青龍溝金礦露天轉地下采場穩定性分析及控制

趙興東 李懷賓 張姝婧 楊曉明 張天航

（1.東北大學采礦地壓與控制研究中心，遼寧沈陽 110819；2.青海大柴旦礦業有限公司，青海海西 816201）

隨著露天礦山開采深度的不斷增加，露天開采變得越來越不適合礦山生產的要求，必須適時轉成地下開采。近年來，露天轉地下開采的礦山逐漸增多，例如國內的首鋼密云鐵礦、承鋼黑山鐵礦、銅山銅礦、鳳凰山銅礦和廣西大新錳礦等；國外主要有南非的科菲豐坦金剛石礦、澳大利亞的蒙特萊爾銅礦和加拿大的Kidd-Creek銅礦等[1]。露天轉地下其中一個突出的問題就是如何確保采場的穩定性，這是地下礦山實現安全、高效開采的重要影響因素[2-3]。地下采場的穩定性主要取決于采場圍巖體工程屬性、采動應力、采場形狀因子等。對于采場穩定性的分析主要有經驗法、理論解析法、數值模擬法以及現場監測法等，例如：Choon等[4]采用穩定性圖表評估地下采場的穩定性；Kurlenya等[5]運用模型試驗法對采場的穩定性進行研究；趙國彥等[6]運用模糊—理想點法，對海下采場頂板的穩定性進行分析；Grenon等[7]通過現場調查數據生成3D含節理模型，采用數值分析方法分析采場的穩定。

在上述研究成果的基礎之上，本項目以青龍溝采區北礦段露天轉地下開采為研究對象，采用穩定性圖法和數值分析方法，確定采場穩定性，據此提出相應的采場下盤錨索支護參數，為礦山安全高效開采礦體提供理論依據。

1 現場工程地質

大柴旦礦業有限公司青龍溝采區北礦段上部為露天開采，目前，露天開采已經結束，轉為地下開采。青龍溝采區北礦段共探明4條礦體，其中M2礦體規模較大，圖1為青龍溝采區三維地質模型。

青龍溝采區北礦段位于青龍溝復向斜的東南段，礦區內褶皺構造和斷裂較發育，總體走向為NNW～SSE，與區域主構造方向一致，礦區侵入巖主要為塊狀構造，中元古代地層為薄～中厚層狀構造。青龍溝金礦主礦體（M2）位于16250N～16550N勘探線間，形態呈北東傾的簡單板狀，向深部延伸時開始出現分支，傾向和走向上具有較好的穩定連續性。礦體上盤為條帶狀大理巖，下盤為白云質大理巖，礦體為蝕變的變質砂巖。礦化區域厚度一般從數米至二十多米，厚度變化較大，礦體呈似層狀和透鏡狀，傾向NE，走向157°，傾角60～90°，平均78°左右，礦體平均厚度約10 m，礦體走向長675 m，傾向最大延深174 m。

根據青龍溝采區北礦段M2礦體的賦存特點，采用長礦房干式充填采礦方法進行開采（見圖2），采場高度設計為20 m，采用中深孔連續爆破后退式落礦，對出礦形成的空區進行連續干式充填。該采礦方法的優點是連續爆破落礦、出礦和連續充填空區。理論上，該采礦方法沒有采場長度限制，這將大大減少切割天井數量，具有達產快、循環時間短，便于機械化施工，提高了勞動生產率，能夠獲得較好的經濟效益。

利用測線法對青龍溝采區北礦段礦巖進行結構面調查分析，其分布情況見表1。根據巖石力學實驗和現場節理調查結構，采用Q、RMR和GSI分級方法對礦巖質量進行評價（表2），利用經驗公式獲得礦巖力學參數[8]（表3）。

2 采場穩定性分析及支護設計

采用穩定性圖法和數值模擬法對采場穩定性進行分析，并提出合適的錨索支護方案。

2.1 采場穩定性分析

1980年Mathews等人基于50個工程實例提出Mathews穩定性圖，是一種評估采場穩定性的經驗設計工具，適用于埋藏1 000 m以內的采礦設計。由于 初始的假設所依據的數據量較少。1980年以后，Pot-vin、Stewart和Trueman等人從不同的開采深度（大部分小于1 000 m）收集了大量新的數據，對該方法進行了驗證，并不斷對其進行修正[9-11]。

?

?

?

Mathews穩定性圖法主要以穩定性指數N′和水力半徑R計算為基礎，其中，穩定性指數N′代表巖體在給定應力條件下維持采場穩定的能力，水力半徑R反應了采場的尺寸和形狀。

采場穩定性指數N′[12]定義為

式中，Q′為修正后的巖體質量系數；A為巖石應力系數，由完整巖石單軸抗壓強度σc與采場最大主應力σ1的比值確定，參照文獻[10]進行求解；B為節理方位修正系數，其值由采場面傾角與主要節理組的傾角之差來度量，參照文獻[11]進行求解；C為設計采場暴露面的重力調整系數，反映重力對采場巖體穩定性的影響，參照文獻[12]進行求解。青龍溝金礦穩定性系數N′計算值見表4。

?

采場水力半徑R可以通過下式進行計算：

式中，a為待分析采場的頂幫或者采空面的橫截面積；l為待分析采場頂幫或者采空面的周長。

將表4中計算得到的穩定性系數N′值繪制到Mathews穩定性圖中（圖3），已知采場跨度和高度分別為10 m和20 m；根據穩定性圖得出未支護采場和支護時保持穩定的水力半徑值以及對應的采場走向長度，列于表5。

?

由圖3和表5可知，未支護采場頂板、上下盤保持穩定的長度分別為52.5 m、35.84 m和12.11 m，其中，下盤不支護下穩定長度較短，不能滿足礦山生產需求。因此，采場下盤需要進行錨索支護，其中水力半徑取支護穩定區的下限；當采場下盤支護后，允許暴露的采場下盤走向長度為37.4 m。青龍溝采區北礦段采場高20 m，充填廢石的自然安息角約40°，充填廢石至采場未爆破段的水平距離為23.8 m。最終確定，錨索支護采場后采場下盤的最大可能暴露距離為34 m。

2.2 采場下盤錨桿支護設計

Hutchinson 和Diederichs[13]根據楔形塊拱（梁）理論計算錨索的間距，錨索使巖體成為具有自承能力的拱或梁，抵抗巖體彎曲變形，提出了以穩定性指數N′為縱坐標和水力半徑R為橫坐標的等面積模式的錨索設計間距圖表（圖4（a））；通過對頂板加固拱、梁的穩定性分析以及上覆巖層自重的計算，當錨索的錨固長度超出破壞區域2 m時，能夠確保破壞區域的穩定。如果進一步增加錨索的長度，亦不能提高錨索的支護效果。因此，常規錨索設計長度見圖4（b）。具體錨索支護參數見表6。

?

由于青龍溝金礦沒有錨索支護的經驗，基于安全考慮，錨索網度取2.0 m×2.0 m，結合其他礦山錨索支護經驗、現場設備條件，錨索長度取8 m。錨索支護示意圖見圖5。試驗采場長錨索直徑為φ17.8 mm的鋼絞線，抗拉強度為1 860 MPa；錨索孔深8.5 m，孔徑φ56 mm。采用普通425#硅酸鹽水泥，水灰比0.4∶1，水泥漿全長錨固，錨索結構單元參數見表7。錨索安裝形式是方形；下盤支護時，錨索的安裝角度與下盤大約呈30°～40°夾角。

3 數值模擬分析

為了驗證經驗圖表法設計采場結構參數的準確性，運用FLAC3D軟件對采場支護前后圍巖的位移和塑性區進行對比分析，特別是錨索支護前后采場下盤的水平位移和塑性區變化情況。

?

3.1 數值模型建立

本研究綜合3Dmine、MIDAS/GTS和FLAC3D在建模、網格劃分和計算分析等方面的優越性，建立了數值計算模型。數值模型尺寸：X方向長800 m，Y方向長1 400 m，Z方向平均高度900 m（地表起伏無確定值），共有228 684個節點，1 355 319個單元體，如圖6所示。模型邊界采用位移約束，模型四周限制水平方向的位移，模型底邊界限制X、Y和Z方向的位移，模型上部邊界設置成自由面，采用Mohr-Coulomb強度準則。

3.2 數值模擬結果與分析

計算采場圍巖的位移和塑性區分布見圖7和圖8所示，并把采場未支護以及支護后下盤圍巖最大水平位移及最大塑性區列于表8。

?

從圖7可以看出，采場未支護時，下盤最大水平位移為19.3 mm，變形較小，而采場下盤塑性區范圍較大，說明采場存在穩定性問題，數值計算與經驗法預測的結果一致。

從圖8可以看出，采場下盤采用長錨索支護后，下盤的最大水平位移以及塑性區范圍均顯著減小，最大水平位移由19.3 mm減小為11.6 mm，塑性區由3.5 m減小為1.5 m。數值模擬結果表明，錨索支護能夠確保采場下盤巖體穩定。

4 結 論

通過對青龍溝金礦北段進行詳實的工程地質調查、巖石力學實驗、巖體質量分級、巖體力學參數計算，采用穩定性圖法和數值分析法，對青龍溝采區北礦段采場結構參數進行分析，得出以下結論：

（1）運用Mathews穩定性圖，計算得出在未支護的情況下，采場頂板、上盤和下盤保持穩定的最大長度分別為52.5 m、35.84 m和12.11 m，其中，下盤不支護保持穩定的長度較短，不能滿足礦山生產的需求。綜合考慮現場地質及施工條件，確定采場的最大可能暴露長度34 m，數值模擬結果表明采場下盤出現較大范圍的塑性破壞，二者結果相一致。

（2）運用錨索支護圖法，確定采場下盤的支護參數為：網度2.0 m×2.0 m，錨索長度8 m。通過數值計算驗證得出，下盤采用錨索支護后水平位移和塑性區范圍都明顯減小。