急倾斜厚层矿体房柱式开采安全性评价

何 宁

(华北科技学院，河北 三河 065201)

方解石是石灰岩和大理岩的主要矿物，在生产生活中有很多用途。下坪田方解石矿是一家老矿新开矿山，原设有两家矿山(漆树湾方解石矿和赤树湾方解石矿)，矿井整合以后，对原设计的开采工艺参数(矿柱、采场)进行了调整，但其安全性未知。在新的开采工艺参数条件下，对矿山生产的安全性进行科学的评价是一个亟待解决的关键问题，具有十分重要的意义。

1 地质及开采条件

1.1 地质概况

本矿区地形属低山丘陵地形，高程范围+270～+700 m，当地的侵蚀基准面高程约为+315 m。 矿区水文地质、工程地质、环境地质条件皆属中等类型。

矿区范围内共圈出1个重钙用石灰岩矿层，编号为Ⅰ号重钙用石灰岩矿层。在Ⅰ号重钙用石灰岩矿层中又圈定出3个方解石矿体，编号分别为Ⅰ-1、Ⅰ-2、Ⅰ-3，如图1所示，各矿层(体)具体特征见表1。

1.2 开采概况

1.2.1 开拓方式

采用斜坡道开拓、无轨自卸汽车运输方案。主硐口硐口标高+327 m， 已开拓至+265 m标高， 全长约450 m，平均纵坡13%。划分为+325 m、+300 m、+270 m三个中段，其中+300 m中段及以上各段已全部回采结束。

图1 矿体赋存剖面示意图Fig.1 Schematic diagram of ore body occurrence profile

表1 各矿层(体)赋存状况表Table 1 Occurrence of each ore bed (body)

1.2.2 开采方法及参数

由于本矿的产品必须最大限度地避免任何的污染，以保持矿产品的清洁，因此本矿不适用贫化较严重的崩落采矿法。且考虑开采成本，而选用空场采矿法[1-4]。

首先采用浅孔留矿法工艺回采上盘矿体，形成一个宽4 m的落矿自由面，再采用分段空场法整体回采下盘矿体，采用平底结构出矿。

1) 沿矿体走向布置。 当矿(体)层厚度小于30 m时，矿块沿矿体走向布置，矿块长度为50 m，矿块宽度为矿体厚度，顶柱10 m，间柱8 m，回采分层高度自下而上分别为10 m、15 m和15 m，采用平底式底部结构，底部铲运机出矿。

2) 垂直走向布置。当矿(体)层厚度大于30 m时，矿块垂直矿体走向布置，矿块长度为50 m，矿块宽度40 m，顶柱10 m，间柱8 m，平行矿房间留设10 m 矿柱，回采分层高度自下而上分别为10 m、15 m和15 m，采用平底式底部结构，底部铲运机出矿。

2 开采参数理论评价

2.1 岩柱稳定性理论分析

在保护岩柱中一般存在三个区域：Ⅰ破裂区、Ⅱ塑性区、Ⅲ弹性区(在岩柱中心部分被塑性区包围的、未受扰动的柱核区)[5-7]。具体如图2所示。

图2 岩柱中的不同变形区域Fig.2 Different deformation areas in the rock column

在塑性区，岩柱遭到不同程度的破坏及产生一定的流变，但由于塑性区的约束和支承压力较高的侧压力的作用，提高了柱核区的强度，从而使柱核区基本上处于弹性变形状态。

1) 塑性区宽度。矿层中的塑性区宽度R可根据极限平衡理论，以式(1)～(3)进行计算。

(1)

(2)

(3)

式中：R为塑性区宽度，m；f为矿体与顶底板接触面摩擦系数；ξ为三轴应力系数；h为开采高度，m(取40 m)；φ为岩层内摩擦角，(°，φ=45°)；k为开挖引起的应力系数，一般为4～5(取5)；γ为上覆岩层的平均容重，t/m3(取2.69 t/m3)；H为开采深度，m(取200 m)；C为黏聚力，MPa(取35 MPa)；Px为护帮支护强度(取0)。

为了保持岩柱的稳定性，柱核区宽度一般不小于1～2 m，则岩柱宽度B应以式(4)计算。

B=2R+(1～2)

(4)

石灰岩参数：泊松比μ:0.2～0.35；弹性模量E:50～100 GPa；内摩擦角φ:35°～50°；内聚力c:3.5～40 MPa；抗压强度:96 MPa(6～360 MPa)；抗剪强度:17 MPa(10～20 MPa)；抗拉强度:3～6 MPa。

由此可计算得：在+200 m段时，岩(立)柱宽度应不小于6.25～7.25 m(取8.0 m)；在+150 m段时，岩(立)柱宽度应不小于7.34～8.34 m(取9.0 m)；在+100 m段时，岩(立)柱宽度应不小于8.12～9.12 m(取10.0 m)。

根据计算结果可知，在+150 m段、+200 m段开采时，留8 m岩柱略小，存在不稳定隐患。

2.2 采空区围岩稳定性理论分析

1) 应力平衡。在矿体采用“浅孔留矿法、分段空场法”开挖后，破坏了围岩的应力平衡状态，引起应力重新分布。在水平应力作用下，在顶板、底板形成承载应力拱，使承载应力拱内的顶板、底板岩层产生离层破坏区，存在潜在的冒落危险[8]。

空场矿压显现强度取决于空场高度(采20 m留10 m，采40 m留10 m)、宽度(采30 m留8 m，采60 m留8 m)。由于应力相互叠加作用，引起岩层应力变化状态的重新分布，使岩柱垂直应力和空场顶板水平应力增大。

2) 空场跨度分析。空场顶板按固支梁考虑，根据岩石力学理论，当顶板岩层所受最大拉应力达到岩层抗拉强度极限(Rt)，即σmax=Rt，岩层将在该处断裂，其最大极限悬露跨距以式(5)计算[9-10]。

(5)

式中：Lmax为最大极限悬露跨距，m；h为岩石顶梁厚度，m；Rt为抗拉强度极限，MPa(取3～6 MPa)；q为均布载荷，N/m2。

当h=10 m，计算得：Lmax=47.2～66.8 m；h=30 m，计算得：Lmax=81.8～115.7 m。由此可知：在+200 m段开采时，空场宽度应小于80 m(原设计60 m)；在+150 m段开采时，空场宽度应小于47 m(取45 m)；在+100 m段开采时，空场宽度应小于47 m(取45 m)。

3 开采过程稳定性UDEC模拟评价

UDEC软件基于拉格朗日算法，可模拟块体系统的变形和大位移。以下坪田矿体为基础，建立模型[8,11-13]。为了观测同层开采、上段开采及下段开采对采空区间柱稳定性的影响，而在每段采空区的8 m间柱中设置观测点，共设置5个观测点(1号测点～5号测点)，如图3所示。+300 m、+270 m、+200 m、+150 m、+100 m五块段开挖以后，各间柱都将承受各段开采产生的矿山压力，各点应力曲线如图4所示。随着各段采空区的形成，在各段顶板中形成从小到大的1号～5号承载拱结构，如图5所示。各测点应力变化情况参见表2。

图3 采空区8 m间柱监测点布置位置Fig.3 Layout of monitoring points of 8 m pillars in goaf

图4 1号测点～5号测点应力曲线Fig.4 Stress curve of No.1-No.5 measuring points

图5 顶板承载拱形成示意Fig.5 Formation of roof bearing arch

表2 各测点应力变化情况汇总Table 2 Summary of stress changes at each measuring point

3) 模拟结论。①随着本块段矿体的开采，都经历了应力急剧上升的过程;②每个块段开挖以后，在顶板形成承载拱，使得各块段间柱有1次或多次卸压现象;③本块段开挖以后，在底板形成承载拱，使本块段测点卸压;④在本块段开采过程，间柱稳定，在下层开采卸压以后，仍然保持稳定。

4 案例分析

在+200 m段以采60 m留8 m的空场采矿法进行开采，以浅孔留矿法工艺回采上盘矿体，形成一个宽4 m的落矿自由面；以分段空场法整体回采下盘矿体(图6)，采用平底结构出矿。

图6 工程实践现场实测Fig.6 Field measurement of engineering practice

经现场实测，“浅孔留矿法和分段空场法”所留采空区顶板及矿柱是相对稳定的，满足安全生产的需求。

5 结论与建议

1) 根据理论计算，“浅孔留矿法和分段空场法”在+150 m段、+200 m段开采时，留8 m岩立柱略小，存在不稳定隐患。+150 m段应不小于8.5 m，+100 m段应不小于9.5 m。

2) 模拟得知：每个块段开挖以后，在顶板形成承载拱，使得各块段间柱有1次或多次卸压现象。上段开采对本段开采造成扰动影响较小，上段开挖给本段部分压力得到释放，比只开挖本段时的矿压显现较弱，更有利于本段的开采。

3) 实际生产中应按如下参数进行开采：在+200 m段开采时，采60 m、留8.0 m。在+150 m段开采时，采45 m、留9.0 m。在+100 m段开采时，采45 m、留10.0 m。实践表明空场顶板及岩柱基本保持稳定。