二步采场上盘围岩稳定性分析及工程应用

刘志义 候金亮 赵国彦 任贺旭 薛振林

(1.华北理工大学矿业工程学院，063039 河北 唐山 ；2.中南大学资源与安全工程学院 410083 湖南 长沙)

二步采场上盘围岩稳定性分析及工程应用

刘志义1候金亮1赵国彦2任贺旭1薛振林1

(1.华北理工大学矿业工程学院，063039 河北 唐山 ；2.中南大学资源与安全工程学院 410083 湖南 长沙)

三山岛金矿二步采场上盘围岩揭露后出现剥离和掉碴现象，造成矿石的贫化并严重影响采场的安全。采用当量暴露面积法和三维有限元法对不同参数的二步采场上盘围岩的稳定性进行分析，通过计算和分析不同参数的采场上盘围岩的当量暴露面积和揭露后的位移量、应力变化，结合极限允许暴露面积判据、强度理论判据和容许极限位移量判据得出不同参数的采场上盘围岩稳定情况，并通过工业试验提出采场的合理参数和上盘围岩的控制措施。试验表明，采场宽为10 m，高为10 m时，采场上盘围岩揭露后初期稳定性较好， 3 d后局部发生剥离和掉碴现象，不稳定区域主要集中在中部偏上和靠近采场顶板位置，且采用锚索和金属网联合支护方式控制采场上盘围岩效果较好，有效保证了采场的安全并控制了矿石的贫化率。

二步采场 上盘围岩 当量暴露面积 有限元计算 工程应用

采场的稳定性对矿山安全经济有效地开采有着重要的影响，有效保证采场的稳定对矿山的生产有着重要的经济价值。我国很多矿山为满足生产需要，大多采用分矿房矿柱方式开采，即先采矿房后采矿柱。然而，在开采矿柱时，其两侧为强度较弱的充填体，而矿柱本身受采场应力集中和爆破震动影响强度也变弱，因此造成矿柱开采时采场的稳定性较差。国内学者开展了相关研究。例如，姚银佩[1]针对新城金矿二步采场的稳定性，采用力学理论和有限元理论，对充填体的自立能力及采场不同参数对顶板稳定性的影响进行了研究，并结合现场监测进行了验证；李启月[2]应用有限元理论，对高应力大阶段二步采场分段开挖过程中采场的稳定性进行分析，为矿山采矿方法和支护参数的选择提供了重要的技术参考；张晓朴[3]采用区域微震监测与局部点监测相结合的方式，对二步采场不同跨度下的采场顶板应力应变进行监测分析，为采场的稳定性作出了准确的评价。然而，对于倾斜矿体采场的稳定性，除了顶板还应考虑上盘围岩的稳定性，因为上盘围岩是否稳定直接影响矿体的回收率和贫化率，而针对倾斜矿体采场上盘围岩的稳定性及支护方式的研究相对较少。

本研究结合三山岛金矿采场上盘稳定性较差易垮落问题,采用当量暴露面积法和数值模拟法,对上盘围岩不同暴露面积下的稳定性进行分析，并通过现场工业试验提出采场的合理参数和上盘围岩的控制措施，为矿山安全高效生产提供支撑。

1 工程概况

三山岛金矿是我国大型地下开采矿山，矿体主要赋存在黄铁绢英岩化碎裂岩和黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩等蚀变岩内，裂隙不发育，岩石一般较完整[4]。断裂带内主断层为F1，位于断裂带中偏上部，由断层泥、糜棱岩及构造角砾岩组成，该断层是成矿期的主要控矿构造，沿主断面稳定分布的断层泥对深部上升的成矿热液起到阻隔富集作用。因而，金矿的主矿体产于断层主裂面以下[5-6]。断层成矿后有较弱的活动，显张性，使局部矿体被破碎。主断面延展稳定，两侧发育有1～10 m厚的碎裂岩带。主断裂F1下盘为矿体，F1断层面上断层泥一般厚5～10 cm，靠近F1断层的岩石破碎，节理、裂隙发育，工程揭露后易坍塌。

矿体总体走向62°，倾向南东，倾角平均40°左右。矿体直接上盘围岩为绢英化碎裂岩、绢英岩化花岗质碎裂岩，矿体下盘为黄铁绢英岩化黄岗质碎裂岩或黄铁绢英岩化碎裂岩[7]。矿山设计采用盘区法分层充填采矿法进行开采，采场上盘围岩由于接近F1断层，顶板围岩的稳定性受F1断层影响显著，开采时采场内易发生较大规模的剥离和掉碴现象。为满足矿山生产需要，矿山改用中深孔落矿法回采二步矿房，但回采时，由于应力集中、矿岩受爆破振动影响完整性遭受破坏、矿体强度下降及两侧充填体强度低等原因，使采场稳定性大幅下降，尤其是上盘围岩稳定性较差，矿块作业安全性和回采强度大幅下降，且增加了矿石贫化率，难以适应公司对矿山增产扩能的需要。

2 当量暴露面积法分析上盘围岩稳定性

大量研究表明，当采场形状不同而暴露面积相同时，顶板的应力状态是不同的，相应的稳定程度也就不同。而大部分采场的形状主要分为长方形采场和正方形采场，张志文[8]认为当正方形采场顶板应力的最大值和长方形采场顶板应力的最大值相等时，即两者稳定性状态相同时，同一岩体中，长方形采场的暴露面积相对于正方形采场暴露面积的折合值就称为当量暴露面积。当量暴露面积相等表明采场顶板最大应力相等，因此，当量暴露面积主要反映了采场顶板应力最大值的大小，而与采场具体形状无关，即其只与采场的长边值和短边值有关。

国外学者比尔(Beer)和米克(Meek)研究表明，正方形采场的顶板基本沿对角线方向发生破坏，其破坏迹线如图1所示。而长方形采场顶板中间有1条裂缝，两端有2个三角形的破坏区，其破坏迹线如图2所示。

图1 正方形采场顶板破坏迹线Fig.1 Damage traces of square stope roof

图2 长方形采场顶板破坏迹线Fig.2 Damage traces of rectangular stope roof

根据推导计算可知，矩形采场的当量暴露面积的计算公式为

(1)

式中,Se为当量暴露面积，m2；a为采场的长边值；b为采场短边值；k为长短比参数，k=a/b。

由式(1)可知，采场当量暴露面积只受采场的长边和短边影响，而其本身又与采场顶板应力的最大值有紧密关系，因此，该参数能比较客观地评价采场顶板的稳定性。当采场顶板的当量暴露面积超过了矿岩的极限暴露面积时，则采场有冒顶的危险，反之则安全[9]。

由于矿山采用中深孔爆破回采二步采场矿体，考虑采场的安全和生产效率，合理的开采高度为10～15m，因此，根据式(1)计算得到不同宽度和不同高度的采场上盘的当量暴露面积变化曲线，如图3所示。

由图3可知上盘围岩当量暴露面积随采场高度的变化呈线性增长，其受采场高度的影响要比受采场宽度的影响大，即当量暴露面积随采场高度增加的变化率比随采场宽度增加的变化率要大，因此在安全的前提下，采场开采过程中可适当降低采场高度、加大采场宽度，这样既能保证采场的生产能力，也能保证采场的安全及降低矿石贫化率。

(a)不同采场宽度■—采场高10 m;▲—采场高12.5 m;◆—采场高15 m

(b)不同采场高度■—采场高8 m;▲—采场高10 m;◆—采场高12 m图3 不同采场参数上盘围岩当量暴露面积变化曲线Fig.3 Variation curve of equivalent exposed area of hanging wall rock with different structure parameters

3 上盘围岩稳定性的有限元理论分析

3.1 计算模型的建立

根据三山岛金矿西山矿区矿体的开采情况，矿体分两步骤回采，先采矿房后采矿柱，矿房采用上向水平分层充填法开采，采用灰砂比1∶8进行充填，矿柱采用中深孔落矿进行开采。因此，计算模型可分为5个部分，分别是上、下盘围岩，矿体和采场顶、底板，如图4所示。模型中，x方向为矿体走向，y方向为矿体水平厚度方向即采场开挖方向，z方向为矿体竖直方向。

图4 计算模型Fig.4 Numerical simulation model

3.2 有限元数值模拟计算方案

根据矿区上盘围岩力学数测试可知，靠近F1断层的上盘矿岩硬度系数f=4～6，属中等稳固[10]。根据矿岩的稳固性可知，中等稳固矿岩不支护的允许暴露面积为50～200 m2。结合基于当量暴露面积法的上盘围岩稳定性分析结果可知，采场的宽为8～12 m，高为10～12 m。因此，本模型根据矿柱的不同开采宽度和高度对采场上盘围岩的应力、位移进行计算，分析不同采场参数下上盘围岩的稳定性，计算方案如表1所示。

表1 计算方案

Table 1 Calculation scheme m

3.3 模型计算力学参数

通过对三山岛金矿西山矿区的岩体工程地质调查、矿体取样测试及充填体强度实验，有限元计算中的材料力学参数如表2所示。

表2 岩体和充填体力学参数Table 2 Mechanical parameter of rock mass and backfill body

3.4 计算结果分析

3.4.1 上盘围岩位移沉降分析

在采场上盘围岩的横向(A-A)和纵向(B-B)的中部分别布置监测点，每隔2 m布置1个监测点，对采场宽度和高度变化后的上盘围岩沉降进行监测，测点布置如图5所示。

图5 上盘围岩监测点布置Fig.5 Location of monitoring points on hanging wall rock

通过计算分析，上盘围岩沿A-A方向、B-B方向的位移沉降变化关系如图6、图7所示。

图6 上盘围岩沿A-A方向位移沉降变化曲线Fig.6 Variation curve of displacement alongA-A direction from hanging wall rock■—宽8 m;▲—宽10 m;◆—宽12 m

图7 上盘围岩沿B-B方向位移沉降变化曲线Fig.7 Variation curve of displacement alongB-B direction from hanging wall rock■—宽8 m;▲—宽10 m;◆—宽12 m

由图6可知：上盘围岩沿A-A方向的位移沉降随采场宽度的增加而呈不均匀增加，增幅越来越大，且当宽度为12 m时，位移沉降增加量较大，最大达14 mm；上盘围岩在A-A方向上的中部沉降量最大，且随着采场宽度的增加，数值逐渐增大，同时不均匀沉降也越来越明显；采场高度增加后，上盘围岩的整体位移量变大。

由图7可知：上盘围岩沿B-B方向的位移沉降随采场宽度的增加呈均匀增加，增幅变化不大，且越靠近采场顶板位置位移量越大；自上盘围岩中部向顶板方向靠近，位移量的增长率很大，围岩沉降量近似呈线性增长。

上盘围岩位移变化云图如图8所示。由图中可以看出，上盘围岩最大位移量的区域集中在上盘围岩中部以上靠近采场顶板的位置，且当采场高度增加时，最大位移量的分布区域会增加，上盘的不稳定区域就会变大，有产生大面积冒落的可能，这将严重影响采场的安全性，因此，在开采过程中要加强该区域的支护。

图8 上盘围岩位移变化云图Fig.8 Displacement nephogram of hanging wall rock

3.4.2 上盘围岩应力分析

不同宽度和高度采场的上盘围岩应力变化计算结果如图9所示。

图9 上盘围岩拉应力变化特征Fig.9 Ensile stress variation of hanging wall rocks■—采场宽度10 m;◆—采场高度10 m

由图9可知：采场高度为12 m时，上盘围岩的拉应力比采场高度为10 m时的大；采场高度为12 m时，上盘围岩的拉应力变化率比采场高度为10 m时的大，且变化较大；采场高度为10 m时拉应力变化率较小且平稳；当采场高度为12 m时，不同宽度采场上盘围岩的拉应力均大于上盘岩石的抗拉强度，即上盘岩石发生了破坏。

由应力云图可知：上盘围岩应力区域随着宽度的增加不断扩大，拉应力区主要分布在上盘围岩中部偏上；当采场高度为12 m时，拉应力分布区域明显扩大，且与顶板相交处基本交汇；当采场高度为10 m时，拉应力区分布相对较小，且主要分布在上盘围岩中部偏上。如图10所示。因此，在生产中应在该位置加强支护。

图10 上盘围岩应力云图Fig.10 Stress nephogram of hanging wall rocks

综合上述当量暴露面积法和有限元法对上盘围岩的稳定性分析，建议二步采场的宽度为10 m，高度为10 m，同时，在开采过程要加强上盘围岩暴露面中部以上区域的支护。

4 工业试验

将上述建议的采场参数应用到三山岛金矿553#盘区4号采场，采场采用中深孔落矿进行开采。上盘围岩揭露后初期稳定性较好，3 d之后上盘围岩中部偏上位置出现剥离和掉碴现象，尤其是在爆破震动的影响下掉碴现象非常严重，严重影响采场的安全和矿石的贫化率，如图11所示。因此，为确保开采安全，矿山采用锚索和金属网联合支护方式对上盘围岩进行支护，尤其对上盘围岩中部偏上位置加强支护，如图12所示。

图11 回采采场上盘围岩Fig.11 Hanging wall rock of mining stope

图12 回采采场上盘围岩支护Fig.12 Support of hanging wall rock of mining stope

工业试验证明，宽10 m、高10 m的二步采场上盘围岩揭露后初期稳定性较好，后期采用锚索和金属网联合支护能有效控制围岩的位移变形，保证了采场的安全，降低了矿石的贫化率。

5 结 论

(1)该矿区采场上盘围岩的稳定性受采场高度的影响较为明显，当采场高度由10 m增加到12 m时，采场上盘围岩的当量暴露面积、应力的增加量比采场高度由8 m增加到10 m的大很多，且上盘围岩产生的拉应力超出了围岩自身的抗拉强度，最大位移量的范围产生了很大的扩展。

(2)采场上盘围岩的不稳定区主要集中在中部偏上和靠近采场顶部位置，开采过程中要加强支护。

(3)通过现场工业试验可知，上盘围岩揭露后初期稳定性较好，后期出现剥离和掉碴现象，甚至产生局部冒顶现象；经采用锚索和金属网联合支护，能有效控制上盘围岩变形，降低了采场矿石的贫化率，保证了采场开采安全。

(4)综上所述，建议矿山二步采场的宽为10 m，高为10 m，且采用锚索和金属网对上盘围岩进行支护，尤其要加强上盘围岩中部偏上和靠近采场顶部位置的支护，这样能有效控制上盘围岩变形，保证采场的安全和降低矿石的贫化率。

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(责任编辑 徐志宏)

Engineering Application and Stability Analysis of the Hanging Wall Rock of the Second-step Stope

Liu Zhiyi1Hou Jinliang1Zhao Guoyan2Ren Hexu1Xue Zhenlin1

(1.SchoolofMiningEngineering，NorthChinaUniversityofScienceandTechnology2.SchoolofResourcesandSafetyEngineering，CentralSouthUniversity)

Ore dilution and stope safety were seriously affected by the phenomenon of stripping and rockfall occurred in the hanging wall rock of second-step stope in Sanshandao Gold Mine.Equivalent exposed area method and 3D-FEM were combined to analyze the stability of the hanging wall rock of second-step stope with different structure parameters.Equivalent exposed area，displacement and stress variation were calculated when the hanging wall rock was exposed with different parameters of the stope，stable situation was reflected based on the Maximum Permissible Exposure Area Criterion，Strength Theory Criterion and Maximum Permissible Displacement Criterion.The reasonable parameters of the stope and control measures of the hanging wall rock were suggested to apply according to the industrial test with the theoretical results.The test showed that the phenomenon of stripping and rockfall was occurred when the hanging wall rock was exposed after three days，though which was stable during the early days.The unstable areas were distributed at the mid-height of the hanging wall rock，and the location near stope roof.The combination support pattern of cable and wire mesh was adopted to control the deformation of the hanging wall rock，the supporting effect was good and stope safety and ore dilution were effectively guaranteed according to the industrial test.

Second-step stope，Hanging wall rock，Equivalent exposed area，FEM simulation，Engineering application

2015-08-03

华北理工大学青年基金项目(编号：Z201407)。

刘志义(1987—),男,助教,硕士。

TD803

A

1001-1250(2015)-11-143-06