曹建立 任凤玉 丁航行 黄贵臣
(1.东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;2.鞍钢集团矿业有限公司,辽宁鞍山114001)
某铁矿区主要由上下盘两条矿脉构成,矿石平 均品位约30%,其中下盘矿脉采用浅孔留矿法[1]进行地下开采,年产量达65 万t 左右,上盘矿脉采用露天开采,年产量约300 万t。两条矿脉相距较近,实际开采中下盘井下开采深度超过了原设计允许的最大深度值,导致地表形成的塌陷坑周边岩移范围扩大,对露天采场构成了严重威胁。为实现矿山在未来开采中的稳产目标,两条矿脉必须进行协同开采。上盘矿脉实现露天安全开采的必要条件则是下盘矿脉地下开采引起的岩移得到有效控制。因此,针对该矿山露天与井下大规模开采中所面临的岩移威胁难题,亟需研发相关的技术方法,确保矿山安全高效开采。
在岩移预测及控制研究中,钱鸣高等[2]提出了关键层理论;李欣等[3]采用数值方法分析了司家营铁矿地表岩移发展规律;赵雨薇等[4]利用拉张破坏有限元模型,研究了挂帮矿地下开采中上部坡体应力及裂纹演化过程;李春意等[5]通过理论分析与数值模拟研究了煤矿条带开采地表动态与静态沉降特征;袁海平等[6]利用数值方法研究了空区形状与岩移之间的变化关系,得出地表塌陷形态呈类圆形且不受空区形状影响;夏开宗等[7]利用现场监测手段分析了不同采矿分段下岩体冒落及岩移发展特征,得出岩移受开采分段影响具有突变性;付俊等[8]利用矿山三维模型,研究了急倾斜矿体开采对地表岩移发展的影响;王启春等[9]通过现场岩移监测,分析了倾斜煤层开采地表岩移发展特征;李海英等[10]通过优化挂帮矿开采顺序和高度调整了边坡岩体的滚落方式,消除了挂帮矿开采的岩移威胁;马凤山等[11]采用数值模拟方法研究了节理影响下的地表岩移特性;常帅等[12]针对分区开采中出现的岩移危害问题,从分区界限确定、采矿优化及施工调整等方面进行了研究,取得了理想成效;宋卫东等[13]利用相似试验与数值模拟相结合的方法研究了高陡边坡破坏及变形特征;赵永等[14]基于微震监测手段研究了露天转地下开采中的岩移发展机理。
综上所述,学术界针对不同矿岩条件的岩移预测与机理研究取得了显著进展,但对于多矿体分布及协同开采条件下的岩移控制方法的研究相对薄弱。因此,针对该铁矿山露天及地下多矿体协同开采情况,本研究重点分析地表塌陷及岩移控制方法,为确保矿山露天与地下协同安全开采提供有益参考。
该矿山下盘矿脉应用浅孔留矿法开采,上盘矿脉进行露天开采,下盘超深开采致使露天采区处于岩移范围内(图1)。目前在下盘地表已形成了一定规模的塌陷坑,塌陷及岩移范围不断扩展,严重制约了露天采区的开采进度。根据临界散体柱支撑理论[15-17],塌陷坑内散体产生的侧压力可以提高边壁围岩的稳定性,如果散体在下移过程中出现结拱情况,随着井下采矿的进行,一旦散体拱突然垮落,必将导致其上部散体发生整体大规模下移,使边壁围岩失去散体的侧向支撑,致使地表岩移范围扩大。因此,为有效限制下盘地下开采引起的岩移朝向上盘露天采场发展,首先需要研究塌陷坑内散体的流动特性,以此为依据提出安全可行的岩移控制方法。
塌陷坑内废石散体流动特性主要取决于散体块度大小及组成,废石散体主要来源于边帮片落及采空区顶板冒落岩块。受现实条件制约,尚无法对塌陷坑内的散体进行详细的块度估算,但是可以对放矿结束后出矿口出露的废石散体利用照相法进行估算,是因为放矿口出露的废石一般来源于塌陷坑内的覆盖层散体,具有很好的代表性,可直接利用方格网来测定散体堆的组成。
如图2 所示,根据表面散体的块度构成,制作一方形格网(每一小格边长为35 cm),将格网平整放置于废石散体堆上,利用相机拍照记录,并进行图像绘制。根据绘制的图像统计计算不同粒径所占面积与总面积的比值,以此确定散体块度百分比,计算公式为
式中,θm为某一粒级散体块度所占百分比,%;Sm为某一粒级散体块度总面积,m2;Sn为整个测量范围内的散体堆总面积,m2。
根据式(1)分析计算,得到不同粒级范围的散体块度所占百分比见表1。
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结合图2 与表1 可知:5~30 cm 粒径约占总粒径范围的53%,大块约占6%,大块主要出现在散体堆中间部位,小块则分布于两侧,小块占主要成分的内在原因为围岩节理裂隙发育,塌陷坑内冒落及片帮散体在下移过程中,受到相互挤压作用的影响,较大的块度也会沿着节理产生二次破碎,形成较小块体;部分大块的存在则是源于井下爆破震动崩落的边壁岩体,由于距离出矿口较近,受到的挤压作用要比近地表的覆盖层小很多,并且率先抵达出矿口,以较大块度的形式存在。因此,在估算塌陷坑内散体块度组成时,需综合考虑上述影响因素,最终确定的塌陷坑内散体块度组成见表2。
注:百分比总计为100%。
本研究结合现场塌陷坑内散体粒度实际分布情况进行相似试验分析,为保证相似试验结果的可靠性,试验中所用的散体颗粒来源于现场矿岩散体,经筛分配比后得到。研究中将模型宽度(模拟塌陷坑宽度)与散体较大平均粒径的比值称为跨径比,用于表征散体的结拱特性。通过改变模型宽度来模拟现场塌陷坑的宽度,试验按照1∶100相似比选取的模型宽度值分别为15、20、25、30 mm。为保证试验结果的可靠性,共进行了3 次试验,对试验中的散体流动及结拱现象进行了详细记录。散体颗粒级配如表3所示。
注:百分比总计为100%。
不同模拟塌陷坑宽度下的散体结拱情况分别如图3 与表4 所示。试验选取占散体总量10%的较大颗粒组的平均粒径作为分析跨径比的主要参数,通过称重计算,平均散体粒径约11.35 mm,据此计算出的跨径比与散体结拱的关系见表5。
根据表5 统计结果,当跨径比大于2.64 时,散体流动性良好,没有结拱情况发生;当跨径比为2.2~1.76 时,散体放出过程中卡块现象比较明显,偶尔发生结拱情况;当跨径比小于1.76 时,会出现明显的结拱情况,不同跨径比下的散体结拱情况如图4所示。
据现场调研,该矿山地下开采形成的塌陷坑中废石散体的最大粒径一般不超过1.2 m,由于无法观测塌陷坑内部散体的最大粒度,因此考虑1.3 的安全系数,则散体粒径的最大值为1.56 m,通过图4 得出矿山废石散体的临界跨径比为2.64,由此计算得出该矿山能够保证散体顺利流动而不发生结拱的最小塌陷坑宽度值为4.2 m,目前塌陷坑宽度为20~60 m,为满足散体连续流动的最小塌陷坑宽度值的4.76~14.28 倍。分析表明:该矿山塌陷坑内散体随着井下放矿的进行能够保持连续流动,不会出现结拱情况。
矿山生产实践表明,岩体侧向片落形式取决于岩层的暴露条件,随着井下矿石的崩落与放出,暴露于空区边帮的不稳岩块发生片帮冒落而形成覆盖层,随着覆盖层的整体下移,近地表塌陷坑边壁围岩失去支撑,受优势节理面与地质风化条件的影响,地表塌陷范围不断扩大,威胁位于其上盘侧的露天采区(图5)。
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根据临界散体柱支撑理论,塌陷坑边壁围岩发生片落的条件主要取决于边壁岩体是否受到侧向支撑作用,即散体的侧压力。当塌陷坑内散体堆积到一定高度后,随着底部散体的逐渐沉实,位于某一散体堆高度之上的散体柱提供的侧压力足以使当下的塌陷坑处于稳定状态,岩移发展由此终止。由地表最外侧的明显断裂线位置按岩移角向上盘侧矿岩接触带划线,该位置之上的散体柱可称为临界散体柱(图6)。临界散体柱对于限制塌陷坑扩展及周边地表岩移的发展起着关键作用,即岩体强度一定时,塌陷坑底部散体的支撑作用成为影响围岩片落程度及岩移范围的主要因素。
角差是影响MWD测量系统的一个重要参数,在一口井的施工过程中,如果施工人员所测量的角差值出错或偏差较大,将会严重影响该井的正常施工,情况严重的甚至会导致填井重钻或井眼报废[7-9]。
为研究临界散体柱与散体高度及矿体倾角之间的变化关系,对该矿山临界散体柱的相关参数进行了统计,结果见表6。
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由表6 可知:通过统计塌陷坑的4 个地质勘探线所在剖面,临界散体柱占整个塌陷坑内散体堆积高度的22.98%~25.31%,其下部的密实散体柱占整个散体堆的74.69%~77.02%,这部分散体柱提供的侧压力足以使所在部位的边壁围岩处于近似原位条件的稳定状态。根据前述散体结拱特性的试验结果,散体在塌陷坑中能够保持整体连续下移,及时向塌陷坑中补充充填废石散体,始终保持边帮围岩自稳所需的散体高度值,则临界散体柱可对地表塌陷及岩移发展进行有效控制。
为直观观察塌陷坑边壁片落时的裂隙发展情况,利用PFC 软件[18-19]对散体柱支撑作用进行分析,选择过塌陷坑的11 号线、12 号线与13 号线所在剖面的矿体倾角作为研究对象,塌陷坑内散体的相关参数取值见表7。为对模型进行适当简化,假定塌陷坑内散体堆积高度相同,模型长270 m,高450 m,塌陷坑宽度取55 m,模型总颗粒数达121 500 个,颗粒随机分布级配参照表3,数值分析模型见图7。
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塌陷坑上下盘边壁围岩的裂隙扩展情况见图8,图中颗粒点代表拉伸裂隙,可以看出上盘侧的裂隙明显多于下盘,说明随着塌陷坑暴露时间的增加,岩移主要朝向上盘侧发展,这与现实情况相一致。根据矿山设定的70°岩移角进行临界散体柱圈定,得到不同矿体倾角下的临界散体柱高度值,其中78°倾角的临界散体柱高度为121 m,82°倾角的临界散体柱高度为116 m,85°倾角的临界散体柱高度为101 m,在塌陷坑散体高度与宽度一定的条件下,临界散体柱高度随着矿体倾角的增加而减小,这与现场统计分析结果基本一致,进一步验证了临界散体柱的支撑作用。值得注意的是,裂隙主要存在于临界散体柱上方的上盘边壁围岩中,而其下方裂隙相对较少,表明临界散体柱下方的密实散体柱可以最大程度地限制边帮围岩变形的发展,即地表岩移程度主要由临界散体柱控制。
由图5 可以看出,塌陷坑边壁陡立,周边断裂线发育,由于上盘侧露天采区与下盘侧地下采区的最近距离不足50 m,一旦岩移扩展得不到有效控制,必然会对露天采区构成极大威胁。目前,塌落坑宽度已达20~60 m,受井下放矿及边壁围岩片落的影响,塌陷坑内两帮散体赋存较高,中间较低,未被充填的高度达到20~50 m。根据表6 可知临界散体柱高度范围为106.3~117.5 m,通过对塌陷坑进行充分充填,保证各勘探线所在的塌陷坑剖面满足其临界散体柱的有效作用高度值,使得边壁岩体不发生片落。因此,可利用露天采场剥离的废石及井下采出的废石对地表塌陷坑进行大规模充填,保证临界散体柱高度,以此来控制塌陷坑周边岩移发展,保障露天与井下采场协同安全开采。
在对塌陷坑进行废石充填时,一般存在两种风险:①散体下移过程中出现大的结拱,造成突然陷落危害;②随着井下放矿的进行,覆盖层下移造成地表陷落危害。前述散体流动试验结果证实散体下移过程中不会发生结拱,因此第一种风险可以排除;对于第二种陷落危害,需要进行计算分析来评估其风险发生的可能性。根据随机介质放矿理论[20],散体一次最大下移量Vz与散体覆盖层厚度h的变化关系为
塌陷坑内散体覆盖层平均厚度约460 m,用浅孔留矿法开采井下矿体过程中,崩落矿柱时采场顶部散体的下移量最大,根据矿房与矿柱的体积量估算,采场顶部矿柱崩落后可引起其上方散体的下移量约20 m,则等价放出量q的计算公式为
试验测得的散体流动参数α=1.193 7,β=0.395 9,h=20 m 代入式(3),得到等价放出量不超过404.95 m3。将q=404.95 m3,h=460 m 和α、β 值代入式(2),可得塌陷坑散体覆盖层一次下移量的最大值约0.27 m,下移量较小不会对充填作业人员及设备构成威胁,即向塌陷坑充填废石散体是安全可行的。
由于塌陷坑分布范围较大,沿塌陷坑轴向(走向)在未塌落的地表之下可能存在隐蔽空区,因此不能将走向方向作为第一充填方位,垂直于塌陷坑走向(沿塌陷坑边帮)上盘侧为露天采区,受岩移威胁较大,下盘侧相对稳定,可以作为第一排岩方位,据此研究提出两步三向协同充填塌陷坑的岩移控制新方法。即第一步沿塌陷坑边帮下盘侧进行第一向大规模充填(图9中“①”),利用充填散体对上盘侧及走向两帮提供侧向支撑,上盘边壁围岩受散体支撑作用趋于稳定后,沿上盘侧对塌陷坑进行第二向充填排岩(图9“②”),利用两向充填散体的相互挤压对沿走向方向形成稳定的支撑作用,随后,第二步沿走向方向对塌陷坑进行第三向充填(图9“③”),最终实现两步三向协同充填排岩,充填作业更加安全,边壁岩移控制效果也更加明显。
现场充填实施情况见图10。利用卡车将井下采出的废石及露天矿区剥离的废石按照所设计的充填方法倾倒至塌陷坑中,目前排岩总量达4 000 万t 左右,同时直接将露天采区剥离废石排入其下盘侧塌陷坑中,减小了排岩运距,节省运输总费用约1 300万元,减少了废石占地面积,有效降低了对地表环境的污染。两步三向协同充填地表塌陷坑岩移控制方法实施以来,塌陷坑表面出现过缓慢沉降现象,但沉降幅度很小,在安全施工允许范围内。可见,针对急倾斜多层位矿体露天与地下协同开采现实条件,本研究基于临界散体柱支撑原理提出的地表岩移控制方法是安全可行的,经济和社会效益显著。
(1)基于散体流动特性试验,该矿山塌陷坑内散体结拱的临界跨径比为2.64,塌陷坑实际宽度为满足散体连续流动的最小塌陷坑宽度值的4.76~14.28倍,表明塌陷坑内散体具有很好的流动性,不会出现结拱情况。
(2)理论分析与数值模拟结果表明,上盘侧边壁围岩损伤的发展要明显多于下盘,并且损伤主要分布于临界散体柱作用区的上盘边壁围岩中。向塌陷坑充填废石散体,保持临界散体柱的有效作用高度,可控制地表岩移及塌陷范围扩展。
(3)提出了沿地表塌陷坑边帮和走向方向的两步三向协同充填岩移控制新方法,可节省排岩运输费用约1 300 万元,减小废石占地面积,排岩充填作业安全,岩移控制效果良好,经济效益和社会效益显著。