聯合采礦法回采掛幫礦時采空區的臨界冒落跨度研究

張 坤，柳小波，劉 凱，李家明，張兆仁

(1.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819；2.鞍鋼集團礦業設計研究院，遼寧 鞍山 114004)

采選技術

聯合采礦法回采掛幫礦時采空區的臨界冒落跨度研究

張 坤1，柳小波1，劉 凱1，李家明2，張兆仁2

(1.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819；2.鞍鋼集團礦業設計研究院，遼寧 鞍山 114004)

露天轉地下過渡期掛幫礦開采方法有多種，其中聯合開采是解決過渡期產量平衡的有效方法。使用聯合采礦法會形成非連續的采空區，這些采空區將影響礦山的安全生產，因此，需要研究安全合理的空區處理方法，誘導冒落法是近幾年興起的一種新型空區處理方法，采用誘導冒落法時需要提前確定采空區的臨界冒落跨度和散體墊層的安全厚度，文章結合某鐵礦掛幫礦體的實際情況，首先利用解析法計算出空區的臨界冒落跨度和散體墊層安全厚度，然后通過數值模擬對礦柱回采過程中空區頂板圍巖的位移、應力進行分析，補充驗證了采空區的臨界冒落跨度，并證明了采用此方案處理采空區的可行性，對礦山的生產施工具有一定的指導意義。

誘導冒落；臨界冒落跨度；數值模擬；采空區處理

露天轉地下開采使用的采礦方法主要有空場采礦法、崩落采礦法和聯合采礦法，聯合采礦法綜合運用了空場法和崩落法[1]。但大多數礦山是在露天開采結束后才開始地下開采，這樣往往會出現礦山在露天開采后期產能不足，過渡期長的問題。某鐵礦山正處于露天轉地下的過渡時期，為克服以上缺點，在過渡期，采用露天礦與掛幫礦同時開采的方式，實現產量的銜接和采礦工藝技術的平穩過渡。回采掛幫礦體時采用的是聯合采礦法，即先用分段礦房法回采，并留大量礦柱和保安礦柱支撐頂板圍巖，保持邊坡穩定，待露天開采結束后，改用無底柱分段崩落法回采剩余掛幫礦體和深部礦體，但由分段礦房法過渡到崩落法開采時需要解決礦柱回收和采空區處理的問題，結合此礦體節理裂隙比較發育，具有良好可冒性的有利條件，擬采用在散體墊層防護下、崩落空區間礦柱、將相鄰空區連為一體進行誘導冒落的采空區處理方案，并為用崩落法采礦創造必要的條件，為了對后續施工提供理論指導，本文對空區的臨界冒落跨度和散體墊層安全厚度進行了估算，并驗證了此空區處理方案的可行性。

1 工程概況

某鐵礦正處于露天轉地下過渡期時，由于露天生產能力減小，需回采端部掛幫礦石來彌補礦山產量缺口。由于過渡期的露天開采主要集中在東部，要求露天轉地下過渡期間東端幫不允許塌落，防止可能出現的露天邊幫巖石崩落、塌陷甚至大面積滑坡，從而影響露天礦正常生產和礦石運輸。因此，為了維持過渡期間產量的穩定，同時保證露天邊坡的安全，研究采用分段礦房法回采東端幫掛幫礦體，用礦柱來保持空區頂板和邊坡的安全，實現了露天開采的同時回采掛幫礦的目標。

按照設計，在露天開采結束之前，分段礦房法按礦塊的垂直方向，劃分為三個分段，在每個分段水平上布置礦房和礦柱，露天邊坡和礦房之間留20m的保安礦柱，內部留有較大厚度的礦柱來支撐頂板圍巖。露天開采結束之后，采用無底柱分段崩落法回采剩余掛幫礦及地下深部礦體。

在露天地下同時開采期間，礦塊垂直走向布置，每一分段沿走向布置三條回采進路，進路間1#間柱寬40m，2#間柱寬20m，每個分段高18m，每個礦柱高54m。整個采場長度為礦體厚度150m，寬度為礦體走向延伸長度250m。平行露天邊坡布置采區。礦柱和采空區編號如圖1所示。

在露天開采結束后，可允許邊坡破壞，按照設計方案，采用傳統的無底柱分段崩落法回采剩余掛幫礦及地下深部礦體。此時掛幫礦3個分段也已回采完畢，回采完之后會形成Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ三個空區和保安礦柱、1#、2#礦柱。為保證產量，排除安全隱患，就須要解決礦柱回收和采空區處理的問題，礦柱回收方法的選取對采空區處理過程中圍巖的穩定性、安全性具有重大意義[2]。結合礦山實際情況，驗證在散體墊層下回采礦柱并誘導冒落采空區頂板，為下一階段采用無底柱分段崩落法形成覆蓋層的可行性。

圖1 礦柱和采空區編號圖

2 采空區臨界冒落跨度和散體墊層安全厚度計算

2.1 采空區臨界冒落跨度計算

當采用無底柱分段崩落法時，覆蓋層的形成是關鍵，覆蓋層的形成的好壞將影響到后期地壓管理和礦石的損失貧化指標，目前無底柱分段崩落法覆蓋層的形成方式主要有以下幾種：當頂板巖石較破碎，不穩固時可自然冒落形成覆蓋層；當開采厚大礦體時可留下部分礦石作為覆蓋層；在有充填條件的礦山可以用廢石充填采空區形成覆蓋層；在以上三種都無法實現的條件下可強制放頂以形成覆蓋層。結合此礦山實際情況，在露天開采結束后采用無底柱分段崩落法轉入大規模地下開采之前，為簡化露天轉地下生產銜接與覆蓋層形成工藝，可利用礦體節理裂隙比較發育、礦巖具有良好可冒性的有利條件，結合露天境界與露天轉地下開拓系統條件，采用散體墊層下崩落礦柱誘導冒落處理采空區，形成覆蓋層。這是用崩落法開采的地下礦山新型空區處理方法。處理了采空區的同時又為后續采礦創造了安全條件。

在誘導冒落過程中，當有效暴露面積超過臨界冒落面積時，采空區頂板圍巖便會發生冒落；當有效暴露面積超過臨界持續冒落面積時，采空區頂板圍巖便會發生持續冒落。因此，通過擴大采空區的有效暴露面積，即可控制采空區的冒落進程。根據頂板圍巖的硬度、結構面條件，冒落線的形狀能夠較好地接近于拱形。按拱形冒落方式分析頂板圍巖的受力狀態，簡化為平面問題后，得出的臨界冒落跨度的計算式如式(1)所示[3]。

(1)

式中：Tc為巖體極限抗壓強度，MPa；h為空區高度，m；k為換算系數，k=1000/9.8s2；γ為上覆巖層容重，t/m3；H為空區頂板埋深，m。

根據某鐵礦巖體實際情況，用巖石抗壓強度與巖體完整性系數的乘積估算巖體極限抗壓強度，則Tc=164.34×0.45=73.95MPa。上覆巖層的容重為γ=2.75t/m3。由于地表是露天邊坡，對于空區Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，其埋深取平均值(H=72m)，空區平均高度取h=36m，將Tc與γ值代入式(1)計算，得出臨界冒落跨度L=105m，臨界冒落面積為8655m2。

2.2 散體墊層安全厚度計算

通過崩落采空區內部的支撐物，擴展采空區有效暴露面積，及時釋放采空區頂板的變形能，使頂板圍巖的初始冒落形式呈零星冒落[4]。但頂板的冒落形式往往難以控制，有時會出現較大規模冒落，形成的沖擊氣浪嚴重威脅井下的作業安全。為消除頂板冒落引起的沖擊氣浪的威脅，多采用留設散體墊層的措施。散體墊層的作用主要是防止空區冒落氣浪的沖擊，有效降低沖擊氣浪對出礦工作人員、設備的危害，而散體墊層厚度成為降低沖擊氣浪速度至安全范圍的關鍵。

根據西石門鐵礦、桃沖鐵礦用散體墊層成功防治采空區大規模冒落氣浪沖擊危害的經驗，總結出散體安全墊層最小厚度的估算式如式(2)所示[5]。

(2)

式中：δ為散體安全墊層最小厚度，m；d為冒落巖體等價圓直徑，m；h為冒落高度，m；δ0為散體墊層基礎穩固性補償量，對于井、巷封堵條件，可取δ0=1.5～2.0m，對于出礦端部口封堵條件，可取δ0=0。

根據開挖之后形成的采空區Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，將d=105m，h=36m，δ0=0代入式(2)，計算得散體安全厚度的為：δ=0.2d0.5h0.25+δ0≈5.02m。

因此，在出礦口部位留不小于5.1m厚的散體墊層，即可保障采場回采作業的安全，在已回采完畢的礦房中，封堵長度應不小于7m。先前采空區Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ下部預留礦石作為散體墊層，散體墊層厚度超過5.1m，因此，用誘導冒落頂板圍巖處理采空區是安全的。在冒落過程中，這些礦石散體墊層將對誘導冒落引起的空氣沖擊波起濾波、消波作用，尤其對氣浪起到阻隔與減速作用。當氣浪通過散體墊層后，摩擦系數增加，其沖擊力與速度均得以降低，使之不對人員和設備構成破壞。

另外，由于頂板巖層的大規模誘導冒落充填采空區，在露天邊坡上會形成一個凹陷坑，該坑可以接收邊坡滾落的巖石。此時，露天開采已結束，無需對露天邊坡進行維護。

3 礦柱回收和臨界冒落跨度數值模擬分析

3.1 模型的建立

為了對上述用解析法計算出來的空區臨界冒落跨度進行補充驗證，現在采用FLAC3D軟件對其進行數值模擬分析。計算模型中礦體區域為Ⅶ～Ⅸ+100勘探線間-183m以上境界之外的東端掛幫礦體，走向長在100～250m之間，礦體平均厚度為150m，平均傾角為85°。根據采空區圍巖、上覆巖體受采動影響范圍大小，計算寬度為采空區跨度的2～3倍，上部高度按實際地面標高選取，空區下部受采動影響范圍按100m計算；計算區域內空區主要承重結構為空區圍巖和間柱，因此去除了已開掘巷道等小斷面區域的影響。綜合考慮上述因素，選取的模型長800m，寬500m，高450m，其中礦體沿走向(模型中的x方向)最大長度為250m，垂直走向(模型中的y方向)平均厚度為150m。根據現場調查，模型范圍內巖性比較簡單，可分為圍巖和礦石2大類，礦體上下盤圍巖均為混合巖，礦石為磁鐵礦。選取對稱模型的一半，然后將對稱面設置為固定模式，即默認對稱面兩側變化完全相同。借助ANSYS軟件建立三維模型，如圖2所示，將巖塊分割成大量的有限差分三角形網格單元，模型由523975個單元和93252個節點組成，導入到FLAC3D軟件進行力學計算和分析。

計算所需的巖體物理力學參數是根據相關文獻和現場調查結果得到的，具體參數結果見表1。

表1 試驗邊坡的巖體力學參數

3.2 模擬結果及分析

為了能給現場施工提供一些依據，觀察在回采礦柱過程中邊坡、礦柱等應力位移情況，采用FLAC3D軟件結合上面給出的材料參數，在自重應力場的作用下，先進性礦房的開挖，再進行礦柱回收的模擬計算，探討空區頂板巖層誘導冒落的可行性。

在按照設計方案開挖形成3個空區Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ后，兩間柱(圖1)的縱剖面位移云圖如圖3、圖4所示，縱剖面自重應力云圖如圖5、圖6所示。

圖2 網格模型

從圖3和圖4可以看出1#、2#間柱由于受到剪切作用，上部位移和下部位移都比較大，達到15mm以上，并且位移方向相反形成錯動，2#間柱剪切作用尤為明顯。另由圖5、圖6可以看出，上部3個分段所有礦房開挖結束后，1#間柱、2#間柱作為支撐頂板巖層的主要支柱，其內部發生不同程度的應力躍升。

按照設計方案，礦柱回采按從內部向邊坡的方向進行，即先回采2#礦柱，然后回采1#礦柱，由于數值模擬只是為了驗證采空區的臨界冒落跨度，所以模擬過程中無需將礦柱全部回采，只需回采礦柱的最上分段即可。所以，先開挖2#間柱最上分段，2#間柱寬度為20m，將其開挖之后。將相鄰兩空區連為一體，空區跨度達到60m，此時頂板巖層尚未冒落，說明此時的空區跨度還未達到臨界冒落跨度，但空區周圍應力會重新分布，其相鄰的1#間柱頂部應力值增大并且出現強烈的應力集中，柱內應力分布不變，但應力值增大。對于這種情況，為了回采作業的安全，按出礦口不敞空的原則控制放礦，每次放出崩礦量的50%左右，嚴禁出空端部口，以防冒落氣浪沖擊。

隨著礦柱的回采，將在空區頂板和上盤形成拉應力，由于圍巖的抗拉強度明顯低于抗壓強度，隨開采的進行，空區頂板下沉量和拉應力值都將逐漸增大。隨后開挖1#間柱，當開挖1#間柱最上面分段時不能求解平衡。此時得到的模型位移云圖(圖(7))、自重應力圖(圖(8))。

圖3 1#間柱縱剖面位移云圖

圖4 2#間柱縱剖面位移云圖

圖5 1#間柱縱剖面自重應力云圖

圖6 2#間柱縱剖面自重應力云圖

圖7 不平衡時模型位移云圖

圖8 不平衡時模型自重應力場云圖

1#間柱寬度為40m，開挖1#間柱最上面分段后，空區跨度達到100m，由上面位移云圖可以看出，回采間柱之前，支撐部位頂板圍巖已經積蓄了大量的冒落能量，開挖1#、2#間柱的最上分段，將相鄰空區連為一體之后，頂板下沉量進一步增加，此時，模型已經不能平衡，由此可知，空區的臨界冒落跨度約為100m，臨界冒落面積約為7500m2。對比由臨界冒落計算公式算出的值和數值模擬結果，兩者相差不大，兩個值均有很大的參考價值。

綜合考慮上面兩個臨界冒落跨度值可知，在實際回采1#間柱最上分段時，空區跨度將達到120m，超過臨界冒落跨度每個步距都會崩落，形成連續采空區。由于之前間柱的支撐已使待冒空區的頂板積蓄了冒落能量，崩落間柱后，此能量的集中釋放，將促使頂板圍巖的一旦冒落便呈現出大規模冒落的形式。由于空區下部預留足夠厚度的礦石作為安全墊層，完全可以保證下部采礦生產的安全。在頂板巖層大規模持續冒落之后，巖塊散體形成崩落法開采所需的覆蓋層，原先作為安全墊層的礦石散體可以隨著下采而大規模放出。1#間柱回采完畢后，即可使用傳統的無底柱分段崩落法繼續回采剩余掛幫礦體以及深部礦體。

4 結論

采用誘導冒落方法處理采空區是近幾年興起的一種新型的采空區處理方法，采用這種方法需要預留足夠厚度的散體安全墊層，以防止沖擊氣浪危害，并要確定空區的臨界冒落跨度，可以有計劃的指導實施誘導冒落，本文通過計算分析結合FLAC3D的模擬分析得出以下結論。

1)結合此礦體條件，通過公式計算得出散體安全墊層最小厚度約為5.1m，所以處理采空區時，在出礦端部口留不小于5.1m厚度的散體墊層，即可有效防治空區冒落氣浪的沖擊危害，保障采場作業的安全。

2)由公式估算出采空區的臨界冒落跨度是105m，數值模擬得出的的結果是100m，兩種方式估算的值比較接近，都有很大的參考價值，在實際操作時，將3個空區連為一體將使空區跨度達到120m，超過了估算的臨界冒落跨度值，因此，在此礦體條件下，可以實現采空區的誘導冒落。

3)通過回收礦柱誘導采空區冒落，冒落形成的覆蓋層又可為后續轉入地下大規模開采提供條件，使露天轉地下得以平穩高效過渡，所以，對此礦體而言，誘導冒落法是一種安全合理的空區處理方法。

[1] 南世卿.露天轉地下開采過渡期采礦方法及安全問題研究[J].現代礦業，2009(1)：28-29.

[2] 張飛，王濱，鞏志忠，等.基于FLAC3D的礦柱回收順序數值模擬分析[J].金屬礦山，2013(2)：10-13.

[3] 任鳳玉，李海英，任美霖，等.書記溝鐵礦相鄰空區誘導冒落技術研究[J].中國礦業，2012，21(S1)：378-380.

[4] 趙文.地下巨型采空區頂板巖石的破壞與冒落[J].遼寧工程技術大學學報：自然科學版，2001，20(4)：507-509．

[5] 曹建立，任鳳玉.誘導冒落法處理時采空區散體墊層的安全厚度[J].金屬礦山，2013(3)：45-48.

Research into critical caving span of gob in stoping the hanging wall ore with combined mining

ZHANG Kun1，LIU Xiao-bo1，LIU Kai1， LI Jia-ming2，ZHANG Zhao-ren2

(1.College of Resources and Civil Engineering，Northeastern University，Shenyang 110819，China;2.Anshan Iron and Steel Group Mining Design & Research Institute，Anshan 114004,China)

There are many kinds of mining methods of hanging wall ore during the transition period of open-pit to underground，in which combined mining is the effective method of solving the output balance during the transition period.Employing the combined mining method can form the discontinuous gob which will influence the safety production of mine，so it is necessary to study the safe and rationale gob processing.The induced caving is a new rising type of gob processing method in recent years.When adopting this way，there is necessity for ensuring critical caving span of the gob and safe thickness of the bulk solid cushion layer in advance.This paper combines the actual situation of hanging wall ore bodies of iron mine，firstly making use of analytical method to calculate the critical caving span of gob and the safe thickness of bulk solid cushion layer，and then analyzes the displacement and stress of gob roof surrounding rock by means of numerical simulation in the process of jamb recovery.This not only ensures the validity of the critical caving span of gob further，but also testifies the feasibility of employing this program in processing the gob.This paper has a certain guiding significance for the production and construction of mine.

induced caving；critical caving span；numerical simulation；gob processing

2014-06-02

張坤(1990-)，男，山東菏澤人，碩士，礦業工程專業，研究方向是數值模擬。

TD853

A

1004-4051(2015)03-0097-05