吳 姍,王東旭,郭利杰
(1.北京礦冶研究總院,北京100160;2.北京科技大學土木與環境工程學院,北京100083;3.北京科技大學金屬礦山高效開采與安全教育部重點實驗室,北京 100083)
全尾砂膠結充填作用機理實驗及數值模擬研究
吳 姍1,王東旭2,3,郭利杰1
(1.北京礦冶研究總院,北京100160;2.北京科技大學土木與環境工程學院,北京100083;3.北京科技大學金屬礦山高效開采與安全教育部重點實驗室,北京 100083)
采用鋼筒實驗,得到了巖柱被不同配比的全尾砂膠結充填料包圍受壓時的強度特征曲線,根據曲線特征將受壓過程分為了三個階段,充填體配比為1∶6時,其單軸抗壓強度增大了42.9%,表明充填體與圍巖共同作用,可顯著提高巖柱的抗壓強度。以某鐵礦采用充填法開采為例,采用FLAC數值模擬,當空場在充填30%~65%時,空場底板應力及礦柱的豎向應力集中區域均變小,充填體施壓于圍巖,對圍巖起柔性支護的作用。研究結果表明,充填體對圍巖的支護類型為被動支護,可有效限制圍巖繼續變形作用,使采場處于穩定狀態。
全尾砂膠結充填;鋼筒實驗;數值模擬;作用機理
充填采礦法是目前金屬礦山地下開采發展前景最大的一類采礦方法,其具有回采安全,有效保護地表環境,最大限度地回收地下資源,貧化損失率低,能較好地解決地壓問題等優點,同時減少資源開發對環境的破壞,對實現礦產資源的無廢開采具有重要的現實意義[1-2]。
采用充填法開采過程中,采場地應力的分布與圍巖的穩定狀態,不僅依賴于礦區的地質構造、原巖應力、礦巖質量等,而且還與充填體的強度、充填體的整體性和充填工藝等密切相關。充填體與圍巖的應力分布、以及其最終穩定的狀態取決于充填體與圍巖的相互作用[3-4]。針對充填體與圍巖力學機理,Brown.E T和Brady.B.H.G提出了充填體對圍巖的表面支護作用、局部支護作用及總體支護作用[5];于學馥通過對金川二礦區的研究,闡述了充填體作用機理主要表現在應力吸收與轉移、應力隔離、系統的共同作用三個方面[6]。
本文采用鋼筒實驗與FLAC數值模擬相結合的手段[7],對充填體與圍巖共同受壓作用時的受力特征進行分析,并結合某鐵礦充填法生產實踐,論述了膠結充填法的作用機理。
充填體強度的形成,主要是其內部水化反應的過程[8],膠結的過程中形成的大量微孔隙、裂隙以及孔洞,分布在膠凝產物周圍,形成充填內部復雜的微觀結構,影響著充填體的力學特性,同時也表明充填體是非均質、非線性的復雜體。從圖1可見,在高倍(500倍)放大效果下,充填體內部微觀形貌比較疏松,膠凝產物多以絮片狀組合,大量孔隙分布在片絮狀物周圍,排列基本無序。

圖1 充填體內部微-細觀孔隙形貌
實驗采用鋼筒內徑D=150mm,高 H=1 05mm。將直徑為50mm的圓柱形巖石試件放入鋼筒中心位置,筒壁和試件間的空隙用充填料漿填滿。用壓力機對預制好的試件進行單軸壓縮試驗,并對比試件在沒有充填料包圍條件下的強度與在有各種不同配比的充填料包圍條件下的強度,以分析、揭示充填體的作用機理。實驗組別及實驗材料物理力學參數如表1所示。
由于采礦工程實際中普遍存在充填體接頂不良等問題[9-10],故將充填體與巖石間留有2mm的初始間隙,如圖2所示,使得加壓時,加壓頭首先與巖石試件接觸。實驗時,在巖石柱上貼水平和垂直方向的應變片,在充填體內放置應力計測量充填體在礦柱受壓過程中應力的變化,如圖3所示。

表1 實驗材料物理力學參數

圖2 鋼筒實驗示意圖
鋼筒實驗得到了巖石與充填體共同作用的單軸壓縮曲線,如圖4所示,曲線可分為以下幾個階段。
1)巖柱的彈塑性變形階段(ABC):試件受力后,加壓頭首先與巖柱接觸,巖柱被壓密后,進入彈性變形AB段,在B點達到峰值強度。以充填配比1∶6為例,巖柱抗壓強度為141.24MPa,此時巖柱的軸向位移量為1.2mm,表明充填體尚未與加壓頭接觸。由于充填體的剛性支護作用,巖石短時內仍有一定強度,實驗曲線出現明顯的平臺,之后巖柱塑性跌落,試件曲線急速下滑。
2)巖石與充填體共同受壓階段(CD):加壓板繼續向下壓接觸到充填體,此時加壓板與礦柱、充填體全面接觸。由于充填體內孔隙、裂隙較多,充填體首先被壓縮、擠實,在CD段的初始表現為彈性變化。壓縮一定量之后充填體開始出現塑形變化,曲線上凹,隨加壓的繼續在D點時達到最大值,充填體破壞,此時的強度為充填體與巖柱共同作用承壓的極限值。
3)充填體與巖柱破壞后的壓縮階段(EF):充填體與巖柱破壞后產生大量裂隙,分析曲線認為試件此時狀態為塑性流動。由于鋼筒的剛性限制作用,充填體與巖柱不斷被壓實,強度也不斷增大,如果試驗機壓力無限大,試件最終達到鋼筒破壞強度。

圖3 鋼筒實驗試件俯瞰圖

圖4 鋼筒實驗結果曲線圖
實驗得到采用不同配比的充填料包裹時巖柱及充填體與巖柱共同承壓時的抗壓強度,如表2所示。充填體配比為1∶6的實驗巖柱抗壓強度與該巖柱在圍壓為10MPa時的三軸抗壓強度數值相接近,比巖柱單軸抗壓強度增大了42.9%,充填配比為1∶8時,巖柱抗壓強度提高了28.9%。可見,充填體與圍巖共同作用時,可顯著提高巖柱的抗壓強度,共同作用首先表現出巖石受壓特性,巖石破壞塑性跌落后,充填體才逐漸發揮承壓作用,但二者共同承壓的承載強度并不能超過增幅后巖芯的最大值。
以某鐵礦全尾砂膠結充填法開采為例,計算所需的各巖體物理力學性質指標見表3。采用灰砂比為1∶8,質量濃度為68%的全尾砂膠結充填工藝,充填體的單軸抗壓強度在28 d后可達2.1MPa。根據礦體賦存條件,采用兩種方案模擬回采充填過程。方案I:相鄰礦房同時采充;方案II:相鄰礦房依次采充。

表2 鋼筒實驗結果

表3 巖體力學計算參數
3.2.1 方案I
相鄰礦房同時回采形成空場后,頂板、底板均出現應力集中,如圖5所示,最大主應力可達9MPa,中間礦柱和兩幫圍巖由于最大水平主應力向空場方向釋放,中國礦柱和兩幫圍巖最大主應為較頂板、底板降低了1MPa。
空場充填30%后,空場底板3~5m范圍內,應力減小了3~5MPa,這是由于充填體變形遠大于原巖體,因此,充填體能夠在維護圍巖系統結構體系的清況下,緩慢讓壓,使其圍巖地壓能夠緩慢釋放(從能量的角度來看,是限制能量釋放的速度);同時,充填體施壓于圍巖,對圍巖起到一種柔性支護的作用。充填30%與65%的空場,底板應力集中降低區域差別較小,而空場頂板由于尚未接頂,應力集中也沒有發生變化。充填比率達100%,即接頂完全時,在頂板1~2m的范圍內形成了應力降低區。
從圖6可以看出,隨著充填空間的增大,礦柱上的豎向應力集中區域開始變小變窄,這也是因為充填體的讓壓作用,使其圍巖應力得到了釋放,增加了礦柱的自支撐能力。

圖5 最大主應力變化云圖

圖6 礦柱豎向應力變化云圖
空場充填30%時,整個礦柱寬度上均處于豎向應力集中范圍;當充填65%時,礦柱上的應力集中范圍在2.5~4m范圍內;充填100%時,應力集中范圍為2~3m。因此當空場充填率大于65%時,可以有效的降低礦柱的應力集中。
3.2.2 方案II
相鄰礦房依次回采充填后,由圖7可以看出,由于充填體的讓壓作用,礦柱上的豎向應力集中范圍、應力降低值,與兩個礦房同時充填效果一樣。但是相鄰礦房同時充填較依次充填可以及時降低礦柱應力集中,避免礦柱單側偏幫破壞。
通過鋼筒實驗及數值模擬分析可知,膠結充填體對圍巖的作用包括充填體對采場頂板巖層及上、下盤巖層的作用,當膠結充填體在體積被壓縮較小的情況下,可承受較大的壓力,即抵抗采場圍巖變形的能力較大。
在對采場進行充填之前,開采活動已經造成周邊圍巖的應力集中分布,擾動應變能量已經轉移儲存到周邊巖體中,即使后期對其充填,但其周圍巖體開采時期發生的能量變形不可逆,變形巖體仍存在;充填工作目的即要在空區圍巖釋放先前儲存的能量之前向空區提供支護,但此類支護屬于被動性,只能限制圍巖繼續變形作用,支護效果與充填接頂、充填體剛度有關。
開采過程中通常是多個采場同時開采,采場間的相互影響導致圍巖釋放的應變能增大,則圍巖釋放的應變能WR可用下式表示[4]。

圖7 充填65%豎向應力云圖

式中:WR為圍巖釋放的能量;Wa為充填體能吸收的能量;Ws為采場中圍巖儲存的能量。
若采場未充填,即Wa=0,若采場圍巖壁不出現破壞,則WR=Ws;若采場圍巖壁出現破壞,則WR>Ws,此時,如采用充填體進行支護,則采場處于穩定狀態。
1)鋼筒實驗結果表明,采用充填體包裹的巖柱,其單軸抗壓強度明顯高于巖石的抗壓強度,充填體的承壓作用主要體現在巖石受壓破壞塑形跌落后,但二者共同承壓時的承壓強度并不能超過增幅后巖芯的最大值。
2)以某鐵礦采用充填法開采為例,將充填體對圍巖的影響進行數值模擬分析,結果表明,若相鄰礦房同時回采,空場在充填30%~65%時,空場底板應力明顯減小,礦柱上的豎向應力集中區域開始變小變窄,充填體施壓于圍巖,對圍巖起柔性支護的作用;空場充填比率達100%時,在頂板1~2m的范圍內形成了應力降低區,礦柱應力集中范圍為2~3m。
3)若相鄰礦房依次回采充填后,由于充填體的讓壓作用,礦柱上的豎向應力集中范圍、應力降低值,與兩個礦房同時充填效果一樣。但是相鄰礦房同時充填較依次充填可以及時降低礦柱應力集中,避免礦柱單側偏幫破壞。
4)接頂率的高低是影響充填質量好壞的關鍵問題之一,在礦山實際開采中,應盡量做到充分接頂,以有效控制采場地壓。
[1]郭樹林,金家瑞,孫立明.地下金屬礦山采礦技術進展及研究方向[J].黃金,2003,1(1):17-21.
[2]王曉秋,郭冬巖,呂廣忠.我國地下金屬礦山采礦技術的發展與展望[J].河北理工大學學報,2008,30(1):7-11.
[3]王正輝,高謙.膠結充填采礦法充填作用機理與穩定性研究[J].金屬礦山,2003(10):18-20.
[4]蔡嗣經.礦山充填機理的理論研究現狀及發展趨勢[J].采礦技術,2011,11(3):15-18.
[5]Brown.E.T,Brady.B.H.G,馮樹仁等,譯.地下采礦巖石力學[M].北京:煤炭工業出版社,1986.
[6]于學馥.巖石記憶與開挖理論[M].北京:冶金工業出版社,1993.
[7]陳強,王蒸,孟陽君.鋼筒套箍內灌漿加固立柱試驗研究.森林工程[J].2013,29(2):86-89.
[8]陳麗,宋衛東,魯炳強,等.金山店鐵礦全尾砂膠結充填體性能試驗研究[J].黃金,2011,12(12):31-35.
[9]王樹海,李啟月,趙國彥.提高充填接頂率的技術措施研究[J].礦冶工程,2011,31(1):13-18.
[10]張東升,唐鵬宇,謝文兵.充填體接頂質量對綜放沿空留巷圍巖變形的影響[J].礦山壓力與頂板管理,2001(3):44-45.
Experimental and numerical simulative study on mechanism for cemented backfill of unclassified tailings
WU Shan1,WANG Dong-xu2,3,GUO Li-jie1
(1.Beijing General Research Institute of Mining & Metallurgy,Beijing 100160,China;2.School of Civil and Environmental Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China;3.State Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines(Ministry of Education),University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China)
With steel tube experiments,compressive strength characteristic curves of rock pillars surrounded by different proportions of unclassified tailings backfill material were obtained,which divided compression process into three stages.As filling body ratio of 1∶6,the uniaxial compressive strength increased by 42.9% ,i ndicating that filling body and rock together,can significantly increase the compressive strength of rock pillar.To one Iron Mine used to fill mining method example,through the FLAC numerical simulation,when the empty field in filling 30%to 65%,stresses of empty field plate and the vertical stress concentration areas of pillar are smaller,and backfill pressure on surrounding rock which could flexible supporting the surrounding rock.The results show that the type of supporting filling body is passive support,which can effectively limit the continued deformation of surrounding rock and make stope at a stable state.
backfill of unclassified tailings;steel tube experiments;numerical simulation;mechanism
吳姍(1989-),女,博士,工程師,主要從事礦山采礦工藝和礦山充填技術方面研究工作。E-mail:wushan37@163.com。
TD853.34
A
1004-4051(2014)S2-0189-05
2014-10-12
國家科技支撐計劃項目資助(編號:2013BAB02B02);國家國際科技合作專項資助(編號:2014DFR70340);國家國際科技合作專項資助(編號:2014DFA70760);北京礦冶研究總院科研基金重大項目資助(編號:YJZ-2013-0200)