黃 杰 劉 哲 朱仕林 李中楠 郭吉葵
(1.南京鋼鐵集團冶山礦業有限公司;2.霍邱縣慶發礦業有限責任公司;3.中鋼集團馬鞍山礦院工程勘察設計有限公司)
隨著采礦活動的深入開展,崩落采礦法對地表所造成的影響日趨嚴重。由于國家對礦山安全和環保的要求,崩落采礦法逐步轉向充填采礦方法。魯中礦業有限公司是國有大型地下黑色冶金礦山企業,采用無底柱分段崩落法開采,在生產中存在地表塌陷、礦石損失貧化大、尾礦庫堆存壓力大等難題[1-2]。若繼續沿用該采礦方法,礦山生存環境將變得異常艱難,同時,顯著的地壓問題對礦山的安全生產也帶來極大威脅[3-5]。所以,礦山計劃由崩落采礦法轉為充填法進行開采。需要對采場主要結構參數和支護形式進行研究,得出保證采場穩定的最優方案,為后續礦山安全生產提供依據。
根據現場工程地質現狀調查與分析,礦體分布于接觸帶內,礦體圍巖巖性復雜,蝕變強。總體上礦體圍巖特征以破碎、軟弱為主,蠕狀變形特征明顯。根據《工程巖體分級標準》,塊狀礦石為Ⅲ~Ⅳ級,大理巖為Ⅳ級,紅板巖、矽卡巖、蝕變閃長巖和蜂窩狀、粉狀礦石均為Ⅴ級[6-9]。
礦體埋藏深,厚度大,傾角變化大,礦石品位高。當前采用無底柱分段崩落法開采,存在礦石損失貧化大、支護成本高的特點,迫切需要向充填法轉變[10]。因此,充填采礦方法的選擇與結構參數優化成為項目的關鍵。
FLAC3D數值模擬的可靠性在一定程度上取決于所建立的計算模型是否與實際情況相符合,包括選擇適當的計算范圍、模型的邊界條件、局部結構的簡化處理等。本次數值模擬分析需要注意以下幾點。
(1)主要開采范圍為-350~-500 m水平。模擬時,以最低中段-500 m水平礦房開采為例,進行開采模擬分析。
(2)模型底部為-800 m水平,模型在X、Z方向進行一定程度的擴展延伸,根據影響范圍在采空區尺寸3~5倍的距離,模型實際尺寸為700 m×160 m×1 000 m(長×寬×高)。
(3)采場開挖是一次性完成的,二步驟礦房開挖前,提前進行預切頂支護模擬(頂板及上盤安裝錨桿及錨索支護)后,再進行開挖。
2.2.1 力學參數
數值模擬計算能否獲得符合實際的結果,取決于力學參數的合理性。本次研究的礦巖力學參數參照礦山相關巖石力學試驗,結合礦山實際情況進行了適當折減,見表1。

2.2.2 邊界條件
計算模型上表面采用自由邊界,底面采用固定約束,側面方向邊界施加鉸支約束,固定5個邊界的位移。在固定邊界的前提下,添加巖體材料的物理力學性質。
2.2.3 初始地應力場
根據礦山原巖應力測量,礦區在北西、南東方向存在近水平方向、大小約等于自重力荷載的構造應力場。巖體應力場中,最大主應力σ1=1.3γH,方位N46.5°W,傾角24°;最小主應力σ3=0.47γH,方位S48°W,傾角10°;其中γ為巖體容重,kN/m3;H為上覆巖層厚度,m。圖1為模型初始應力場分布云圖。

根據厚大礦體事先計劃的采礦方案,采場沿走向布置,分2步驟進行開采,一步驟采用進路法回采采場,然后對進路進行充填,充填體綜合強度為2 MPa;并在二步驟回采前,在采場的上盤(端部)、頂部進行預控頂回采,并用高強度充填體(3 MPa)充填。對頂板完成支護后,再對二步驟采場進行整體崩落開采。模擬時,采場長為礦體厚度(50~70 m),礦房寬度初步設置10,12.5,15 m 3種。首先以采場寬度12.5 m來進行分析,隨后根據12.5 m方案的模擬結果來進行15 m或10 m方案模擬。
由于篇幅的限制,選取采場寬度12.5 m和15 m進行對比分析。
圖2為采場寬度12.5 m的模擬結果,可以看出,空區頂板最大拉應力約為0.51 MPa,空區周圍圍巖最大剪切應力約4 MPa,均處于巖體可承受范圍以內。塑性區在頂板及上盤圍巖中幾乎未見分布。綜合空區周圍受力及塑性區分布情況來看,在頂板及上盤采用常規錨索和錨桿支護,采場寬度12.5 m的方案能滿足采場穩定性要求。
從應力大小來看,采用15 m方案后(圖3),由采場寬度增加帶來的應力重分布差異得到了體現,應力各項指標均要明顯高于12.5 m方案。其中頂板最大拉應力從0.51 MPa增長到0.68 MPa,增加了約33%;最大正剪應力從4.08 MPa增長到4.89 MPa,增加了約20%。從塑性區分布情況來看,12.5 m方案頂板及上盤塑性區分布不明顯,沒有集中分布,而15 m方案頂板及上盤出現了一定范圍的塑性區,考慮到礦區巖性較差,整體巖性破碎,自穩能力弱,空區失穩的可能性較大。


根據模擬方案的分析比較,15 m相對于12.5 m方案無論是拉、剪應力值,應力集中區域,還是塑性區分布范圍,均出現了較明顯的增長,該方案有一定的安全風險,故推薦采場寬度為12~13 m。
礦山整體節理裂隙發育,節理間距0.22~0.375 m/條,巖石質量指標RQD值為20.57%~35.2%,RQD值很低。礦體被軟弱的矽卡巖、蝕變閃長巖穿插,部分礦體本身為多孔狀、蜂窩狀疏松結構,礦區礦體分布于接觸帶內,礦石分塊狀、蜂窩狀及粉狀,礦體圍巖巖性復雜,蝕變強。總體上,礦體圍巖特征以破碎、軟弱為主,具蠕狀變形特征明顯。礦體圍巖多含蛇紋石、綠泥石等礦物,強度低,具膨脹與蠕變特性,自穩能力極差。按照《工程巖體分級標準》對礦區礦體及頂板圍巖進行分級,見表2。
礦山實際生產中揭露本區地應力較大,接近礦體附近時巷道多變形或坍塌,不經支護幾乎無法生產,開采時部分需要二次支護,結合數值模擬分析結果對采準進路及巷道支護進行分級。

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采用長錨索和中長錨桿交錯布置,主要是用于預切頂分段空場嗣后充填聯合采礦法。為了維護采場頂板、礦體上盤的穩定性,保障鑿巖硐室及采場的安全。錨索和錨桿交錯布置在預切頂回采的進路中,采用?20 mm螺旋鋼托盤錨桿,長3.0 m,錨桿間距1.3 m×1.3 m;錨索長度10 m,間距2.5 m,排距4 m,每排布置2根;礦體上盤錨索支護采用均勻布置,錨索的排間距與進路中相同,上下相鄰進路中錨索排距4 m,間距2.5 m,與豎直方向呈20°~30°角,具體根據現場情況適當調整。錨索采用?15.24 mm鋼絞線,設計承載力230 kN,破斷力260 kN。圍巖破碎帶采用錨噴網聯合支護,噴射C20混凝土,支護厚度為100 mm,應力集中區域和支撐壓力帶適當增加混凝土噴射厚度。
Ⅱ級支護主要采用中長錨桿與短錨桿交錯布置的支護方式,并同時結合噴射混凝土,形成錨噴網聯合支護形式。中長錨桿采用?20 mm螺旋鋼托盤錨桿,長3.0 m,錨桿排間距1.6 m×1.3 m;短錨桿長度2.0 m,錨桿間距0.8 m×0.8 m,噴射C20混凝土,混凝土厚度100 mm,厚度根據圍巖情況適當調整。主要適用于巖體破碎段、軟巖段、支撐壓力段、高應力區、服務期長的巷道。
Ⅲ級支護主要采用錨噴網支護形式,采用?18 mm螺旋鋼托盤錨桿,長2.0 m,間距1.0 m×1.0 m;噴射C20混凝土,支護厚度為80~100 mm。主要適用于部分聯絡巷及通風巷道、圍巖較穩固的開拓巷道。
Ⅳ級支護主要為錨噴支護或素噴混凝土支護,錨噴支護采用?18 mm螺旋鋼托盤錨桿,長2.0 m,錨桿間距1.0 m×1.0 m;噴射C20混凝土,素噴混凝土厚度50~80 mm。主要適用于服務期較短的臨時支護和采準巷道。
(1)在頂板及上盤采用高強度支護手段后,12.5 m方案能滿足采場穩定性要求。空區頂板最大拉應力約為0.51 MPa,空區周圍圍巖最大剪切應力約4 MPa,塑性區在頂板及上盤圍巖中幾乎未見分布,能夠滿足采場穩定開采。
(1)15 m開挖方案中空區頂板及上盤圍巖出現小范圍的冒頂、垮落等破壞跡象,雖然破壞區并未完全貫通整個空區頂板,但考慮到礦區巖性較差,自穩能力弱,破壞區有較大可能進一步向深處發展,造成采場較大面積失穩,因此,該方案有較大風險,不建議實施,建議采場寬度以12~13 m為宜。
(3)通過對采場頂板進路進行不同強度的支護研究,對不同巖性進行分級,劃分為4種支護方式,以維護采場和巷道的安全。