基于FLAC3D的采场结构参数优选及支护措施

黄 杰 刘 哲 朱仕林 李中楠 郭吉葵

（1.南京钢铁集团冶山矿业有限公司；2.霍邱县庆发矿业有限责任公司；3.中钢集团马鞍山矿院工程勘察设计有限公司）

随着采矿活动的深入开展，崩落采矿法对地表所造成的影响日趋严重。由于国家对矿山安全和环保的要求，崩落采矿法逐步转向充填采矿方法。鲁中矿业有限公司是国有大型地下黑色冶金矿山企业，采用无底柱分段崩落法开采，在生产中存在地表塌陷、矿石损失贫化大、尾矿库堆存压力大等难题［1-2］。若继续沿用该采矿方法，矿山生存环境将变得异常艰难，同时，显著的地压问题对矿山的安全生产也带来极大威胁［3-5］。所以，矿山计划由崩落采矿法转为充填法进行开采。需要对采场主要结构参数和支护形式进行研究，得出保证采场稳定的最优方案，为后续矿山安全生产提供依据。

1 矿区工程概括

根据现场工程地质现状调查与分析，矿体分布于接触带内，矿体围岩岩性复杂，蚀变强。总体上矿体围岩特征以破碎、软弱为主，蠕状变形特征明显。根据《工程岩体分级标准》，块状矿石为Ⅲ~Ⅳ级，大理岩为Ⅳ级，红板岩、矽卡岩、蚀变闪长岩和蜂窝状、粉状矿石均为Ⅴ级［6-9］。

矿体埋藏深，厚度大，倾角变化大，矿石品位高。当前采用无底柱分段崩落法开采，存在矿石损失贫化大、支护成本高的特点，迫切需要向充填法转变［10］。因此，充填采矿方法的选择与结构参数优化成为项目的关键。

2 数值模拟方案

2.1 数值模拟建立

FLAC3D数值模拟的可靠性在一定程度上取决于所建立的计算模型是否与实际情况相符合，包括选择适当的计算范围、模型的边界条件、局部结构的简化处理等。本次数值模拟分析需要注意以下几点。

（1）主要开采范围为-350~-500 m水平。模拟时，以最低中段-500 m水平矿房开采为例，进行开采模拟分析。

（2）模型底部为-800 m水平，模型在X、Z方向进行一定程度的扩展延伸，根据影响范围在采空区尺寸3~5倍的距离，模型实际尺寸为700 m×160 m×1 000 m（长×宽×高）。

（3）采场开挖是一次性完成的，二步骤矿房开挖前，提前进行预切顶支护模拟（顶板及上盘安装锚杆及锚索支护）后，再进行开挖。

2.2 材料选取及应力边界条件

2.2.1 力学参数

数值模拟计算能否获得符合实际的结果，取决于力学参数的合理性。本次研究的矿岩力学参数参照矿山相关岩石力学试验，结合矿山实际情况进行了适当折减，见表1。

2.2.2 边界条件

计算模型上表面采用自由边界，底面采用固定约束，侧面方向边界施加铰支约束，固定5个边界的位移。在固定边界的前提下，添加岩体材料的物理力学性质。

2.2.3 初始地应力场

根据矿山原岩应力测量，矿区在北西、南东方向存在近水平方向、大小约等于自重力荷载的构造应力场。岩体应力场中，最大主应力σ1=1.3γH，方位N46.5°W，倾角24°；最小主应力σ3=0.47γH，方位S48°W，倾角10°；其中γ为岩体容重，kN/m3；H为上覆岩层厚度，m。图1为模型初始应力场分布云图。

2.3 开挖模拟方案

根据厚大矿体事先计划的采矿方案，采场沿走向布置，分2步骤进行开采，一步骤采用进路法回采采场，然后对进路进行充填，充填体综合强度为2 MPa；并在二步骤回采前，在采场的上盘（端部）、顶部进行预控顶回采，并用高强度充填体（3 MPa）充填。对顶板完成支护后，再对二步骤采场进行整体崩落开采。模拟时，采场长为矿体厚度（50~70 m），矿房宽度初步设置10，12.5，15 m 3种。首先以采场宽度12.5 m来进行分析，随后根据12.5 m方案的模拟结果来进行15 m或10 m方案模拟。

2.4 模拟结果分析

由于篇幅的限制，选取采场宽度12.5 m和15 m进行对比分析。

图2为采场宽度12.5 m的模拟结果，可以看出，空区顶板最大拉应力约为0.51 MPa，空区周围围岩最大剪切应力约4 MPa，均处于岩体可承受范围以内。塑性区在顶板及上盘围岩中几乎未见分布。综合空区周围受力及塑性区分布情况来看，在顶板及上盘采用常规锚索和锚杆支护，采场宽度12.5 m的方案能满足采场稳定性要求。

从应力大小来看，采用15 m方案后（图3），由采场宽度增加带来的应力重分布差异得到了体现，应力各项指标均要明显高于12.5 m方案。其中顶板最大拉应力从0.51 MPa增长到0.68 MPa，增加了约33%；最大正剪应力从4.08 MPa增长到4.89 MPa，增加了约20%。从塑性区分布情况来看，12.5 m方案顶板及上盘塑性区分布不明显，没有集中分布，而15 m方案顶板及上盘出现了一定范围的塑性区，考虑到矿区岩性较差，整体岩性破碎，自稳能力弱，空区失稳的可能性较大。

根据模拟方案的分析比较，15 m相对于12.5 m方案无论是拉、剪应力值，应力集中区域，还是塑性区分布范围，均出现了较明显的增长，该方案有一定的安全风险，故推荐采场宽度为12~13 m。

3 预切顶进路支护方案

矿山整体节理裂隙发育，节理间距0.22~0.375 m/条，岩石质量指标RQD值为20.57%~35.2%，RQD值很低。矿体被软弱的矽卡岩、蚀变闪长岩穿插，部分矿体本身为多孔状、蜂窝状疏松结构，矿区矿体分布于接触带内，矿石分块状、蜂窝状及粉状，矿体围岩岩性复杂，蚀变强。总体上，矿体围岩特征以破碎、软弱为主，具蠕状变形特征明显。矿体围岩多含蛇纹石、绿泥石等矿物，强度低，具膨胀与蠕变特性，自稳能力极差。按照《工程岩体分级标准》对矿区矿体及顶板围岩进行分级，见表2。

矿山实际生产中揭露本区地应力较大，接近矿体附近时巷道多变形或坍塌，不经支护几乎无法生产，开采时部分需要二次支护，结合数值模拟分析结果对采准进路及巷道支护进行分级。

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3.1 Ⅰ级支护

采用长锚索和中长锚杆交错布置，主要是用于预切顶分段空场嗣后充填联合采矿法。为了维护采场顶板、矿体上盘的稳定性，保障凿岩硐室及采场的安全。锚索和锚杆交错布置在预切顶回采的进路中，采用ϕ20 mm螺旋钢托盘锚杆，长3.0 m，锚杆间距1.3 m×1.3 m；锚索长度10 m，间距2.5 m，排距4 m，每排布置2根；矿体上盘锚索支护采用均匀布置，锚索的排间距与进路中相同，上下相邻进路中锚索排距4 m，间距2.5 m，与竖直方向呈20°~30°角，具体根据现场情况适当调整。锚索采用ϕ15.24 mm钢绞线，设计承载力230 kN，破断力260 kN。围岩破碎带采用锚喷网联合支护，喷射C20混凝土，支护厚度为100 mm，应力集中区域和支撑压力带适当增加混凝土喷射厚度。

3.2 Ⅱ级支护

Ⅱ级支护主要采用中长锚杆与短锚杆交错布置的支护方式，并同时结合喷射混凝土，形成锚喷网联合支护形式。中长锚杆采用ϕ20 mm螺旋钢托盘锚杆，长3.0 m，锚杆排间距1.6 m×1.3 m；短锚杆长度2.0 m，锚杆间距0.8 m×0.8 m，喷射C20混凝土，混凝土厚度100 mm，厚度根据围岩情况适当调整。主要适用于岩体破碎段、软岩段、支撑压力段、高应力区、服务期长的巷道。

3.3 Ⅲ级支护

Ⅲ级支护主要采用锚喷网支护形式，采用ϕ18 mm螺旋钢托盘锚杆，长2.0 m，间距1.0 m×1.0 m；喷射C20混凝土，支护厚度为80~100 mm。主要适用于部分联络巷及通风巷道、围岩较稳固的开拓巷道。

3.4 Ⅳ级支护

Ⅳ级支护主要为锚喷支护或素喷混凝土支护，锚喷支护采用ϕ18 mm螺旋钢托盘锚杆，长2.0 m，锚杆间距1.0 m×1.0 m；喷射C20混凝土，素喷混凝土厚度50~80 mm。主要适用于服务期较短的临时支护和采准巷道。

4 结 语

（1）在顶板及上盘采用高强度支护手段后，12.5 m方案能满足采场稳定性要求。空区顶板最大拉应力约为0.51 MPa，空区周围围岩最大剪切应力约4 MPa，塑性区在顶板及上盘围岩中几乎未见分布，能够满足采场稳定开采。

（1）15 m开挖方案中空区顶板及上盘围岩出现小范围的冒顶、垮落等破坏迹象，虽然破坏区并未完全贯通整个空区顶板，但考虑到矿区岩性较差，自稳能力弱，破坏区有较大可能进一步向深处发展，造成采场较大面积失稳，因此，该方案有较大风险，不建议实施，建议采场宽度以12~13 m为宜。

（3）通过对采场顶板进路进行不同强度的支护研究，对不同岩性进行分级，划分为4种支护方式，以维护采场和巷道的安全。