某鋰輝石礦地表保護礦柱留設與開采順序優化*

甘懷營 淡永富 李華華

（長沙有色冶金設計研究院有限公司）

四川某鋰輝石礦位于海拔2 200～4 200 m的高山上，采用平硐、溜井和斜坡道聯合開拓運輸方案，大孔徑深孔階段空場嗣后充填采礦工藝。礦山主要開采礦體均有露頭，開采過程為防止揭露地表造成地表水涌入礦井，需要留設地表保護礦柱。另外由于礦區地形復雜、自然地形坡度大、地表工程地質情況差且巖層為順層，局部開挖或采動極易造成整體滑坡，因此地下開采順序及地表保護礦柱留設尺寸對于各工業場地及運輸道路的安全有著重要影響。

1 工程概況

1.1 工程地質概況

礦區位于可爾因偉晶巖田東南密集區內，依據巖石工程地質特征諸因素，將礦區巖層劃分為兩大工程地質巖組。

（1）軟弱工程地質巖組（Q4）主要由黏土、亞黏土、亞砂土夾礫石組成，地下開采對出露地表部分影響較大。

（2）堅硬工程地質巖組按巖性類別分為2類，一是變質巖組（T3zh），二是巖漿巖組（γρ、γι、q），呈長條狀、脈狀產出，致密堅硬，呈整體狀結構，力學強度較高，其中花崗偉晶巖脈是鋰輝石礦體賦存巖脈。

1.2 采礦方法

礦體賦存于花崗偉晶巖脈中，主要礦石為鋰輝石，巖脈系較硬工程地質巖組，巖石質量好，巖體較完整，穩固性好。頂底板系三疊系上統侏倭組（T3zh）堅硬工程地質巖組，巖體主要呈塊狀結構，巖組的RQD平均值為80.56%，巖石質量好，巖體較完整，穩固性好。不同類型的礦體所采用的采礦方法不同，傾角為30°～50°的礦體采用分段空場嗣后充填采礦方法，傾角大于50°的礦體采用大直徑深孔階段空場嗣后充填采礦方法。

2 地表保護礦柱安全厚度計算

2.1 理論計算

理論計算基于材料力學理論中的板及梁結構，考慮外加均勻分布載荷，經過適當簡化而得。根據擬采用的采礦方法，地表保護礦柱安全厚度確定可以采用厚跨比法［1］、荷載傳遞線法［2］、破裂拱估算法［3］、結構力學梁理論計算法［4］和K B魯佩涅依特理論法等5種常用方法計算。其中，荷載傳遞線法、破裂拱理論估算法及K B魯佩涅依特理論法考慮生產實際因素較多，因而計算所得礦柱尺寸較為可靠，而厚跨比法、結構力學梁理論計算法考慮因素相對較少且過于理想，計算結果較為主觀。因此，本研究采用荷載傳遞線法、破裂拱理論估算法及K B魯佩涅依特理論法3種方法計算。

2.1.1 荷載傳遞線法

該方法認為荷載由頂板中心按與豎直線成30°～35°擴散角向下傳遞，此傳遞線位于頂板與硐壁的交點以外時，即認為硐壁直接支承頂板上的外荷與自重，頂板是安全的，即式（1）。

式中，h為頂柱厚度，m；b為采場跨度，m；β為擴散角，（°）。根據式（1），取采場跨度為13 m，擴散角為35°，得出頂柱安全厚度為9.28 m。

2.1.2 破裂拱理論估算法

該方法認為采空區未坍塌時，相當于自然拱處于平衡狀態，如發生坍塌則形成破裂拱，破裂拱以上的巖體質量由拱承擔，在此基礎上增加頂板厚度以承載上部附加荷載，該拱高加上附加厚度即為頂板安全厚度，即式（2）。

式中，h0為采場高度，取50 m；φ為頂板巖石內摩擦角，取35°；f為頂板巖石普氏硬度系數，取6；a為頂板附加荷載疊加系數，取1.3。

經計算，頂柱安全厚度為7.05 m。

2.1.3 K B魯佩涅依特理論法［3～5］

該方法主要考慮到空區跨度及頂板巖體特性對安全頂板厚度的影響，同時也考慮了頂板上部附加荷載的影響，提出了安全厚度計算公式：

式中，σcp=rσc/k0k3，為在彎曲條件下考慮到抗壓強度系數（r）、強度安全系數（k3）和結構削弱系數（k0）條件下頂板強度極限，k0=2～3，k3=7～10，r=（7～10）%，σc為頂板巖石單軸抗壓強度，取50 MPa；ρ為密度，kg/m3；q為均布荷載，MPa。

經計算，頂柱安全厚度為7.72 m。

2.2 頂柱厚度取值

根據理論計算結果，礦柱厚度合理范圍在7.05～9.28 m，取最大值為頂板安全厚度值，即9.28 m。

3 開采順序優化研究

3.1 開采順序方案

根據中段礦量及品位分布，礦山主要礦量分布在3 600～3 800 m中段，中段礦量為368.7～567.8萬t，該中段范圍的品位也較好。根據中段生產能力，存在2個回采順序方案，即由3 600 m水平開始往上開采（方案1）和由3 800 m水平往下開采（方案2）。中段內回采步驟均為先采礦房，充填礦房后采礦柱。

3.2 模型建立

利用FLAC3D數值分析軟件，對礦體進行建模，模型如圖1所示。

地質報告中沒有詳細的礦巖物理力學數據，根據類似礦巖巖性，獲取礦巖物理力學參數，如表1所示。

3.3 初始地應力

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地質報告中沒有地應力數據，以礦巖重力為主要地應力，進行地應力反演，結果最大主應力為18.1 MPa，最小主應力為5.4 MPa，礦體中最大應力為12 MPa。

3.4 結果分析

3.4.1 主應力

圖2 為方案1和方案2回采過程中礦體內最大壓應力和最大拉應力的變化曲線。2個方案的最大拉應力相差不大，且均較小；方案1的最大壓應力均值為14.7 MPa，方案2為13.44 MPa，方案1較方案2增大約9.4%，但方案1由底部中段開采至上部中段，應力值呈現為近似線性變化趨勢，增長較穩定且緩慢；方案2由上部中段開采至下部中段，應力值前期較低且平緩，開采至3 700 m中段后應力值呈現出劇烈跳動增長的趨勢，上下波動較大，且在開采后期最大壓應力值較大，約為20 MPa，采場圍巖處于循環加卸載的應力環境下，對圍巖穩定性產生一定的不利影響。

3.4.2 位移分析

圖3 為方案1和方案2回采過程中采場和地表坡面最大位移變化曲線。回采過程中，2個方案的采場位移和地表坡面位移隨回采步而增大，方案1的采場位移較方案2大，方案1的地表坡面位移較方案2小。采場豎向位移均在2 cm范圍內，位移較小。由于地表坡面為第四系堆積物，對外界擾動較為敏感，方案2的擾動引起了地表坡面較大的位移，不利于其穩定性。

2個方案回采過程中，采場穩定性均較好，均未產生塑性破壞，總體上2個方案結果差距不大。但方案2對地表坡面的擾動較大，不利于其穩定性，則方案1較優。

4 結論

（1）采用荷載傳遞線法、破裂拱估算法和K B魯佩涅依特理論法3種方法計算頂柱安全厚度，頂柱安全理論厚度至少不低于9.28 m，才能保證礦柱自身和地表邊坡的穩定性。

（2）從3 600 m水平向上開采的方案對地表坡面的擾動較小，有利于礦區的穩定性。