全尾砂胶结充填作用机理实验及数值模拟研究

吴 姗，王东旭，郭利杰

（1.北京矿冶研究总院，北京100160；2.北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083；3.北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083）

全尾砂胶结充填作用机理实验及数值模拟研究

吴 姗1，王东旭2，3，郭利杰1

（1.北京矿冶研究总院，北京100160；2.北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083；3.北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083）

采用钢筒实验，得到了岩柱被不同配比的全尾砂胶结充填料包围受压时的强度特征曲线，根据曲线特征将受压过程分为了三个阶段，充填体配比为1∶6时，其单轴抗压强度增大了42.9%，表明充填体与围岩共同作用，可显著提高岩柱的抗压强度。以某铁矿采用充填法开采为例，采用FLAC数值模拟，当空场在充填30%～65%时，空场底板应力及矿柱的竖向应力集中区域均变小，充填体施压于围岩，对围岩起柔性支护的作用。研究结果表明，充填体对围岩的支护类型为被动支护，可有效限制围岩继续变形作用，使采场处于稳定状态。

全尾砂胶结充填；钢筒实验；数值模拟；作用机理

充填采矿法是目前金属矿山地下开采发展前景最大的一类采矿方法，其具有回采安全，有效保护地表环境，最大限度地回收地下资源，贫化损失率低，能较好地解决地压问题等优点，同时减少资源开发对环境的破坏，对实现矿产资源的无废开采具有重要的现实意义［1－2］。

采用充填法开采过程中，采场地应力的分布与围岩的稳定状态，不仅依赖于矿区的地质构造、原岩应力、矿岩质量等，而且还与充填体的强度、充填体的整体性和充填工艺等密切相关。充填体与围岩的应力分布、以及其最终稳定的状态取决于充填体与围岩的相互作用［3－4］。针对充填体与围岩力学机理，Brown.E T和Brady.B.H.G提出了充填体对围岩的表面支护作用、局部支护作用及总体支护作用［5］；于学馥通过对金川二矿区的研究，阐述了充填体作用机理主要表现在应力吸收与转移、应力隔离、系统的共同作用三个方面［6］。

本文采用钢筒实验与FLAC数值模拟相结合的手段［7］，对充填体与围岩共同受压作用时的受力特征进行分析，并结合某铁矿充填法生产实践，论述了胶结充填法的作用机理。

1 充填体内部微－细观结构发育特征

充填体强度的形成，主要是其内部水化反应的过程［8］，胶结的过程中形成的大量微孔隙、裂隙以及孔洞，分布在胶凝产物周围，形成充填内部复杂的微观结构，影响着充填体的力学特性，同时也表明充填体是非均质、非线性的复杂体。从图1可见，在高倍（500倍）放大效果下，充填体内部微观形貌比较疏松，胶凝产物多以絮片状组合，大量孔隙分布在片絮状物周围，排列基本无序。

2 钢筒实验

2.1 实验原理及材料

图1 充填体内部微－细观孔隙形貌

实验采用钢筒内径D＝150mm，高 H＝1 05mm。将直径为50mm的圆柱形岩石试件放入钢筒中心位置，筒壁和试件间的空隙用充填料浆填满。用压力机对预制好的试件进行单轴压缩试验，并对比试件在没有充填料包围条件下的强度与在有各种不同配比的充填料包围条件下的强度，以分析、揭示充填体的作用机理。实验组别及实验材料物理力学参数如表1所示。

由于采矿工程实际中普遍存在充填体接顶不良等问题［9－10］，故将充填体与岩石间留有2mm的初始间隙，如图2所示，使得加压时，加压头首先与岩石试件接触。实验时，在岩石柱上贴水平和垂直方向的应变片，在充填体内放置应力计测量充填体在矿柱受压过程中应力的变化，如图3所示。

表1 实验材料物理力学参数

图2 钢筒实验示意图

2.2 实验结果分析

钢筒实验得到了岩石与充填体共同作用的单轴压缩曲线，如图4所示，曲线可分为以下几个阶段。

1）岩柱的弹塑性变形阶段（ABC）：试件受力后，加压头首先与岩柱接触，岩柱被压密后，进入弹性变形AB段，在B点达到峰值强度。以充填配比1∶6为例，岩柱抗压强度为141.24MPa，此时岩柱的轴向位移量为1.2mm，表明充填体尚未与加压头接触。由于充填体的刚性支护作用，岩石短时内仍有一定强度，实验曲线出现明显的平台，之后岩柱塑性跌落，试件曲线急速下滑。

2）岩石与充填体共同受压阶段（CD）：加压板继续向下压接触到充填体，此时加压板与矿柱、充填体全面接触。由于充填体内孔隙、裂隙较多，充填体首先被压缩、挤实，在CD段的初始表现为弹性变化。压缩一定量之后充填体开始出现塑形变化，曲线上凹，随加压的继续在D点时达到最大值，充填体破坏，此时的强度为充填体与岩柱共同作用承压的极限值。

3）充填体与岩柱破坏后的压缩阶段（EF）：充填体与岩柱破坏后产生大量裂隙，分析曲线认为试件此时状态为塑性流动。由于钢筒的刚性限制作用，充填体与岩柱不断被压实，强度也不断增大，如果试验机压力无限大，试件最终达到钢筒破坏强度。

图3 钢筒实验试件俯瞰图

图4 钢筒实验结果曲线图

实验得到采用不同配比的充填料包裹时岩柱及充填体与岩柱共同承压时的抗压强度，如表2所示。充填体配比为1∶6的实验岩柱抗压强度与该岩柱在围压为10MPa时的三轴抗压强度数值相接近，比岩柱单轴抗压强度增大了42.9%，充填配比为1∶8时，岩柱抗压强度提高了28.9%。可见，充填体与围岩共同作用时，可显著提高岩柱的抗压强度，共同作用首先表现出岩石受压特性，岩石破坏塑性跌落后，充填体才逐渐发挥承压作用，但二者共同承压的承载强度并不能超过增幅后岩芯的最大值。

3 胶结充填体与围岩作用数值模拟分析

3.1 计算条件及参数选取

以某铁矿全尾砂胶结充填法开采为例，计算所需的各岩体物理力学性质指标见表3。采用灰砂比为1∶8，质量浓度为68%的全尾砂胶结充填工艺，充填体的单轴抗压强度在28 d后可达2.1MPa。根据矿体赋存条件，采用两种方案模拟回采充填过程。方案I：相邻矿房同时采充；方案II：相邻矿房依次采充。

表2 钢筒实验结果

表3 岩体力学计算参数

3.2 计算结果分析

3.2.1 方案I

相邻矿房同时回采形成空场后，顶板、底板均出现应力集中，如图5所示，最大主应力可达9MPa，中间矿柱和两帮围岩由于最大水平主应力向空场方向释放，中国矿柱和两帮围岩最大主应为较顶板、底板降低了1MPa。

空场充填30%后，空场底板3～5m范围内，应力减小了3～5MPa，这是由于充填体变形远大于原岩体，因此，充填体能够在维护围岩系统结构体系的清况下，缓慢让压，使其围岩地压能够缓慢释放（从能量的角度来看，是限制能量释放的速度）；同时，充填体施压于围岩，对围岩起到一种柔性支护的作用。充填30%与65%的空场，底板应力集中降低区域差别较小，而空场顶板由于尚未接顶，应力集中也没有发生变化。充填比率达100%，即接顶完全时，在顶板1～2m的范围内形成了应力降低区。

从图6可以看出，随着充填空间的增大，矿柱上的竖向应力集中区域开始变小变窄，这也是因为充填体的让压作用，使其围岩应力得到了释放，增加了矿柱的自支撑能力。

图5 最大主应力变化云图

图6 矿柱竖向应力变化云图

空场充填30%时，整个矿柱宽度上均处于竖向应力集中范围；当充填65%时，矿柱上的应力集中范围在2.5～4m范围内；充填100%时，应力集中范围为2～3m。因此当空场充填率大于65%时，可以有效的降低矿柱的应力集中。

3.2.2 方案II

相邻矿房依次回采充填后，由图7可以看出，由于充填体的让压作用，矿柱上的竖向应力集中范围、应力降低值，与两个矿房同时充填效果一样。但是相邻矿房同时充填较依次充填可以及时降低矿柱应力集中，避免矿柱单侧偏帮破坏。

4 充填体与围岩力学响应特征

通过钢筒实验及数值模拟分析可知，胶结充填体对围岩的作用包括充填体对采场顶板岩层及上、下盘岩层的作用，当胶结充填体在体积被压缩较小的情况下，可承受较大的压力，即抵抗采场围岩变形的能力较大。

在对采场进行充填之前，开采活动已经造成周边围岩的应力集中分布，扰动应变能量已经转移储存到周边岩体中，即使后期对其充填，但其周围岩体开采时期发生的能量变形不可逆，变形岩体仍存在；充填工作目的即要在空区围岩释放先前储存的能量之前向空区提供支护，但此类支护属于被动性，只能限制围岩继续变形作用，支护效果与充填接顶、充填体刚度有关。

开采过程中通常是多个采场同时开采，采场间的相互影响导致围岩释放的应变能增大，则围岩释放的应变能WR可用下式表示［4］。

图7 充填65%竖向应力云图

式中：WR为围岩释放的能量；Wa为充填体能吸收的能量；Ws为采场中围岩储存的能量。

若采场未充填，即Wa＝0，若采场围岩壁不出现破坏，则WR＝Ws；若采场围岩壁出现破坏，则WR＞Ws，此时，如采用充填体进行支护，则采场处于稳定状态。

5 结论

1）钢筒实验结果表明，采用充填体包裹的岩柱，其单轴抗压强度明显高于岩石的抗压强度，充填体的承压作用主要体现在岩石受压破坏塑形跌落后，但二者共同承压时的承压强度并不能超过增幅后岩芯的最大值。

2）以某铁矿采用充填法开采为例，将充填体对围岩的影响进行数值模拟分析，结果表明，若相邻矿房同时回采，空场在充填30%～65%时，空场底板应力明显减小，矿柱上的竖向应力集中区域开始变小变窄，充填体施压于围岩，对围岩起柔性支护的作用；空场充填比率达100%时，在顶板1～2m的范围内形成了应力降低区，矿柱应力集中范围为2～3m。

3）若相邻矿房依次回采充填后，由于充填体的让压作用，矿柱上的竖向应力集中范围、应力降低值，与两个矿房同时充填效果一样。但是相邻矿房同时充填较依次充填可以及时降低矿柱应力集中，避免矿柱单侧偏帮破坏。

4）接顶率的高低是影响充填质量好坏的关键问题之一，在矿山实际开采中，应尽量做到充分接顶，以有效控制采场地压。

［1］郭树林，金家瑞，孙立明.地下金属矿山采矿技术进展及研究方向［J］.黄金，2003，1（1）：17－21.

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［6］于学馥.岩石记忆与开挖理论［M］.北京：冶金工业出版社，1993.

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Experimental and numerical simulative study on mechanism for cemented backfill of unclassified tailings

WU Shan1，WANG Dong－xu2，3，GUO Li－jie1
（1.Beijing General Research Institute of Mining ＆ Metallurgy，Beijing 100160，China；2.School of Civil and Environmental Engineering，University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China；3.State Key Laboratory of High－Efficient Mining and Safety of Metal Mines（Ministry of Education），University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China）

With steel tube experiments，compressive strength characteristic curves of rock pillars surrounded by different proportions of unclassified tailings backfill material were obtained，which divided compression process into three stages.As filling body ratio of 1∶6，the uniaxial compressive strength increased by 42.9% ，i ndicating that filling body and rock together，can significantly increase the compressive strength of rock pillar.To one Iron Mine used to fill mining method example，through the FLAC numerical simulation，when the empty field in filling 30%to 65%，stresses of empty field plate and the vertical stress concentration areas of pillar are smaller，and backfill pressure on surrounding rock which could flexible supporting the surrounding rock.The results show that the type of supporting filling body is passive support，which can effectively limit the continued deformation of surrounding rock and make stope at a stable state.

backfill of unclassified tailings；steel tube experiments；numerical simulation；mechanism

吴姗（1989－），女，博士，工程师，主要从事矿山采矿工艺和矿山充填技术方面研究工作。E－mail：wushan37＠163.com。

TD853.34

A

1004－4051（2014）S2－0189－05

2014－10－12

国家科技支撑计划项目资助（编号：2013BAB02B02）；国家国际科技合作专项资助（编号：2014DFR70340）；国家国际科技合作专项资助（编号：2014DFA70760）；北京矿冶研究总院科研基金重大项目资助（编号：YJZ－2013－0200）