无底柱分段崩落法进路极限宽度研究

吴秀仪，林玉明，方延强

(1.四川省川威集团有限公司，四川成都 610100;2.林同棪国际工程咨询(中国)有限公司四川分公司，四川成都 610065)

无底柱分段崩落法进路极限宽度研究

吴秀仪1，林玉明1，方延强2

(1.四川省川威集团有限公司，四川成都 610100;2.林同棪国际工程咨询(中国)有限公司四川分公司，四川成都 610065)

无底柱分段崩落法，因采场结构简单、机械化程度高，成本低和生产安全等优点，在金属矿山获得迅速推广。但无底柱分段崩落采矿方法矿石是在覆盖层废石的包围下放出，矿石的贫化及损失较大，且较难控制。进路断面是影响矿石的贫化损失的重要因素之一，通过极限平衡理论，结合目前矿山巷道锚杆支护技术来合理确定进路极限宽度，对影响进路极限宽度的主要因素进行详细分析，进而为降低无底柱分段崩落采矿法的贫化损失提供理论参考。

无底柱分段崩落法;贫化损失;极限平衡理论;极限宽度

无底柱分段崩落法自20世纪60年代初从瑞典引入，因该方法具有采场结构简单、机械化程度高、开采强度大、作业效率高、成本低和生产安全等优点。在金属矿山获得迅速推广，特别是在铁矿山更为广泛，目前已占地下铁矿山矿石总产量的70%左右。随着开采向地下深部的发展，该方法的应用有增加的趋势;无底柱分段崩落法朝着增大采场结构、增加一次崩矿量，采用电动、全液压的大型无轨采矿设备发展方向。

无底柱分段崩落法采矿的特点是崩落矿石和覆盖层废石直接接触，矿石是在覆盖层废石的包围下从放矿口放出，回采矿石的贫化及损失较大，且较难控制。我国无底柱分段崩落法矿山的贫化率为15%～20%，矿石回收率为85%～90%，较国外同工艺的矿山贫化损失要高。因此，研究降低无底柱分段崩落法矿石贫化损失，具有一定的理论价值和实用意义［1－3］。

1 进路断面对矿石损失贫化的影响

影响覆岩下放矿的矿石回收率和贫化率的因素有:矿岩的物理力学形状、块度组成、压实程度，崩落矿石的高度，分段巷道的布置，爆破参数，进路间距、断面等因素，其中进路断面是影响矿石贫化损失的一个重要参数。

1.1 进路断面形状对矿石损失贫化的影响

井下开采中进路断面形状通常采用拱形和矩形两种。拱形断面的进路中，崩落矿石在其底板上堆积成“舌状”，突出的“舌尖”妨碍巷道全宽上顺序均匀装矿，导致有效装矿宽度缩短。而矩形巷道中，崩落的矿石堆面与其底板面的接触是一条直线，有利于全断面的均匀装矿，矿岩接触面基本保持水平下降，可以减少矿石的贫化损失。因此，井下开采中进路断面应采用矩形断面。

1.2 断面参数对矿石损失贫化的影响

根据大量的生产实践可知，为了降低放矿过程中的大块堵塞现象，进路巷道高度应尽可能小，但不能小于现场凿岩设备和运输设备工作时所需的最小高度。

进路在高度一定的情况下，宽度变大，对放矿非常有利，可以有效降低贫化率、提高资源回收率，但进路的巷道稳定性变差;巷道宽度变小，巷道稳定性较好，但因不便于全断面装矿而产生超前贫化［4］，从而影响矿石贫化损失。

进路的宽度直接影响崩落矿石的流动性，是影响矿石贫化损失的重要因素之一。因此必须科学合理地确定进路极限宽度。

2 进路极限宽度的确定

由于井巷工程的开挖，使巷道周围地层应力的平衡状态受到破坏，导致巷道周边岩体的应力重新分布和应力集中，巷道水平轴线上各岩块单元体所处的应力状态如图1所示。

图1 巷道围岩弹塑性变形区及应力分布

如果巷道围岩局部区域的集中应力超过岩体强度，则这部分围岩在集中应力作用下处于破碎状态;随着向围岩的内部发展，围岩受开挖的影响逐渐减小，围岩的强度逐渐增强，直到某一深度处围岩处于弹性状态。这样，隧道周围就会产生一定范围的极限平衡区［5－6］。

2.1 极限平衡区半径的计算公式

根据弹塑性理论，圆形巷道在静水应力场状态下，巷道的极限平衡区半径R为［8］:

式中:a为巷道的当量半径，m;g岩围岩容重，KN/m3;H为巷道埋深，m;C为粘结力，MPa;j为内摩擦角;Pi为支护阻力;l=(1－sinj)2sinj。

公式(1)中所涉及的力学参数通常是实验室测定的矿岩块的参数，而实际工程中所涉及的是矿岩体的参数。考虑到实验室矿岩块同矿岩体的差异，用矿岩体力学参数修正系数K1对矿岩块的力学参数进行修正。修正后的极限平衡区半径公式为:

(2)其它参数

目前国内支护强度较低的情况下，一般的支护强度很难有效地阻止极限平衡区的发生和发展，支护阻力Pi对控制极限平衡范围的作用较小，计算时可以不予考虑。

2.2 岩体力学参数修正系数K1的确定

为了计算出和工程实际情况相符的极限宽度，在实验室除做进路矿岩岩样的常规力学实验外，还需对现场的矿岩体的地质构造进行深入的研究调查，并进行大量的统计分析，从而获得准确的岩体力学参数修正系数。

2.3 进路极限宽度计算公式

(1)极限平衡区深入围岩中的深度R'。

其中:h为巷道的高度;R为极限平衡区半径。

把式(3)带入(2)得:

式中:K1为煤岩体力学参数修正系数。

式(2)中各参数的确定方法如下:

(1)矩形巷道的圆形标准化

由于目前岩石力学和矿山压力的发展水平，非圆形巷道周围应力重新分布的理论解析还没有达到令人满意的结果;计算机数值模拟由于进行大量的简化和假设而导致计算结果与实际情况存在一定的误差［5］。为此，采用矩形巷道的圆形标准化法先求出巷道的当量半径，然后利用圆形巷道的极限平衡理论进行分析计算。

当量半径可采用外接圆半径法来求得。作矩形巷道的外接圆，用该外接圆的半径来表示实际巷道的特征尺寸。设:巷道的宽度为2ao，高度为2h，x为高宽之比，矩形2ao×2h的外接圆半径为:

由式(6)可知，在岩石力学参数、矿产埋深及巷道高度一定的情况，极限平衡区深入围岩中的深度随着巷道宽度的增加而增大，即巷道宽度越大，巷道越不稳定。因此，通过对巷道进行支护，增大巷道的断面宽度，从而降低矿石贫化率，提高矿石回收率。

(2)根据支护强度确定极限宽度

锚杆支护具有安全方便，施工速度快，支护效果好等优势，目前井下巷道多采用锚杆支护方式，提高巷道围岩的稳定性。利用锚杆悬吊岩石重量等于锚杆的锚固力［7］，可得出:

式中:Y为锚杆安全系数;n为锚杆的间排距，m;Q为锚杆的锚固力，KN;d为锚杆的直径，m;［st］为材料抗拉强度，MPa;w为常用锚杆的直径，m。

根据井下巷道围岩特性及采动影响确定岩体力学参数修正系数K1，同时把岩石力学参数及工程支护参数带入式(10)即可计算出巷道的极限宽度。

3 影响进路极限宽度的主要因素

3.1 围岩力学特性及地质构造影响因素

(1)围岩的粘结力和内摩擦角的影响。粘结力和内摩擦角是影响巷道临界宽度的两个主要力学参数指标，它们直接关系到围岩自承能力、极限平衡区半径的大小。

(2)地质构造的影响。如果巷道布置在地质构造相对复杂，围岩存在节理、裂隙发育等特性，巷道在掘出以后，巷道稳定性较差。因此，巷道极限宽度相对要小［8－9］。

3.2 采掘技术的影响因素

(1)巷道高度的影响。在其它条件一定的情况下，如果巷道越高，极限平衡区深入岩体中的深度就越大，松动的岩体或破碎的岩块就越多，巷道围岩稳定性就越差;同时不利于放矿，从而增加矿石的贫化损失。在其它参数一定的情况下，巷道越高，其极限宽度就越小;

(2)采动影响因素。相邻进路的掘进及相邻采矿作业面的采动影响，如果进路受采动影响程度较深，巷道围岩松散程度、破碎程度较严重，使得巷道围岩不稳定。如采动影响程度较大，巷道的极限宽度相应要变小。

3.3 支护影响因素

(1)巷道的支护形式、支护参数的设计及支护强度对巷道的极限宽度都有很大的影响。如果支护形式选择适当、支护参数设计合理，巷道围岩的有害变形得到有效的控制，围岩松动或破碎的岩块被有效支护，则相应的巷道临界宽度要大;

(2)支护时间对巷道临界宽度的影响。如果巷道开挖后立即进行支护，巷道围岩的变形受支护阻挡，此时要求支护的强度和刚度足够大才能使围岩稳定;如果达不到要求，则先允许巷道围岩有一定的变形，使其压力释放一部分，然后再进行支护。允许围岩有一定变形后，再进行支护，此时的巷道临界宽要大。因此，支护时间的选择也是影响巷道极限宽度的因素［10－11］。

综上所述，进路临界宽度的确定要根据巷道围岩的力学特性及地质构造、井下采掘技术及支护形式与强度等因素来综合确定。

4 结论

(1)针对无底柱分段崩落法采矿特点，分析确定进路的断面是影响矿石贫化损失的重要因素之一。矩形断面矿石的贫化损失要比拱形断面小;矩形断面的进路中，巷道高度越小，宽度越大，越有利于放矿，矿石贫化损失相应降低。

(2)由于井下采掘活动而破坏了巷道周围地层应力的平衡状态，应用极限平衡理论推出巷道围岩极限平衡区深入围岩的公式，而后根据锚杆支护理论推出巷道极限宽度的理论公式。

(3)影响强巷道极限宽度的因素是多方面的，从围岩力学特性及地质构造因素、采掘技术因素、巷道支护因素三方面进行分析。围岩的粘结力和内摩擦角是影响巷道极限宽度的两个主要力学参数指标;采动影响因素也是影响临界宽度的主要因素;巷道的支护形式、支护参数的设计及支护强度对巷道的极限宽度都有很大的影响。

［1］陈小伟，明世祥.崩落法开采中覆岩厚度对放出体形态的影响研究［J］.中国矿业，2008，17(7):111－114.

［2］张国建，蔡美峰.崩落体形态及其影响研究［J］.中国矿业，2008，12(12):38－42.

［3］马春德，李夕兵，陈枫，等.自然崩落法矿山深部地应力场分布规律的测试研究［J］.矿冶工程，2008，28(6):10－14.

［4］陈国山，翁春林.金属矿地下开采［M］.北京:冶金工业出版社，2009:212.

［5］刘长武，翟才旺.地层空间应力场的开采扰动与模拟［M］.郑州:黄河水利出版社，2005:102－166.

［6］蔡美峰.岩石力学与工程［M］.北京:科学出版社，2002:307.

［7］Wu Xiuyi，Liu Changwu，Shen Rongxi.Research on Roadway Surrounding Rock Classification Method at Strongly Weathered Zone［C］//Proceedings of the 2007＇Intenational Symposium on Mining Science and Safety Technology.Jiaozuo，China:2007: 500－505.

［8］钱鸣高，刘听成.矿山压力与岩层控制［M］.北京:煤炭工业出版社，1991:63.

［9］陈晓详，韦四江.初始应力场对煤矿巷道围岩稳定性的影响［J］.矿冶工程，2008，28(6):1－4.

［10］沈荣喜，吴秀仪，刘长武，等.海底隧道施工过程中突水风险研究［J］.武汉理工大学学报(交通科学与工程版)，2008，32(3):385－388.

［11］东兆星.井巷工程［M］.江苏徐州:中国矿业大学出版社，2005:27－120.

Research on Drift Limit－equilibrium Width of Non－pillar Sublevel Caving

WU Xiu－yi1，LIN Yu－ming1，FANG Yan－qiang2

(1.Tranvic Group，Chengdu 610100，Sichuan，China;2.T.Y.LIN SC.，Chengdu 610065，Sichuan，China)

Non－pillar sublevel caving method is popularized rapidly in metal mines，thanks to the simple stope structure，the high mechanization，the low cost，the safety mining and so on.But it is difficult to control the dilution and loss of the ore because the drawing ore is under the capping rock.The drift cross section is one of the main factors affecting the ore dilution and loss.Based on the present mine bolt supporting technology，the drift limit－equilibrium width is determined rationally through the limit－equilibrium theory.And the main factors affected the drift limit－equilibrium width are analyzed.It has some theoretical reference value in lowering the ore dilution and loss.

non－pillar sublevel caving;dilution and loss;limit－equilibrium theory;limit－equilibrium width

TD311

A

1009－3842(2011)06－0018－03

2011－09－28

吴秀仪(1979－)，男，山西省晋中市祁县人，工学博士，采矿工程师，主要从事采矿工程与岩土工程的理论与技术研究。E－mail: wuxiuyi227@yahco.com.cn