预控顶分段空场嗣后采场顶板稳定性分析

王 洋，宋卫东，谭玉叶，方暄东，夏 鸿

（1.北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083；2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京100083；3.武钢矿业有限责任公司金山店铁矿，湖北大冶435116）

预控顶分段空场嗣后采场顶板稳定性分析

王 洋1，2，宋卫东1，2，谭玉叶1，2，方暄东3，夏 鸿3

（1.北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083；2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京100083；3.武钢矿业有限责任公司金山店铁矿，湖北大冶435116）

顶板的稳定性直接关系到嗣后采场的整体安全，以金山店铁矿为工程背景，通过理论计算与数值模拟相结合的技术手段，对分段空场嗣后顶板稳定性及其预控顶控制技术进行研究分析，确定合理的顶板参数，满足顶板整体稳定性与生产设备的适用性要求。

预控顶；空场；顶板稳定性；数值模拟

随着地下矿山采用充填法开采逐渐成为国家政策主导的发展趋势，分段空场嗣后充填法在国内的新建矿山与崩落法转充填法开采的矿山中得到了广泛的应用［1-4］。分段空场嗣后充填法遵循各分段爆破落矿、底部集中出矿、下分段开采滞后上分段回采、阶段集中充填的原则，具有生产效率高、资源回采强度大等优点。但分段空场嗣后充填法由于采场高、开采扰动应力大、空场存在周期长等特点，所以对矿岩稳固性的要求较高［5］。

采场结构关键体包括顶板和矿柱，顶板与矿柱的稳定性直接决定嗣后采场的整体安全，从而决定了分段空场嗣后充填法能否成功应用。其中，顶板的失稳破坏严重阻碍了分段空场嗣后充填法的推广发展，新疆阿舍勒铜矿［6］650m中段破碎围岩矿体，采用分段空场嗣后充填法的采场发生垮塌，提出了预控顶技术方案，即在采场开采之前，采用长锚索和喷锚网联合支护加固围岩。贵州用沙坝磷矿［7］巷道顶板节理裂隙比较发育的采场，采用预应力长锚索护顶。因此，进行采场顶板稳定性及其控制技术的研究，合理确定采场顶板的安全厚度与极限跨度，对保障采场安全生产、提高开采效益有重要的意义。

本文在金山店铁矿西区充填法试验采场的工程背景下，通过理论计算与数值模拟相结合的技术手段，对分段空场嗣后顶板稳定性及其预控顶控制技术进行研究分析，确定合理的顶板参数，满足顶板整体稳定性与生产设备的适用性要求。

1 工程背景

金山店铁矿西区选择位于19-1＃～25＃勘探线之间的701、703矿块开展充填法工业试验，采用分段空场嗣后充填采矿法，开采深度为标高-368～-396m。-354m以上为崩落法采场，-354～-368m留有14m的隔离顶柱。图1是采场工程布置纵投影图。

图1 充填法采场布置纵投影图Fig.1 Vertical projection of stope layout with filling method

开采范围内矿体主要为浸染状磁铁矿，其次为块状磁铁矿，块状与浸染状磁铁矿矿石结构致密坚硬，节理裂隙不发育，属中等稳固性矿石。粉状磁铁矿分布较少，属稳固性极差的矿石。矿体的主要顶底板岩石中，石英闪长岩属稳固性好的岩石；矽卡岩、泥质黑云母角岩岩性软硬不均，节理裂隙发育，属稳固性差的岩石。

回采过程中，10＃采场出现了大量的覆盖层岩石，经实地调查，发现在顶板上方存在一条断裂破碎带，由于爆破振动，宽度不断扩大，隔离顶柱贯通，使覆盖层岩石不断通过断裂带进入10＃采场，造成了矿石的损失贫化。同时，造成顶板垮落，无法形成采空区，后期充填无法正常进行。

经过讨论研究，提出长锚索预控顶的支护方案，即在-368m采场进路中进行长锚索补强支护，锚索索体采用直径15.2mm的钢绞线，长9m，每排布置6根锚索，排距2m。但是在接下来开采的8＃采场中，在-396m水平的堑沟中发现了失稳破坏的控顶锚索。所以现在需要对顶板的参数进行校核，对顶板稳定性及其预控顶支护技术进行研究分析。

2 采场顶板无支护安全厚度

对于一些采用崩落法转充填法开采的矿山，上、下阶段隔离层的稳定直接影响到上、下阶段作业人员和生产设备的安全。隔离层合理厚度的选择是保证其稳定性的主要因素。对隔离层厚度的确定，通常有以下几种：普氏拱理论、厚跨比法、结构力学梁理论。

不同的计算方法对于影响因素的侧重略有不同，厚跨比法侧重矿房宽度，结构力学梁理论主要侧重顶板矿岩的抗拉强度，而普氏拱理论综合考虑了矿房宽度、矿柱高度、矿岩坚固系数以及内摩擦角，因而分析嗣后采场稳定性更适宜［8］。

普氏拱理论认为，矿房开采完后形成的空区，其顶部围岩将形成自然拱、压力拱和破裂拱。嗣后采场由于自身的稳定性发生变形破裂，其空区破裂拱拱高可用式（1）表示。

式中：a—矿房宽度，m；h—矿柱高度，m；φ—岩石内摩擦角，°；f—矿岩坚固性系数。

经分析，一般崩落法转充填法开采的矿山，当其充填采场矿房宽度小于20m，且岩石坚固性系数大于4，内摩擦角大于30°时，过渡层厚度大于10m即可满足安全条件。对于矿岩性质较好或采场结构参数较小的矿山，可适当减小隔离层厚度。

以金山店铁矿张福山矿体西区为工程背景，在原有的采准工程条件下，为便于生产管理可将无底柱分段崩落法的最后一个分段作为隔离过渡层，即14m。作为主要矿体成分，浸染状磁铁矿坚固性系数为5，内摩擦角为30.56°，选择14m的隔离过渡层，能够满足普氏拱理论的要求。

3 采场顶板无支护安全跨度

3.1 利用岩体质量分类Q系统确定顶板安全跨度

利用评价岩体质量分类的Q系统能够经验地计算出地下工程无支护条件下的极限跨度［9］，采场顶板无支护极限跨度L、Q值与支护比ESR值存在以下经验关系：

式中：L—采场顶板无支护极限跨度，m；ESR—开挖体支护比，对于临时性矿山巷道或工程，如滞后对采空区处理的采场可取3～5；Q—岩体质量分类系统评分值。

以组成西区矿体主要成分的浸染状磁铁矿为例，岩体质量分类Q值为1.95，经计算，采场顶板无支护极限跨度为7.8～13.1m。

3.2 利用简支梁理论确定顶板安全跨度［10］

将采场顶板假设为两端简支梁（见图2），根据材料力学，岩梁中性轴上、下表面上任意一点的应力为：

式中：α—矿体倾角，°；l—岩梁跨度，m；h—岩梁高度，m；γ—岩体容重，×104N/m3。

图2 岩梁受力分析简图Fig.2 Force analysis of rock beam

经计算，顶板倾向的最大允许跨度为：

顶板沿走向的最大允许跨度为：

式中：σt—岩体抗拉强度，MPa。

试验采场垂直矿体走向布置，顶板安全跨度即是顶板沿走向的最大允许跨度，同样以浸染状磁铁矿为例，岩梁高度h为14m，岩体抗拉强度σt为0.1MPa，容重γ为3.27×104N/m3，经计算，顶板安全跨度L＝7.6m。

4 预控顶采场顶板稳定性分析

4.1 模拟方案设计

考虑到现有高效无轨采矿设备的使用，以及采场生产能力的要求，设计采用的采场结构参数不能太小，而无支护条件下的顶板安全跨度在10m以下，故需要采取适当的支护，提高采场顶板的稳定性，尽可能地提高生产效率，满足生产要求。

本次模拟选择10、12、15m三种采场跨度，隔离顶板厚度均为14m，矿柱高度均为28m，支护形式为顶板上方巷道喷锚支护的基础上补强长锚索，如图3所示。以西区试验采场为工程背景，巷道间距12m，而上部崩落法采场巷道间距是16m，故空间上相互错开，降低了长锚索的预控顶效果，另外10＃采场存在明显的矿岩破碎带，导致垮冒，隔离层贯穿，在预控顶采场顶板稳定性的分析中，不具有代表性。故为了更加典型地比较分析三种跨度采场的稳定性，本部分数值模拟仅针对预控顶巷道位于采场中央位置且不存在明显破碎带的采场，即图3中（a）、（c）矿房Ⅱ与（b）矿房Ⅰ的采场布置形式。

图3 三种尺寸跨度采场布置图Fig.3 Layout of stopes with three dimension spans

4.2 数值模型建立

模拟采场垂直矿体走向布置，数值模型见图4，采用FLAC3D软件摩尔—库仑弹塑性模型，矿体以浸染状磁铁矿为主，上盘围岩主要为矽卡岩，下盘围岩主要是石英闪长岩，上部为崩落法覆岩，下部为充填法采场，留有14m隔离顶柱。崩落覆岩上盘移动角59°，下盘移动角70°，矿体倾角75°，矿体水平厚度40m。具体模型尺寸为长×宽×高＝300m× 180m×140m。

本次计算采用的矿岩物理力学参数见表1，简化了底部出矿结构，只分析一步采矿房全部采出且未及时充填前的采空区稳定性。根据张福山矿区实测地应力推断，该中段最大主应力σ1、最小主应力σ3与原岩应力σv大致存在以下关系：σ1＝1.938σv，σ3＝0.336σv。而σv＝γH，经计算，模型底部（-440m水平）各原岩应力值为：σxx＝27.88MPa，σyy＝4.83MPa，σzz＝14.39MPa。

图4 数值计算模型Fig.4 Model of numerical calculation

4.3 模型结果分析

对于顶板，其稳定性往往受到拉应力控制，表现为位移的增加及塑性破坏，因此主要从塑性区、顶板位移及拉应力情况分析支护效果。由于文章篇幅所限，如下以12m矿房跨度未支护与支护两种条件为例进行模型结果分析。

1）应力分布情况分析

图5（a）、（b）为12m矿房跨度顶板在未支护与支护两种条件下的竖向应力云图，从图中可以看出，矿房Ⅰ的开挖扰动引起了采场周边应力的重新分布，分布形式是从靠近矿房区向周围两侧及顶板上方扩大，在紧靠开挖区域的顶板下方应力卸压区出现拉应力，在顶板上方的两角出现应力集中。顶板采用锚索支护后，应力集中区域与应力卸压区的面积均有所减小，最大主应力由13.9MPa减小到12.2MPa，最小主应力由0.05MPa减小到0.04 MPa。实际上，最小主应力往往代表着围岩内向拉应力区发展的趋势，支护后的顶板拉应力区域明显减小，且拉应力数值减小。

表1 矿岩体物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of ore and rock

图5 竖向应力云图Fig.5 Contour of vertical stress

2）位移分布情况分析

图6（a）、（b）为12m矿房跨度顶板在未支护与支护两种条件下的竖向位移云图，从图中可以看出，开挖完的矿房Ⅰ上下方顶底柱中出现了位移方向相反的情况，顶柱岩层位移方向向下，底柱岩层位移方向向上。顶板采用锚索支护后，矿房Ⅰ上下方顶底柱中出现的最大位移量均有所减小，顶板最大变形量由5.9cm减小到5.1cm，且变形面积明显减小，即锚索预控顶支护对减少顶板整体变形量有明显的效果。

图6 竖向位移云图Fig.6 Contour of vertical displacement

3）塑性区分布规律

图7（a）、（b）为12m矿房跨度顶板在未支护与支护两种条件下的塑性区分布图，从图中可以看出，开挖完的矿房Ⅰ顶底柱出现较大程度的剪切破坏与拉伸破坏，矿柱两帮塑性区较小，进行锚索预控顶支护后，顶板周围塑性破坏区域面积明显减小，基本可保持稳定状态。

图7 塑性区分布图Fig.7 Diagram of plasticity region

4）模拟方案对比分析

建立10、12、15m三种采场跨度的开挖模型，通过比较三种模型支护前后开挖计算出的最大竖向应力值、最大竖向位移量及塑性区体积（如表2），确定合适的采场跨度参数。

表2 三种计算模型的最大竖向应力值、最大竖向位移量及塑性区体积Table 2 Maximum szz，maximum z-displacement and volume of plasticity region of the three models of calculation

由表中数据可以看出，顶板厚度一定时，矿房跨度越大，开挖后顶板的最大竖向应力值、最大竖向位移量及整个模型的塑性区体积都越大。综合比较分析竖向应力、位移及塑性区分布，预控顶后10m跨度与12m跨度的最大竖向应力值较接近，而15m跨度的应力值较前二者相对更大；最大竖向位移量的比较结果类似，即15m跨度的最大位移量出现骤增，较前二者的位移量大的多；而三种跨度开挖模型的塑性区体积随跨度的增加呈现稳步增大的趋势，无明显骤变现象。

综合考虑三种矿房跨度预控顶条件下开挖后的数值模拟结果以及矿山高效无轨设备的充分利用，在变形允许程度内，满足顶板整体稳定的要求，最终确定采场跨度参数为12m。

5 结论

1）以金山店铁矿张福山矿体西区为工程背景，在原有的采准工程条件下，为便于生产管理可将无底柱分段崩落法的最后一个分段作为隔离过渡层，即14m，能够满足普氏拱理论的要求。

2）利用岩体质量分类Q系统与简支梁理论，以矿体主要成分浸染状磁铁矿为例，确定采场顶板无支护安全跨度为8m左右，超过此安全跨度后应进行合理的有效支护。

3）通过FLAC3D数值模拟的手段，建立10、12、 15m三种跨度预控顶条件下矿房开挖后的计算模型，综合考虑数值模拟结果以及矿山高效无轨设备的充分利用，在变形允许的程度内，满足顶板整体稳定的要求，最终确定采场跨度参数为12m。

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Stability analysis of roof in stope with sublevel open and subsequent pre-controlling roof technology

WANG Yang1，2，SONG Weidong1，2，TAN Yuye1，2，FANG Xuandong3，XIA Hong3
（1.School of Civil and Environmental Engineering，University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China；2.State Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines，Ministry of Education，Beijing 100083，China；3.Jinshandian Iron Mine，Wuhan Steel Group Mining Co.，Ltd.，Daye Hubei 435116，China）

The overall safety of subsequent stope is directly related to roof stability.Based on engineering background of Jinshandian Iron Mine，the roof stability and the pre-controlling technology of sublevel open and subsequent stope are studied by combining theoretical calculations and numerical simulation.And the reasonable parameters of roof are determined with meeting the demands of the overall stability of roof and the applicability of production equipment.

pre-controlling roof；open stope；roof stability；numerical simulation

TD322

Α

1671-4172（2015）06-0001-05

国家自然科学基金资助项目（51374033）；教育部博士点基金（20120006110022）

王 洋（1990-），男，硕士研究生，矿业工程专业，主要从事金属矿山充填采矿工艺以及岩石力学方面的研究工作。

10.3969/j.issn.1671-4172.2015.06.001