毛坪铅锌矿下向分层进路胶结充填采场结构参数优化

周高明 李克钢 玉拾昭 吴顺江(.彝良驰宏矿业有限公司，云南 彝良 65760；.昆明理工大学国土资源工程学院，云南 昆明 650093)

毛坪铅锌矿下向分层进路胶结充填采场结构参数优化

周高明1李克钢2玉拾昭1吴顺江1(1.彝良驰宏矿业有限公司，云南 彝良 657602；2.昆明理工大学国土资源工程学院，云南 昆明 650093)

为探讨毛坪铅锌矿所采用的下向分层胶结充填采矿法采场结构参数的合理性，采用数值模拟手段对不同断面尺寸和不同埋藏深度的采场稳定性进行了计算，系统分析了充填体顶板及采场周边应力与塑性区等的变化规律。研究结果表明：随着进路跨度和采深的增加，进路四周拉应力值逐渐增大，当跨度超过5 m后，拉应力值已非常接近充填体抗拉强度；而当采深达到560 m时，拉应力范围几乎扩展到整个围岩，说明采场稳定性下降，存在拉破坏可能性。从本次计算情况看，在现有采深时(采深400～450 m)，进路最大跨度不宜超过5 m；而如果维持3.5 m的进路跨度持续向下开采，则适用的最大采深应在600 m左右，否则采场的稳定性难以得到有效保证。

下向胶结充填 采场稳定性 采场结构参数 断面优化

在地下开采的矿山中，由于矿体所赋存地质条件的复杂性和不可选择性，再加上开采过程中各种扰动的影响，采场围岩应力场处在不断的变化当中，一旦原有的平衡状态被打破进而超过围岩所能承受的最大应力，围岩便会出现变形、破裂，直至发生垮塌、冒落等失稳现象[1-3]。因此，维护采场围岩的稳定性不仅是采矿方法选择的主要依据，更事关矿山的安全生产及经济效益。

下向分层胶结充填采矿法是20世纪60年代中期在我国有色金属矿山开始应用的一种新型采矿方法，现已在众多的有色金属矿山、黄金矿山中广泛采用[4]。该法虽然采用充填技术保证了矿体回采后采场的稳定性，但在回采期间，采场或进路的稳定性与进路断面尺寸及矿体赋存条件密切相关[5-6]，若进路太大则安全得不到有效保障，若进路太小则工程量又会增加。所以，如何对采场结构参数进行合理的优化以达到采场的稳定及生产安全，实现矿山的效益最大化和成本最小化，不仅仅是各矿山企业关注的重点问题，同时也是国内外矿山工作者及科研院所研究的重点内容[7-8]。

1 工程概况

毛坪铅锌矿位于云南省昭通市彝良县境内，采矿权属云南驰宏锌锗股份有限公司所有，矿山由河东片区、河西片区、河西井口片区3个片区整合而成，目前，主要在河东片区进行开采。矿山共有Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ号矿体，Ⅱ、Ⅲ号矿体为零散鸡窝矿，产状不明显，目前主采矿体为Ⅰ号主矿体(带)，采矿方法采用下向分层进路式胶结充填采矿法。Ⅰ号矿体赋存于上泥盆统地层中，围岩为中粗晶白云岩，矿体走向与地层一致，走向北东—南西，倾向南东，倾角70～85°，矿体呈似层状或筒状产出，形态较为规则。

2 计算模型的建立

2.1 计算方案

根据矿山实际及今后开采的需求，本次模拟对以下几种情况进行探讨。

方案一：不同进路断面尺寸(跨度)时采场稳定性变化规律分析。采场的暴露面积对充填体的稳定性影响明显，采用小规格进路时稳定性虽好但生产能力受限且工程量偏大，若能扩大进路断面尺寸，则又担心采场稳定性出现较大下降影响生产安全。因此，有必要对现用的采场结构参数(断面尺寸为3.5 m×3 m)是否可以优化进行研究，以使矿山达到生产安全与经济效益的最大化。

方案二：不同采深时采场稳定性变化规律分析。由于毛坪矿矿体赋存较深，且目前已经探明的深部矿体标高在水平面以下(现状开采标高为670 m以上)，所以对毛坪矿而言，今后将面临开采矿体越来越深的情形，而深度的增加又会导致地应力的增大，因此，在地应力越来越大的前提下，非常有必要对沿用既有采场结构参数继续开采深部矿体时采场稳定性将产生何种变化规律等问题进行探讨。

2.2 模型建立

建立的计算模型如图1所示。模型长×宽×高为70 m×30 m×70 m，即模型x方向70 m、y方向(进路长)30 m、z方向(垂直方向)70 m，共划分216 480个单元，228 997个节点。模型共分为2大块，即围岩(Ⅰ所示区域)和矿体(其余部分)，其中又将矿体划分为不开挖矿体(Ⅱ所示区域)、已完成充填的上分层充填体顶板(Ⅲ所示区域)及跨度逐步增大的回采进路(分别用Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ、Ⅷ表示)，其中Ⅳ为现状进路断面3.5 m×3 m(跨度×高度，下同)，Ⅴ为扩大断面至4 m×3 m，Ⅵ为扩大断面至4.5 m×3 m，Ⅶ为扩大至5 m×3 m，Ⅷ为扩大至6 m×3 m。模型四周及底面用位移固定约束，模型中垂直应力以自重应力为主，水平应力由于矿山未进行地应力实测，因此根据计算所得的侧压力系数λ对水平应力进行赋值，本构模型选用M-C屈服准则。由于矿体埋藏在一定深度，因此，需要在模型顶部施加荷载。各矿岩体的物理力学计算参数列于表1。

图1 计算模型

表1 各矿岩计算参数Table 1 Calculation parameters of rocks and ores

3 计算结果分析

3.1 进路跨度对采场稳定性的影响

对图1的计算模型进行计算，可得不同进路跨度时采场周边的应力计算结果(见表2)和应力云图(见图2～图3)。从最小主应力云上看，采场受压范围不大且压应力值亦较小，但周边均存在大量的拉应力区，且随着跨度的增加，进路左帮接近顶板的位置拉应力呈增大态势，当跨度超过5 m后，拉应力值与计算中设定的充填体抗拉强度已非常接近，说明顶板存在破坏的可能；从最大主应力和z方向应力云图上看，随着跨度的增加，拉应力和压应力值变化均不大，且均小于设定的充填体抗压和抗拉强度值。

不难判断，随着跨度的增加，进路的稳定性确实会呈现逐渐下降的趋势，尤其是在进路左帮与顶板的交叉处，存在拉破坏的可能性较大。从本次计算情况看，进路跨度不宜超过5 m，否则，顶板上的拉应力将会超过充填体的抗拉强度，进而导致充填体顶板的失稳破坏。

表2 不同进路跨度时最大应力值
Table 2 Maximum stress at different drift span MPa

不同跨度/mz方向应力拉应力压应力最大主应力拉应力压应力最小主应力拉应力压应力3.5×30.11110.06830.20.24×30.1101.50.0723.50.20.44.5×30.1091.50.0754.50.20.65×30.1081.50.0754.50.40.66×30.1021.50.0754.50.50.6

图2 不同进路跨度时最小主应力云图

3.2 埋深对采场稳定性的影响

由于自重应力的大小与开采深度成正比，因此，拟通过改变施加在模型上表面的荷载大小来实现对不同埋深的模拟。本次计算共考虑了8、12、16、20和24 MPa 5种应力情况，以上覆矿岩平均容重进行换算，各应力表示的矿体埋深大致近似为220、340、450、560和680 m。通过计算，可得不同埋深时采场周边的应力计算结果(见表3)和应力云图(见图4～图5)，由于篇幅所限，在此同样仅列出部分计算结果。从最小主应力结果上看，随着埋深的增加，拉应力基本保持不变，但压应力有逐渐增大的趋势，且受压范围越来越小，进路底部受压、两帮及顶板受拉；从最大主应力云图上看，随着埋深的增加，拉应力逐渐减小为0，压应力逐步增大，当埋深为560 m(即自重应力为20 MPa)时，进路四周大部分区域的压应力均达到了5 MPa，而且进路四周均呈现受压状态；从z方向应力云图上看，随着埋深的增加，拉应力值逐渐增大且范围亦越来越大，压应力范围越来越小，当埋深达到560 m时，压应力区域仅在进路左下角出现，而其他范围全部由受压变成了受拉状态；塑性区分布规律亦比较类似，当埋深小于560 m时，进路四周均无塑性区，而当超过560 m后，在进路左帮下部出现了少部分塑性区，若埋深继续增大到680 m，塑性区范围明显扩大，说明进路稳定性越来越差、发生失稳破坏的概率越来越高。

表3 不同埋深时最大应力值
Table 3 Maximum stress at different buried depth MPa

不同埋深/mz方向应力拉应力压应力最大主应力拉应力压应力最小主应力拉应力压应力2200.0890.5～10.0801～20.20.23400.1110.5～10.0671～30.40.24500.1350.5～1.50.0501～50.40.2～0.45600.3130.5～1.501～50.4～0.60.86800.6260.5～1.501～80.4～0.60.8

可以看出，深度的增加会导致进路顶板拉应力值的增大，进而影响到采场的稳定性。从本次计算条件与结果看，当埋深达到并超过600 m时，采场顶板充填体将可能会受拉破坏。

图4 不同埋深时最小主应力云图

图5 不同埋深时z方向应力云图

4 结 论

(1)随着跨度的增加，进路的稳定性确实会呈现逐渐下降的趋势，尤其是在进路左帮与顶板的交叉处，存在拉破坏的可能性较大。从本次计算情况看，进路跨度不宜超过5 m，否则，顶板上的拉应力将会超过充填体的抗拉强度。

(2)深度的增加同样会导致进路顶板拉应力值的增大、进而降低采场的稳定性。从本次计算条件与结果看，当埋深达到600 m左右时，采场顶板充填体将会受拉破坏。

(3)对于矿体延伸长度较大的矿体开采而言，由于随着埋深的增加矿体本身的赋存条件发生了改变，因此，必须认真分析外部条件的改变对采场稳定性的影响程度，以保证生产期间的采场稳定和生产安全。

[1] 蔡美峰．岩石力学与工程[M]．北京：科学出版社，2002． Cai Meifeng.Rock Mechanics and Engineering[M].Beijing：Science Press，2002.

[2] 江兴元，史俊伟，张兴国，等．尾砂充填连续开采采场顶板稳定性数值分析[J]．金属矿山，201l(11)：37-40. Jiang Xingyuan，Shi Junwei，Zhang Xinguo，et a1.Numerical analysis on roof stability in continuous mill tailings filling stope[J].Metal Mine，2011(11):37-40.

[3] 王国富，张超凡，张法全，等．分段采矿法采场稳定性分析[J]．金属矿山，2011(9)：65-67. Wang Guofu，Zhang Chaofan，Zhang Faquan，et al.Stope stability analysis for the sublevel mining method[J].Metal Mine，201l(9):65-67.

[4] 丰裕军.下向分层胶结充填采矿法在我国岩金地下矿山的应用与发展[J].黄金，2000,21(8)：19-22. Feng Yujun.The application and development of the mining method of downward slice and consolidated fill in the rock gold mining of underground mine[J].Gold，2000,21(8):19-22.

[5] 曹宗权，邵 海，高卫宏,等.基于FLAC3D的下向进路胶结充填采场参数研究[J].有色金属科学与工程，2011,2(6)：74-78. Cao Zongquan，Shao Hai，Gao Weihong，et al.Parameters of cemented underhand heading stope based on FLAC3Danalysis[J].Nonferrous Metals Science and Engineering，2011,2(6):74-78.

[6] 廖 亮.下向胶结充填采矿法采场结构参数优化及稳定性研究[D].赣州：江西理工大学,2011. Liao Liang.Stability Analysis and Optimization of Stope Structural Parameters of Underhand Drift Cut-fill Stoping Mining[D].Ganzhou:Jiangxi University of Science and Technology，2011.

[7] 邱景平，辛国帅，张世玉,等.特大型地下矿山胶结充填采场结构参数优化[J].金属矿山，2013(4)：1-4. Qiu Jingping，Xin Guoshuai，Zhang Shiyu，et al.Research on structural parameters optimization of cementing filling stope for super large underground mine[J].Metal Mine，2013(4):1-4.

[8] 刘恩彦，张钦礼，吴 鹏,等.后观音山铁矿采场结构参数优化研究[J].金属矿山，2011(9)：33-35. Liu Enyan，Zhang Qinli，Wu Peng，et al.Stope structure parameters optimization of Houguanyin Mountain[J].Metal Mine，2011(9):33-35.

(责任编辑 徐志宏)

Optimization of Stope Structure Parameter of Downward Drift Slicing and Cementing Fill Mining Method in Maoping Lead-zinc Mine

Zhou Gaoming1Li Kegang2Yu Shizhao1Wu Shunjiang1
(1.YihangChihongMiningCo.，Ltd.，Yiliang657602，China；2.FacultyofLandResourceEngineering，KunmingUniversityofScienceandTechnology，Kunming650093，China)

In order to discuss the rationality of stope structure parameters of downward drift slicing and cementing fill mining method in Maoping lead-zinc mine，the stope stability at different drift section size and buried depth were calculated by the numerical simulation method，and the change rules of stress and plastic zones of backfill roof and stope surrounding were analyzed systematically.The results show that：with the increasing of drift span and buried depth，the tensile stress at stope surrounding rock also increases gradually.When the drift span reaches 5 m，the tensile stress is very close to tensile strength of backfill，and if the mining depth over 560 m，the tensile stress zone almost expands to the whole surrounding rock，which indicates that the stope stability has reduced，and the stope is likely to fail.From the calculation results，the maximum drift span should not exceed 5 m at the current mining depth(the depth is 400～450 m)，and if we continue to deep mining at 3.5 m drift span，the biggest mining depth should be less than 600 m.Otherwise，it is hard to ensure the stope stability.

Downward cementing fill，Stope stability，Stope structure parameter，Section optimization

2014-10-15

国家自然科学基金项目(编号：41362013)。

周高明(1967—)，男，高级工程师。

TD 853.34

A

1001-1250(2015)-01-039-04