力区域范围，下半部围岩呈塑性剪切破坏状态，但岩体保持完整，具有较高的承载力，右侧矿柱上半部处于弹性变形范围，但有部分围岩处于横向拉应变状态，下半部矿柱与左侧矿柱下半部状态类似。当矿房、矿柱尺寸为18 m时，矿房、矿柱围岩塑性分布状态与跨度为15 m时比较相似，不同的是，随着跨度的增大，矿房侧壁部分围岩由弹性变形状态向拉应变状态转移，矿柱上半部处于弹性变形状态的范围在缩小，逐渐转向拉应变状态，下半部矿柱还可承受较大的压应力。当矿房、矿柱尺寸为20 m时，矿房侧壁及矿柱围岩塑性分布区域与上述有明显的差异，矿房侧壁围岩处于弹性变形的范围在缩小，而逐渐转向剪切破坏状态，矿柱内部大部分处于剪切破坏状态，更重要的是，承压矿柱下半部出现楔形台阶应力分布，矿柱极易在此发生剪切破坏，这将导致矿柱的支撑能力下降，矿柱的稳定性变差。

图6 不同跨度条件下采场围岩的塑性区域Fig.6 Plastic zone distribution of surrounding rocks in different span of stope

3 结论

(1)基于材料力学理论分别计算了沿矿体走向布置2个、3个及4个矿块时矿房顶板的极限跨度尺寸，得出矿房顶板的合理跨度尺寸为18 m左右。结合Flac数值模拟软件，模拟对比分析了3种不同跨度尺寸条件下，矿房顶板、底板及矿柱的应力分布、位移及塑性变化规律，建议选取矿房、矿柱尺寸在18 m的采场结构参数是可行的，对矿岩稳定性好的矿块可适当选取20 m。

(2)金属矿嗣后充填采矿，是两步回采过程，其中矿柱及充填体的稳定是关系矿体安全回采的关键因素，所以建议加强对矿柱及充填体应力、应变监测，保证矿体回采安全。

［1］ 王发芝.冬瓜山铜矿深部采场充填技术［J］.矿业研究与开发，2008，28(4):4-5.Wang Fazhi.Filling technology of deep stope in Dongguashan Copper Mine［J］.Mining Research ＆ Development，2008，28(4):4-5.

［2］ 顾秀华，卢忠秀.冬瓜山铜矿采场结构参数优化［J］.有色金属:矿部山分，2001(3):5-7.Gu Xiuhua，Lu Zhongxiu.The optimization of structure parameter in Dongguashan Copper Mine［J］.Nonferrous Metals:Mining Section，2001(3):5-7.

［3］ 卫 明，谢 源.安庆铜矿高阶段矿柱回采的充填体稳定性研究［J］.有色金属:矿部山分，1998(2):1-4.Wei Ming，Xie Yuan.Study on stability of backfill body during high level pillar recovering［J］.Nonferrous Metals:Mining Section，1998(2):1-4.

［4］ 李俊平，连民杰.矿山岩石力学［M］.北京:冶金工业出版社2011.Li Junping，Lian Minjie.The Rock Mechanics in Mine［M］.Beijing:Metallurgical Industry Press，2011.

［5］ 李俊平，冯长根，郭新亚，等.矿柱参数计算研究［J］.北京理工大学学报，2002，22(5):662-664.Li Junping，Feng Changgen，Guo Xinya et al.A study on pillar parameter calculations［J］.Journal of Beijing Institute of Technology，2002，22(5):662-664.

［6］ 宋卫东，杜建华，尹小鹏，等.金属矿山崩落法开采顶板围岩崩落机理与塌陷规律［J］.煤炭学报，2010，35(7):1078-1083.Song Weidong，Du Jianhua，Yin Xiaopeng，et al.Caving mechanism of hangingwall rock and rules of surface subsidence due to no-pillar sub-level caving method in an iron mine［J］.Journal of China Coal Society，2010，35(7):1078-1083.

［7］ 宋卫东，徐文彬，万海文，等大阶段嗣后充填采场围岩破坏规律及其巷道控制技术［J］.煤炭学报2011，36(2):287-292.Song Weidong，Xu Wenbin，Wan Haiwen，et al.Failure rules of surrounding rock in stope and controlling techniques for roadway of high-stage backfilling method［J］.Journal of China Coal Society，2011，36(2):287-292.

［8］ 杜翠凤，杜建华，郭廖武，等.无底柱分段崩落法开采顶板围崩落机理［J］.北京科技大学学报，2009，31(6):667-673.Du Cuifeng，Du Jianhua，Guo Liaowu，et al.Mechanism of capping rock collapse by no-pillar sublevel caving［J］.Journal of Beijing U-niversity of Science and Technology.2009，31(6):667-673.