采場破碎上盤支護參數數值模擬研究

王海文，張 寶，顧生春，李志軍，吳亞飛

(1.西部黃金克拉瑪依哈圖金礦有限責任公司， 新疆 克拉瑪依市 834025；2.長沙礦山研究院有限責任公司， 湖南 長沙 410012)

新疆某金礦賦存于上石炭統含碳泥質灰巖夾薄層灰巖條帶中，礦體嚴格受此層位控制，礦體與圍巖界線清楚。礦體由條帶狀、透鏡狀或薄層狀組成，呈層狀產出。產狀與圍巖基本一致，總體走向近東西向。該脈礦體中等穩固、上盤圍巖不穩固、下盤圍巖中等穩固，礦體傾角65°，平均品位6.2 g/t，厚度達2～8 m，屬于急傾斜高品位中等穩固中厚礦體。礦石松散系數為1.6，體重為2.85 t/m3，巖石體重為2.70 t/m3。

礦山采用平硐+豎井聯合開拓。對于該高品質礦體，目前采用上向進路充填法進行開采。設計采場長度為50 m，寬度為礦體厚度，高度為中段高度50 m，分段高度10 m，分層高度2.5 m。該方法回采貧損率＜8%。

1 破碎上盤支護方案與數值模擬方案

1.1 采場上盤支護方案

由于采場上盤破碎，給礦山安全管理帶來了極大的挑戰。為了預防采礦過程上盤圍巖剝落，必須了解上下盤圍巖巖體質量等級。通過對該金礦上盤巖體質量進行調查，發現其巖芯破碎呈短柱狀、碎塊狀為主，裂隙極發育，常見綠泥石化，淺部巖石中發育有風化裂隙，巖體質量指標＜0.12，抗壓強度＜30 MPa，巖體較破碎，厚度巨大，巖體質量分級為Ⅳ類，RQD分級、RMR分級、Q系統分級分別為 32，30，2.9，上盤巖體質量總體為差巖體。設計對開挖后進路上盤加以支護，采用螺紋鋼錨桿+噴漿+雙筋條進行聯合支護，以確保在回采期間上盤的穩定性。即首先對進路上盤及頂板進行噴漿（2～3 cm）處理，然后對采場上盤圍巖進行螺紋鋼錨桿（全長錨固）+雙筋條支護，再進行一次噴漿支護（2～3 cm），服務周期約1個月。

為了獲得科學合理的采場破碎上盤支護參數，根據現場情況及類似巖性支護參數，設計兩種支護方案：第一種方案的錨桿網度為2 m×2 m，錨桿長度為2 m，噴射混凝土厚度為10 cm；第二種方案的錨桿網度為1 m×1 m，錨桿長度為3.5 m，噴射混凝土厚度為4～6 cm。

本文將采用數值仿真模擬方法，從理論上對這兩種支護參數進行對比研究，優選出一種支護參數方案，以獲得更適合礦山實際情況的安全、可靠、經濟的支護方案。

1.2 支護結構模型和模擬方案

1.2.1 支護結構模型

數值分析軟件采用巖土計算專業 FLAC3D。在建立了采場數值模型后，通過其FISH程序命令語言添加錨桿和錨索（cable）單元、噴射混凝土（line二步驟）單元，錨桿和噴射混凝土單元需在分層礦體開挖后一排排安裝在上盤，首先噴漿，然后安裝錨桿和雙筋條（局部采用鋼絲網），最后再噴射混凝土。

結合礦山所使用的支護形式（樹脂錨桿，噴漿支護）及其具體的支護參數，參考類似礦山同類型支護的參數，得出礦山支護數值模擬分析的FLAC3D參數如表1所示。同時，設置錨桿的預應力為6×104Pa。

表1 支護結構單元參數

1.2.2 開采步驟數值模擬

根據上向進路充填法回采技術特點，為盡可能模擬礦體回采-支護-充填過程中應力、應變的疊加演變，共設計 18次“采-支-充”循環進行模擬計算。自下向上依次劃分為 18個分層，每個分層高為2.5 m。

（1）模擬采場拉底時，一次性完成“開挖1”達到控頂高度，隨后采用錨桿和混凝土支護上盤圍巖，最后采用高配比混凝土“充填1”。

（2）完成“充填1”后，繼續開采2，即完成“開挖2”；隨后采用錨桿和混凝土支護上盤圍巖，最后采用高配比混凝土“充填 2”形成本階段的假底。

（3）依次循環向上發展直至本階段回采結束。同時，在進行“采-支-充”循環模擬分析時，記錄每一分層開挖平衡后的最大壓應力、最大拉應力、最大垂向位移和塑性區變化情況。

因本次需重點分析穩定性的對象為上盤的圍巖，為證明錨桿支護的效果和選擇最佳的支護參數，本節對4 m、6 m厚礦體開采時在3種支護參數：不支護、2 m×2 m網度支護、1 m×1 m網度支護條件下，探討上盤的位移、應力和塑性區情況。

2 不同厚度礦體支護參數數值分析

2.1 4 m厚礦體支護參數數值模擬結果

（1）上盤應力演變。開采4 m厚礦體完成整體開挖后，最大主應力即最大拉應力出現在采場的底板和底板的位置，且隨著網度的增加，頂底板出現的拉應力集中區變大，但拉應力變小，由于數值不大，對上盤的穩定性影響不大。而隨著支護網度的增加，礦體的上盤和下盤的應力集中區域面積逐漸減小，數值逐漸增加，應力集中現象明顯。由圖1，圖2可以看出，對于不支護或2 m網度的支護結構，隨著回采的進行，上盤拉應力逐漸增加，但對于1 m網度的支護結構，上盤拉應力卻在逐漸減小，開挖完成后圍巖內的最大應力為0.15 MPa，說明這種支護結構能有效釋放上盤內的拉應力。但壓應力卻較另外兩種方案有所增加，且在上盤內造成了十分明顯的壓應力集中區域，但盡管壓應力有集中現象，但絕對數值較小，在8.7～9.2 MPa之間，對上盤的穩定性構不成威脅，可忽略。

圖1 不同支護方式開采過程中最大拉應力演變

圖2 不同支護方式開采過程中最大壓應力演變

（2）上盤垂直位移演變。由圖 3可知，不支護和2 m網度的支護結構上盤中的最大位移基本相同，為28～36 mm，說明2 m的支護結構不能有效控制上盤變形。1 m網度的支護結構上盤下沉位移保持在11.6 mm左右，控制了采場周邊圍巖的變形，維持了上盤的穩定性。

圖3 不同支護方式開采過程中最大垂向位移演變

（3）上盤圍巖塑性區。根據數值模擬結果，隨著采場不斷回采，支護結構可以有效的減小圍巖的塑性區，但2 m網度的上盤圍巖還是出現了成片的塑性區，這代表此種支護結構不能最大限度保持上盤圍巖的穩定性，而1 m網度的支護結構上盤圍巖內基本沒有塑性區，在下盤內同樣沒有明顯的塑性區，這代表圍巖的穩定性良好，小網度支護結構可以有效控制上盤圍巖的變形，使之保持穩定。

2.2 6 m厚礦體支護參數數值模擬結果

（1）上盤應力演變。開采6 m厚礦體完成整體開挖后，最大主應力即最大拉應力。由圖 4、圖5可以看出，對于不支護或2 m網度的支護結構，隨著回采的進行，上盤拉應力逐漸增加，但對于1 m網度的支護結構，上盤拉應力卻在逐漸減小，開挖完成后圍巖內的最大應力小于0.2 MPa，這說明這種支護結構能有效釋放上盤拉應力。但壓應力卻較另外兩種方案有所增加，基本保持在10 MPa左右，且在上盤內造成了十分明顯的壓應力集中區域。盡管壓應力有集中現象，但絕對數值較小，對上盤的穩定性構不成威脅。

（2）上盤豎直位移演變。從圖 6可知，不支護和2 m網度的支護結構上盤中的最大位移基本相同，為35～42 mm，說明2 m的支護結構不能有效控制上盤變形。1 m網度的支護結構上盤下沉位移，保持在16 mm左右，控制了采場周邊圍巖的變形，維持了上盤的穩定性。

圖4 不同支護方式開采過程中最大拉應力演變

圖5 不同支護方式開采過程中最大壓應力演變

圖6 不同支護方式開采過程中最大垂向位移演變

（3）上盤圍巖塑性區。根據數值模擬結果，隨著采場不斷回采，支護結構可以有效減小圍巖的塑性區，但2 m網度的上盤圍巖還是出現了成片的塑性區，這代表此種支護結構不能最大限度保持上盤圍巖的穩定性，而1 m網度的支護結構上盤圍巖內基本沒有塑性區，在下盤內同樣沒有明顯的塑性區，這代表圍巖的穩定性良好，小網度支護結構可以有效控制上盤圍巖變形，使之保持穩定。

3 結 論

（1）對于不支護或2 m網度的支護結構，隨著回采的進行，上盤內拉應力逐漸增加。但對于1m網度的支護結構，上盤內的拉應力會逐漸減小，此種支護結構能釋放上盤內拉應力，同時壓應力卻較另外兩種方案有所增加，上盤內有明顯的應力集中區，但絕對數值較小，約為9 MPa，不會對上盤的穩定性構造成影響。

（2）不支護和2 m網度的支護結構上盤中的最大位移基本相同，平均為35 mm左右，基本為1 m網度支護結構的上盤位移的2倍，2 m的支護結構不能有效控制上盤變形。1 m網度的支護結構能有效減小上盤圍巖的下沉位移，控制了圍巖變形，保持上盤的穩定性。

（3）支護結構可以有效的控制圍巖的塑性區，但2 m網度的上盤圍巖內會出現成片的塑性區，表明此種支護結構不能保持上盤圍巖的穩定性。而 1 m網度的支護結構上下盤圍巖內均沒有塑性區，只有充填體內出現零星塑性區，對上盤穩定性影響不大。這表明1 m網度的噴漿+錨桿+雙筋條支護結構可以有效地控制上盤圍巖變形，保持其穩定。

因此，為了保證上盤圍巖的穩定性，確保采場安全高效回采，推薦上向進路充填法采場上盤圍巖的支護參數為：錨桿支護網度1 m×1 m，錨桿長度3.5 m，噴射混凝土厚度4～6 cm。