毛坪鉛鋅礦下向分層進路膠結充填采場結構參數優化

周高明 李克鋼 玉拾昭 吳順江(.彝良馳宏礦業有限公司，云南 彝良 65760；.昆明理工大學國土資源工程學院，云南 昆明 650093)

毛坪鉛鋅礦下向分層進路膠結充填采場結構參數優化

周高明1李克鋼2玉拾昭1吳順江1(1.彝良馳宏礦業有限公司，云南 彝良 657602；2.昆明理工大學國土資源工程學院，云南 昆明 650093)

為探討毛坪鉛鋅礦所采用的下向分層膠結充填采礦法采場結構參數的合理性，采用數值模擬手段對不同斷面尺寸和不同埋藏深度的采場穩定性進行了計算，系統分析了充填體頂板及采場周邊應力與塑性區等的變化規律。研究結果表明：隨著進路跨度和采深的增加，進路四周拉應力值逐漸增大，當跨度超過5 m后，拉應力值已非常接近充填體抗拉強度；而當采深達到560 m時，拉應力范圍幾乎擴展到整個圍巖，說明采場穩定性下降，存在拉破壞可能性。從本次計算情況看，在現有采深時(采深400～450 m)，進路最大跨度不宜超過5 m；而如果維持3.5 m的進路跨度持續向下開采，則適用的最大采深應在600 m左右，否則采場的穩定性難以得到有效保證。

下向膠結充填 采場穩定性 采場結構參數 斷面優化

在地下開采的礦山中，由于礦體所賦存地質條件的復雜性和不可選擇性，再加上開采過程中各種擾動的影響，采場圍巖應力場處在不斷的變化當中，一旦原有的平衡狀態被打破進而超過圍巖所能承受的最大應力，圍巖便會出現變形、破裂，直至發生垮塌、冒落等失穩現象[1-3]。因此，維護采場圍巖的穩定性不僅是采礦方法選擇的主要依據，更事關礦山的安全生產及經濟效益。

下向分層膠結充填采礦法是20世紀60年代中期在我國有色金屬礦山開始應用的一種新型采礦方法，現已在眾多的有色金屬礦山、黃金礦山中廣泛采用[4]。該法雖然采用充填技術保證了礦體回采后采場的穩定性，但在回采期間，采場或進路的穩定性與進路斷面尺寸及礦體賦存條件密切相關[5-6]，若進路太大則安全得不到有效保障，若進路太小則工程量又會增加。所以，如何對采場結構參數進行合理的優化以達到采場的穩定及生產安全，實現礦山的效益最大化和成本最小化，不僅僅是各礦山企業關注的重點問題，同時也是國內外礦山工作者及科研院所研究的重點內容[7-8]。

1 工程概況

毛坪鉛鋅礦位于云南省昭通市彝良縣境內，采礦權屬云南馳宏鋅鍺股份有限公司所有，礦山由河東片區、河西片區、河西井口片區3個片區整合而成，目前，主要在河東片區進行開采。礦山共有Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ號礦體，Ⅱ、Ⅲ號礦體為零散雞窩礦，產狀不明顯，目前主采礦體為Ⅰ號主礦體(帶)，采礦方法采用下向分層進路式膠結充填采礦法。Ⅰ號礦體賦存于上泥盆統地層中，圍巖為中粗晶白云巖，礦體走向與地層一致，走向北東—南西，傾向南東，傾角70～85°，礦體呈似層狀或筒狀產出，形態較為規則。

2 計算模型的建立

2.1 計算方案

根據礦山實際及今后開采的需求，本次模擬對以下幾種情況進行探討。

方案一：不同進路斷面尺寸(跨度)時采場穩定性變化規律分析。采場的暴露面積對充填體的穩定性影響明顯，采用小規格進路時穩定性雖好但生產能力受限且工程量偏大，若能擴大進路斷面尺寸，則又擔心采場穩定性出現較大下降影響生產安全。因此，有必要對現用的采場結構參數(斷面尺寸為3.5 m×3 m)是否可以優化進行研究，以使礦山達到生產安全與經濟效益的最大化。

方案二：不同采深時采場穩定性變化規律分析。由于毛坪礦礦體賦存較深，且目前已經探明的深部礦體標高在水平面以下(現狀開采標高為670 m以上)，所以對毛坪礦而言，今后將面臨開采礦體越來越深的情形，而深度的增加又會導致地應力的增大，因此，在地應力越來越大的前提下，非常有必要對沿用既有采場結構參數繼續開采深部礦體時采場穩定性將產生何種變化規律等問題進行探討。

2.2 模型建立

建立的計算模型如圖1所示。模型長×寬×高為70 m×30 m×70 m，即模型x方向70 m、y方向(進路長)30 m、z方向(垂直方向)70 m，共劃分216 480個單元，228 997個節點。模型共分為2大塊，即圍巖(Ⅰ所示區域)和礦體(其余部分)，其中又將礦體劃分為不開挖礦體(Ⅱ所示區域)、已完成充填的上分層充填體頂板(Ⅲ所示區域)及跨度逐步增大的回采進路(分別用Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ、Ⅷ表示)，其中Ⅳ為現狀進路斷面3.5 m×3 m(跨度×高度，下同)，Ⅴ為擴大斷面至4 m×3 m，Ⅵ為擴大斷面至4.5 m×3 m，Ⅶ為擴大至5 m×3 m，Ⅷ為擴大至6 m×3 m。模型四周及底面用位移固定約束，模型中垂直應力以自重應力為主，水平應力由于礦山未進行地應力實測，因此根據計算所得的側壓力系數λ對水平應力進行賦值，本構模型選用M-C屈服準則。由于礦體埋藏在一定深度，因此，需要在模型頂部施加荷載。各礦巖體的物理力學計算參數列于表1。

圖1 計算模型

表1 各礦巖計算參數Table 1 Calculation parameters of rocks and ores

3 計算結果分析

3.1 進路跨度對采場穩定性的影響

對圖1的計算模型進行計算，可得不同進路跨度時采場周邊的應力計算結果(見表2)和應力云圖(見圖2～圖3)。從最小主應力云上看，采場受壓范圍不大且壓應力值亦較小，但周邊均存在大量的拉應力區，且隨著跨度的增加，進路左幫接近頂板的位置拉應力呈增大態勢，當跨度超過5 m后，拉應力值與計算中設定的充填體抗拉強度已非常接近，說明頂板存在破壞的可能；從最大主應力和z方向應力云圖上看，隨著跨度的增加，拉應力和壓應力值變化均不大，且均小于設定的充填體抗壓和抗拉強度值。

不難判斷，隨著跨度的增加，進路的穩定性確實會呈現逐漸下降的趨勢，尤其是在進路左幫與頂板的交叉處，存在拉破壞的可能性較大。從本次計算情況看，進路跨度不宜超過5 m，否則，頂板上的拉應力將會超過充填體的抗拉強度，進而導致充填體頂板的失穩破壞。

表2 不同進路跨度時最大應力值
Table 2 Maximum stress at different drift span MPa

不同跨度/mz方向應力拉應力壓應力最大主應力拉應力壓應力最小主應力拉應力壓應力3.5×30.11110.06830.20.24×30.1101.50.0723.50.20.44.5×30.1091.50.0754.50.20.65×30.1081.50.0754.50.40.66×30.1021.50.0754.50.50.6

圖2 不同進路跨度時最小主應力云圖

3.2 埋深對采場穩定性的影響

由于自重應力的大小與開采深度成正比，因此，擬通過改變施加在模型上表面的荷載大小來實現對不同埋深的模擬。本次計算共考慮了8、12、16、20和24 MPa 5種應力情況，以上覆礦巖平均容重進行換算，各應力表示的礦體埋深大致近似為220、340、450、560和680 m。通過計算，可得不同埋深時采場周邊的應力計算結果(見表3)和應力云圖(見圖4～圖5)，由于篇幅所限，在此同樣僅列出部分計算結果。從最小主應力結果上看，隨著埋深的增加，拉應力基本保持不變，但壓應力有逐漸增大的趨勢，且受壓范圍越來越小，進路底部受壓、兩幫及頂板受拉；從最大主應力云圖上看，隨著埋深的增加，拉應力逐漸減小為0，壓應力逐步增大，當埋深為560 m(即自重應力為20 MPa)時，進路四周大部分區域的壓應力均達到了5 MPa，而且進路四周均呈現受壓狀態；從z方向應力云圖上看，隨著埋深的增加，拉應力值逐漸增大且范圍亦越來越大，壓應力范圍越來越小，當埋深達到560 m時，壓應力區域僅在進路左下角出現，而其他范圍全部由受壓變成了受拉狀態；塑性區分布規律亦比較類似，當埋深小于560 m時，進路四周均無塑性區，而當超過560 m后，在進路左幫下部出現了少部分塑性區，若埋深繼續增大到680 m，塑性區范圍明顯擴大，說明進路穩定性越來越差、發生失穩破壞的概率越來越高。

表3 不同埋深時最大應力值
Table 3 Maximum stress at different buried depth MPa

不同埋深/mz方向應力拉應力壓應力最大主應力拉應力壓應力最小主應力拉應力壓應力2200.0890.5～10.0801～20.20.23400.1110.5～10.0671～30.40.24500.1350.5～1.50.0501～50.40.2～0.45600.3130.5～1.501～50.4～0.60.86800.6260.5～1.501～80.4～0.60.8

可以看出，深度的增加會導致進路頂板拉應力值的增大，進而影響到采場的穩定性。從本次計算條件與結果看，當埋深達到并超過600 m時，采場頂板充填體將可能會受拉破壞。

圖4 不同埋深時最小主應力云圖

圖5 不同埋深時z方向應力云圖

4 結 論

(1)隨著跨度的增加，進路的穩定性確實會呈現逐漸下降的趨勢，尤其是在進路左幫與頂板的交叉處，存在拉破壞的可能性較大。從本次計算情況看，進路跨度不宜超過5 m，否則，頂板上的拉應力將會超過充填體的抗拉強度。

(2)深度的增加同樣會導致進路頂板拉應力值的增大、進而降低采場的穩定性。從本次計算條件與結果看，當埋深達到600 m左右時，采場頂板充填體將會受拉破壞。

(3)對于礦體延伸長度較大的礦體開采而言，由于隨著埋深的增加礦體本身的賦存條件發生了改變，因此，必須認真分析外部條件的改變對采場穩定性的影響程度，以保證生產期間的采場穩定和生產安全。

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(責任編輯 徐志宏)

Optimization of Stope Structure Parameter of Downward Drift Slicing and Cementing Fill Mining Method in Maoping Lead-zinc Mine

Zhou Gaoming1Li Kegang2Yu Shizhao1Wu Shunjiang1
(1.YihangChihongMiningCo.，Ltd.，Yiliang657602，China；2.FacultyofLandResourceEngineering，KunmingUniversityofScienceandTechnology，Kunming650093，China)

In order to discuss the rationality of stope structure parameters of downward drift slicing and cementing fill mining method in Maoping lead-zinc mine，the stope stability at different drift section size and buried depth were calculated by the numerical simulation method，and the change rules of stress and plastic zones of backfill roof and stope surrounding were analyzed systematically.The results show that：with the increasing of drift span and buried depth，the tensile stress at stope surrounding rock also increases gradually.When the drift span reaches 5 m，the tensile stress is very close to tensile strength of backfill，and if the mining depth over 560 m，the tensile stress zone almost expands to the whole surrounding rock，which indicates that the stope stability has reduced，and the stope is likely to fail.From the calculation results，the maximum drift span should not exceed 5 m at the current mining depth(the depth is 400～450 m)，and if we continue to deep mining at 3.5 m drift span，the biggest mining depth should be less than 600 m.Otherwise，it is hard to ensure the stope stability.

Downward cementing fill，Stope stability，Stope structure parameter，Section optimization

2014-10-15

國家自然科學基金項目(編號：41362013)。

周高明(1967—)，男，高級工程師。

TD 853.34

A

1001-1250(2015)-01-039-04