青龙沟金矿露天转地下采场稳定性分析及控制

赵兴东 李怀宾 张姝婧 杨晓明 张天航

（1.东北大学采矿地压与控制研究中心，辽宁沈阳 110819；2.青海大柴旦矿业有限公司，青海海西 816201）

随着露天矿山开采深度的不断增加，露天开采变得越来越不适合矿山生产的要求，必须适时转成地下开采。近年来，露天转地下开采的矿山逐渐增多，例如国内的首钢密云铁矿、承钢黑山铁矿、铜山铜矿、凤凰山铜矿和广西大新锰矿等；国外主要有南非的科菲丰坦金刚石矿、澳大利亚的蒙特莱尔铜矿和加拿大的Kidd-Creek铜矿等[1]。露天转地下其中一个突出的问题就是如何确保采场的稳定性，这是地下矿山实现安全、高效开采的重要影响因素[2-3]。地下采场的稳定性主要取决于采场围岩体工程属性、采动应力、采场形状因子等。对于采场稳定性的分析主要有经验法、理论解析法、数值模拟法以及现场监测法等，例如：Choon等[4]采用稳定性图表评估地下采场的稳定性；Kurlenya等[5]运用模型试验法对采场的稳定性进行研究；赵国彦等[6]运用模糊—理想点法，对海下采场顶板的稳定性进行分析；Grenon等[7]通过现场调查数据生成3D含节理模型，采用数值分析方法分析采场的稳定。

在上述研究成果的基础之上，本项目以青龙沟采区北矿段露天转地下开采为研究对象，采用稳定性图法和数值分析方法，确定采场稳定性，据此提出相应的采场下盘锚索支护参数，为矿山安全高效开采矿体提供理论依据。

1 现场工程地质

大柴旦矿业有限公司青龙沟采区北矿段上部为露天开采，目前，露天开采已经结束，转为地下开采。青龙沟采区北矿段共探明4条矿体，其中M2矿体规模较大，图1为青龙沟采区三维地质模型。

青龙沟采区北矿段位于青龙沟复向斜的东南段，矿区内褶皱构造和断裂较发育，总体走向为NNW～SSE，与区域主构造方向一致，矿区侵入岩主要为块状构造，中元古代地层为薄～中厚层状构造。青龙沟金矿主矿体（M2）位于16250N～16550N勘探线间，形态呈北东倾的简单板状，向深部延伸时开始出现分支，倾向和走向上具有较好的稳定连续性。矿体上盘为条带状大理岩，下盘为白云质大理岩，矿体为蚀变的变质砂岩。矿化区域厚度一般从数米至二十多米，厚度变化较大，矿体呈似层状和透镜状，倾向NE，走向157°，倾角60～90°，平均78°左右，矿体平均厚度约10 m，矿体走向长675 m，倾向最大延深174 m。

根据青龙沟采区北矿段M2矿体的赋存特点，采用长矿房干式充填采矿方法进行开采（见图2），采场高度设计为20 m，采用中深孔连续爆破后退式落矿，对出矿形成的空区进行连续干式充填。该采矿方法的优点是连续爆破落矿、出矿和连续充填空区。理论上，该采矿方法没有采场长度限制，这将大大减少切割天井数量，具有达产快、循环时间短，便于机械化施工，提高了劳动生产率，能够获得较好的经济效益。

利用测线法对青龙沟采区北矿段矿岩进行结构面调查分析，其分布情况见表1。根据岩石力学实验和现场节理调查结构，采用Q、RMR和GSI分级方法对矿岩质量进行评价（表2），利用经验公式获得矿岩力学参数[8]（表3）。

2 采场稳定性分析及支护设计

采用稳定性图法和数值模拟法对采场稳定性进行分析，并提出合适的锚索支护方案。

2.1 采场稳定性分析

1980年Mathews等人基于50个工程实例提出Mathews稳定性图，是一种评估采场稳定性的经验设计工具，适用于埋藏1 000 m以内的采矿设计。由于 初始的假设所依据的数据量较少。1980年以后，Pot-vin、Stewart和Trueman等人从不同的开采深度（大部分小于1 000 m）收集了大量新的数据，对该方法进行了验证，并不断对其进行修正[9-11]。

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Mathews稳定性图法主要以稳定性指数N′和水力半径R计算为基础，其中，稳定性指数N′代表岩体在给定应力条件下维持采场稳定的能力，水力半径R反应了采场的尺寸和形状。

采场稳定性指数N′[12]定义为

式中，Q′为修正后的岩体质量系数；A为岩石应力系数，由完整岩石单轴抗压强度σc与采场最大主应力σ1的比值确定，参照文献[10]进行求解；B为节理方位修正系数，其值由采场面倾角与主要节理组的倾角之差来度量，参照文献[11]进行求解；C为设计采场暴露面的重力调整系数，反映重力对采场岩体稳定性的影响，参照文献[12]进行求解。青龙沟金矿稳定性系数N′计算值见表4。

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采场水力半径R可以通过下式进行计算：

式中，a为待分析采场的顶帮或者采空面的横截面积；l为待分析采场顶帮或者采空面的周长。

将表4中计算得到的稳定性系数N′值绘制到Mathews稳定性图中（图3），已知采场跨度和高度分别为10 m和20 m；根据稳定性图得出未支护采场和支护时保持稳定的水力半径值以及对应的采场走向长度，列于表5。

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由图3和表5可知，未支护采场顶板、上下盘保持稳定的长度分别为52.5 m、35.84 m和12.11 m，其中，下盘不支护下稳定长度较短，不能满足矿山生产需求。因此，采场下盘需要进行锚索支护，其中水力半径取支护稳定区的下限；当采场下盘支护后，允许暴露的采场下盘走向长度为37.4 m。青龙沟采区北矿段采场高20 m，充填废石的自然安息角约40°，充填废石至采场未爆破段的水平距离为23.8 m。最终确定，锚索支护采场后采场下盘的最大可能暴露距离为34 m。

2.2 采场下盘锚杆支护设计

Hutchinson 和Diederichs[13]根据楔形块拱（梁）理论计算锚索的间距，锚索使岩体成为具有自承能力的拱或梁，抵抗岩体弯曲变形，提出了以稳定性指数N′为纵坐标和水力半径R为横坐标的等面积模式的锚索设计间距图表（图4（a））；通过对顶板加固拱、梁的稳定性分析以及上覆岩层自重的计算，当锚索的锚固长度超出破坏区域2 m时，能够确保破坏区域的稳定。如果进一步增加锚索的长度，亦不能提高锚索的支护效果。因此，常规锚索设计长度见图4（b）。具体锚索支护参数见表6。

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由于青龙沟金矿没有锚索支护的经验，基于安全考虑，锚索网度取2.0 m×2.0 m，结合其他矿山锚索支护经验、现场设备条件，锚索长度取8 m。锚索支护示意图见图5。试验采场长锚索直径为φ17.8 mm的钢绞线，抗拉强度为1 860 MPa；锚索孔深8.5 m，孔径φ56 mm。采用普通425#硅酸盐水泥，水灰比0.4∶1，水泥浆全长锚固，锚索结构单元参数见表7。锚索安装形式是方形；下盘支护时，锚索的安装角度与下盘大约呈30°～40°夹角。

3 数值模拟分析

为了验证经验图表法设计采场结构参数的准确性，运用FLAC3D软件对采场支护前后围岩的位移和塑性区进行对比分析，特别是锚索支护前后采场下盘的水平位移和塑性区变化情况。

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3.1 数值模型建立

本研究综合3Dmine、MIDAS/GTS和FLAC3D在建模、网格划分和计算分析等方面的优越性，建立了数值计算模型。数值模型尺寸：X方向长800 m，Y方向长1 400 m，Z方向平均高度900 m（地表起伏无确定值），共有228 684个节点，1 355 319个单元体，如图6所示。模型边界采用位移约束，模型四周限制水平方向的位移，模型底边界限制X、Y和Z方向的位移，模型上部边界设置成自由面，采用Mohr-Coulomb强度准则。

3.2 数值模拟结果与分析

计算采场围岩的位移和塑性区分布见图7和图8所示，并把采场未支护以及支护后下盘围岩最大水平位移及最大塑性区列于表8。

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从图7可以看出，采场未支护时，下盘最大水平位移为19.3 mm，变形较小，而采场下盘塑性区范围较大，说明采场存在稳定性问题，数值计算与经验法预测的结果一致。

从图8可以看出，采场下盘采用长锚索支护后，下盘的最大水平位移以及塑性区范围均显著减小，最大水平位移由19.3 mm减小为11.6 mm，塑性区由3.5 m减小为1.5 m。数值模拟结果表明，锚索支护能够确保采场下盘岩体稳定。

4 结 论

通过对青龙沟金矿北段进行详实的工程地质调查、岩石力学实验、岩体质量分级、岩体力学参数计算，采用稳定性图法和数值分析法，对青龙沟采区北矿段采场结构参数进行分析，得出以下结论：

（1）运用Mathews稳定性图，计算得出在未支护的情况下，采场顶板、上盘和下盘保持稳定的最大长度分别为52.5 m、35.84 m和12.11 m，其中，下盘不支护保持稳定的长度较短，不能满足矿山生产的需求。综合考虑现场地质及施工条件，确定采场的最大可能暴露长度34 m，数值模拟结果表明采场下盘出现较大范围的塑性破坏，二者结果相一致。

（2）运用锚索支护图法，确定采场下盘的支护参数为：网度2.0 m×2.0 m，锚索长度8 m。通过数值计算验证得出，下盘采用锚索支护后水平位移和塑性区范围都明显减小。