卡房錫礦247線礦體回采方案數值模擬

劉澤乾 楊八九

(1.云南錫業股份有限公司；2.云南亞融礦業科技有限公司)

礦產資源在我國國民經濟中占有相當重要的地位[1-2]。礦產資源的高效回采是礦產開發利用的關鍵環節，在回收過程中會受到諸如礦山開采條件、技術問題、回采工藝等許多因素的影響[3-4]。而采場結構參數又是決定礦產資源高效回采的關鍵。采場結構參數的選擇是礦山設計中的重要環節之一，關系著礦山的生產效率和安全性,因此，諸多學者對這一問題進行了研究。一些學者采用數值模擬手段驗證了采場結構參數選擇的可行性；還有一些學者通過建立不同的力學模型，分析了采場結構參數對采場圍巖應力變化的影響[5]。而在回采順序優化方面，國內外學者主要從工程與巖體穩定性角度進行研究，較常用的方法有工程類比法、相似模擬試驗法、遺傳和神經網絡算法、數值分析法等[6-10]。

1 礦體概況

13-2礦體位于老廠礦田南部竹葉山突起的東南側，卡房分礦東部凹陷帶的上凹處，賦存于多個花崗巖巖舍侵入地層形成的凹兜里，局部以錐狀侵入大理中。礦體標高為1 830～2 025 m，范圍為246～256線，礦體沿花崗巖接觸帶(多個凹槽)呈北東向分布，經坑、鉆工程揭露，13-2礦體247地質剖面線礦體賦存在1 800 m水平以上、1 950 m水平以下。礦體形態及礦石質量復雜多變，礦體內穿有多層花崗巖和大理巖脈,部分為層狀、似層狀礦體。礦石為灰黑色致密塊狀硫化礦，部分由于受斷裂影響呈破碎狀或粉狀硫化礦，礦體和夾層大理巖中等穩固，f=6～10，礦體上下盤均為花崗巖，風化蝕變帶穩固性較差,f=3～7, 給開采帶來了極大的困難。247剖面層狀礦體賦存見圖1。

圖1 247剖面多層礦與大理巖夾層和上下盤花崗巖位置關系

2 數值計算模型建立

3D-σ程序是日本軟腦會社為巖土工程開發的三維連續介質有限單元法程序，是完全基于Windows平臺開發的應用程序，主要模擬巖土工程結構在三維應力、應變條件下的力學行為。該軟件在國內外地下巖土工程領域都擁有大量的用戶，特別是在日本的巖土工程領域，具有相當廣泛的使用基礎。

根據云錫卡房錫礦13-2礦體247地質剖面線的實際形態及與周邊圍巖之間的相互關系，建立三維有限元模型。模型尺寸為400 m×300 m×250 m(長×寬×高)，即沿礦體走向取400 m(Z方向)，垂直礦體走向取300 m(X方向)，沿垂直方向取250 m(Y方向)，共計187 450個節點，43 796個20節點三維等參元單元。由于本次模擬13-2礦體距地表大約200 m，礦體頂部為大理巖，利用高度與載荷的關系，對模型上部施加5.34MPa的均布荷載。實體模型單元網格劃分及礦體模型分別見圖2、圖3。

圖2 13-2礦體247剖面三維有限元計算模型網格劃分

受采動影響，離采區較近時擾動較大，遠離采區擾動較小，可將數值模型離采區較遠的邊界處位移視為零。因此，計算時分別在模型的底部、側面施加位移約束。

圖3 13-2礦體247剖面礦體簡化后形態及與大理巖夾層示意

3 開采方案數值模擬

3.1 開采方案設計

結合礦山開采現狀等實際情況進行模擬方案設計，力求找出適合本礦體開采的最優方案：

(1)方案一，采場沿礦體走向布置，采場跨度18 m，采場間留3 m的連續礦柱。

(2)方案二，采場沿礦體走向布置，采場跨度15 m，采場間留3 m的連續礦柱。

(3)方案三，采場沿礦體走向布置，采場跨度12 m，采場間留3 m的連續礦柱。

(4)方案四，采場沿礦體走向布置，采場跨度18 m，采場間留6 m的連續礦柱。

(5)方案五，采場沿礦體走向布置，采場跨度15 m，采場間留6 m的連續礦柱。

(6)方案六，采場沿礦體走向布置，采場跨度12 m，采場間留6 m的連續礦柱。

本次計算過程所采用的礦巖體數據均通過大量的試算和經驗折減，由于取樣過程中無法取到礦體上盤穩定性較差的花崗巖，結合課題組對云錫公司內部周邊礦山花崗巖的認識對計算參數進行了優化。數值模擬中所采用的計算參數見表1。

表1 礦巖體力學參數

3.2 數值模擬結果分析

3.2.1 不同方案頂板大理巖穩定性分析

不同開采方案頂板模擬結果見圖4～圖6。從應力分布結果來看，6種方案開采后頂板最大壓應力主要出現在礦體開挖后與上盤圍巖接觸及拐角處，壓應力最小為方案六的19.044 MPa，最大為方案一的29.527 MPa；而拉應力主要出現在礦體開采后頂板的懸空面，6個方案開采后都有拉應力出現，其中,方案一、方案二、方案四、方案五的拉應力值大于折減以后大理巖本身的抗拉強度值，方案三、方案六拉應力值小于大理巖本身的抗拉強度值，所以從應力分布結果判斷，無論采場間礦柱尺寸為3 m或者6 m，采場跨度控制在12 m比較恰當。從安全率分布結果來看，礦柱尺寸為3 m，采場跨度為18，15，12 m 時，頂板最小安全率分別為0.984、1.085、1.221；礦柱尺寸為6 m，采場跨度為18，15，12 m時，頂板最小安全率分別為1.042、1.107、1.236，僅有方案三和方案六滿足地下礦山安全率大于1.15(偏于安全的經驗值)。從塑性區分布結果來看，在礦柱寬度為3，6 m的情況下，采場跨度為18 m時，大理巖頂板幾乎都處于塑性狀態，且呈連片現象；當采場跨度為15 m時，塑性區有所減少，但連片現象仍然較多，此時頂板穩定性較差，容易出現冒落；當采場跨度減小為12 m時，頂板大理巖塑性區明顯減少，只以零星的形式存在，此時頂板相對比較穩定。所以，從安全率、應力、塑性區等方面都說明，采場跨度控制在12 m以內比較合理。

圖4 不同方案開采結束后頂板大理巖最大主應力分布(單位：MPa)

圖5 不同方案開采結束后頂板大理巖安全率分布

3.2.2 不同方案礦柱穩定性分析

不同開采方案礦柱模擬結果見圖7～圖9。從應力分布結果來看，各方案開采后礦柱最大壓應力主要出現在其與頂板接觸的位置，最大壓應力值在20.512～29.442 MPa，礦柱尺寸為3 m時礦柱所受的壓力明顯高于礦柱尺寸為6 m時的情況，由于礦體開采后礦柱處于受壓狀態，各方案均沒有拉應力出現。從安全率分布結果來看，6種開采方案主要區別在于所留礦柱及采場跨度尺寸不同，礦體開采后礦柱的安全率也不一致，礦柱尺寸為3 m，礦體開采后礦柱最小安全率為分別為0.987、1.032、1.041，此時礦柱處于不穩定狀態的邊緣；礦柱尺寸為6 m，礦體開采后礦柱的安全率為1.192、1.214、1.227，高于臨界狀態，此時礦柱處于穩定狀態。從塑性區分布結果來看，在礦柱寬度為3 m的情況下，采場跨度為18，15，12 m時，礦柱都進入塑性狀態，此時礦柱無法支撐頂板；當礦柱寬度增加到6 m后，采場跨度為18，15，12 m，礦柱都僅有零星塑性區出現，此時礦柱相對比較穩定，不會出現大的破壞。因此，可以采用空場法進行開采，但是采場跨度應控制在12 m以內，且礦柱尺寸不小于6 m。

圖6 不同方案開采結束后頂板大理巖塑性區分布

圖7 不同方案開采結束后礦柱主應力分布(單位：MPa)

4 回采順序數值模擬

4.1 回采順序方案設計

針對13-2礦體247線礦體的產出特征，回采順序共模擬以下幾個方案：

(1)方案一，先采凹兜周邊與花崗巖接觸的礦體，充填結束后用空場法開采凹兜中間層狀礦體。

(2)方案二，先采凹兜中間夾層礦，再從凹兜中間向兩側開采凹兜周邊與花崗巖接觸的礦體，并進行充填。

(3)方案三，凹兜內的礦體整體從東往西開采。

(4)方案四，凹兜內的礦體整體從西往東開采。

4.2 數值模擬結果分析

各方案回采結束頂板拉應力、礦柱壓應力及安全率變化曲線見圖10～圖12，數據統計見表1。可以看出，由于各方案都是建立在合理結構參數及充填的基礎上進行模擬分析，所以開采后礦體頂板整體相對比較穩定，各回采順序方案最大拉應力值為1.424 MPa，小于折減以后大理巖及硫化礦自身的抗拉強度值，各回采順序方案的安全率均較高，說明各回采順序方案都能滿足安全生產的要求。但是結合現場實際情況，如果先將夾層礦采用空場法開采后，在上下均存在采空區的條件下開采凹兜兩側的礦體存在安全隱患，所以建議首先開采與花崗巖接觸的凹兜礦，充填后利用空場法開采頂板為大理巖的夾層礦石。

圖8 不同方案開采結束后礦柱安全率分布

圖9 不同方案開采結束后礦柱塑性區分布

圖10 不同回采順序方案頂板拉應力變化曲線◆—方案一；■—方案二；▲—方案三；×—方案四

圖11 不同回采順序方案頂板安全率變化曲線◆—方案一；■—方案二；▲—方案三；×—方案四

圖12 不同回采順序方案礦柱受壓變化曲線◆—方案一；■—方案二；▲—方案三；×—方案四

5 結 論

(1)通過6種開采方案模擬分析，夾層礦頂板為大理巖時，可以采用空場法進行開采，采場跨度應控制在12 m以內，且礦柱尺寸不小于6 m。

(2)通過4種回采順序方案模測數據統計后發現，2#溜井和3#TDR監測點周邊分別有105，26個微震事件，且有繼續增多的趨勢。2#溜井和3#TDR監測點的中心水平距離為50m，2#溜井周邊微震事件較多，主要集中在2#溜井的崩落頂板附近；3#TDR監測點周邊靠近2#溜井一側微震事件較多，與地表2#溜井和3#TDR監測點周邊出現的裂縫現象非常吻合。現場裂縫情況見圖10。

表2 各回采順序方案開挖過程頂板及礦柱變化情況統計

(3)通過對247線不同礦體的開采方式、回采順序進行數值模擬研究，可為類似礦體的開采提供理論依據，具有一定的參考作用。