近距离磷矿层水下开采采场稳定性分析*

尤 祎 刘福春

(长沙有色冶金设计研究院有限公司)



近距离磷矿层水下开采采场稳定性分析*

尤 祎 刘福春

(长沙有色冶金设计研究院有限公司)

为研究老虎洞磷矿近距离磷矿层水下开采时采场稳定性，采用弹性力学方法计算了两矿层采场允许最大暴露面积，结合ANSYS有限元分析软件优化了上向水平分层充填法采场结构参数，并对2种采矿方法多个采场同采进行了采场稳定性分析。结果表明：采用上向水平分层充填法，采场垂直走向布置时，合理的矿房宽度应为6～8 m；2种采矿方法达到设计同采采场数目时，采场稳定性较好，设计的采场结构参数能够满足安全高效回采的要求。

近距离磷矿层 缓倾斜中厚矿体 水下开采 采场稳定性

老虎洞磷矿为近距离缓倾斜中厚矿体，主要赋存标高为0～800 m。矿体共有2层，上层为b矿层，倾角为15.2°，平均厚9.13 m，为钙镁质磷块岩矿石，适宜于制造普通磷肥或磷酸；下层为a矿层，倾角为15.2°，平均厚16.95 m，为硅钙质磷块岩矿，适宜于制造高价值的黄磷。a、b矿层之间为夹层，平均厚3.99 m。开采时需考虑分采分运。矿区处于整个白云岩背斜倾伏端的地下水富集区，矿层底板为非可溶岩相对隔水层，底板不充水；矿层顶板为矿区主要含水层。因此，矿床为顶板直接充水的岩溶充水矿床，水文地质条件复杂，地表岩根河从南往北流经矿区，为水体下开采矿床。矿体顶板、矿体和夹层均以细晶白云岩为主，岩石具有硬、脆、碎的特点，稳定性差；矿体底板为黏土质砂岩，稳固性较好。矿岩硬度f=3～5。工程地质条件属中等复杂类型。

针对该矿顶板充水、水下开采、近距离同采、矿岩稳固性差等复杂开采技术条件，同时综合考虑矿石的品位、价值以及两矿层分采分运的需要，通过参照类似矿山生产实践，对多种方案进行技术经济比较，选用上向水平分层充填法和上向进路充填法进行开采。为保证安全高效开采，必须对采场稳定性进行分析。

1 采场稳定性分析方法

采场稳定性分析方法可分为经验法[1-2]、可靠度理论分析法[3]、数学模型解析法[4-5]及数值模拟分析法。经验法及可靠度理论分析过于主观，数学模型解析法只能大致计算采场暴露面积，而目前对于采场稳定性的数值模拟仅限于单一矿层，对于复杂的近距离两矿层同采则难以预判潜在危险。为此，采用弹性力学方法计算两矿层采场允许最大暴露面积，结合ANSYS有限元分析软件优化上向水平分层充填法采场结构参数，并对2种采矿方法多个采场同采进行稳定性分析。

2 采场顶板最大允许暴露面积计算

构建矿房力学模型(图1)，x轴为垂直矿体走向方向，y轴为竖直方向，z轴为走向方向，xz平面为矿房顶板。根据该矿地表高程平均为1 100 m，初期最低开拓水平为400 m，则采场埋深约700 m。参照《中国大陆浅层地壳实测地应力分布规律研究》[6]，计算本矿垂直应力为18.97 MPa(0.027 1H)。根据埋深最大、最小水平主应力与垂直应力之比分别为0.83、0.5，由此计算最大、最小水平主应力分别为15.745，9.485 MPa。根据最大构造应力方向垂直于背斜走向，则该模型中最大水平主应力方向为垂直矿体走向，最小水平主应力方向沿矿体走向，则侧压系数λx=0.83，λz=0.5。

图1 矿房力学模型

当θ2=π/2时，矿房顶板围岩周边应力为

(1)

式中,b为采场高度,m；a′为采场长度，m；a为采场宽度，m；λx、λz分别为x,z方向侧压系数；p为原岩铅垂应力，kN。

假设矿房中央有岩石节理，而节理面的黏结力Cj=0，则节理面的抗剪强度只是摩擦阻力，按库仑准则和式(1)可知：

(2)

式中,β为节理面与最大主平面夹角，(°)；φj为节理面的内摩擦角，(°)。

由于tanβ>tan(β-φj)>0，则σ2>σ3>0。初步确定矿房的长度和宽度，则考虑σ2>0，σ3>0，得：

(3)

矿房顶板暴露面积为

(4)

代入式(3)可得：

(5)

根据本矿勘探报告，β=70°～85°，φja=36.6°，φjb=35.1°。

对于上向水平分层充填法，采场垂直走向布置时，设b=8.3 m，由a<2b/(1/λz-1)，得a<2b，取a=15 m，则当β=70°～85°，φjb=35.1°时，σ2/σ3=3.94～9.62，代入式(1)、式(2)，可得a′=20.2～36.2 m，S=302.6～543.7 m2；当β=70°～85°，φja=36.6°时，σ2/σ3=4.17～10.15，代入式(1)、式(2)，可得a′=19.4～35.1 m，S=290.6～526.7 m2。

在现有技术条件下，很难确定矿房x、z方向的侧压系数和空区顶板的节理发育情况，故为确保空区稳定，一般保守估计，大概确定矿房法的暴露面积。由于该矿b矿层位于顶板下部，b矿层采场上向分层开采时会采掉局部顶板，而a矿层位于夹层下部，且厚大，上向回采时尽量保护夹层，采场均在矿体内，因此,上部b矿层采场顶板允许最大暴露面积宜取302.6～543.7 m2，而下部a矿层采场顶板允许最大暴露面积宜取290.6～526.7 m2。

3 矿体开采数值模拟分析

由于初步计算的允许最大暴露面积值域较大，故需结合设计所选采矿方法，对采场结构参数及采场稳定性进一步分析。ANSYS能够模拟岩体从小到大的变形破坏过程，是一种有效的数值计算手段[7]，故采用该软件分2组方案对不同开采条件下采场围岩应力分布及岩层变形进行计算：①上向水平分层法矿房宽度分别为6,8,10,15 m时采场稳定性；②2种采矿方法多个采场同时回采(达到盘区设计开采采场数目)时采场稳定性。

3.1 矿岩物理力学参数

矿岩物理力学参数根据本矿地质报告中的数据取值，充填体的参数根据类似矿山实际资料取值，详细模型参数取值见表1。

表1 模型参数取值

3.2 模型建立及边界条件设定

以矿体赋存条件和物理力学性质为基础，设计中段高度为50 m，盘区走向长120 m，矿体真倾角为20°，a、b矿层及中间夹层厚度取平均值，分别为16.95，9.13，4 m。采用上向分层充填法时，矿房宽度分别取6，8，10，15 m，分层高4.2 m。采用上向进路充填法时，进路宽4 m，高4.2 m。模型尺寸为360 m×1 112 m×300 m(长×宽×高)。模型中x轴为垂直矿体走向方向，y轴为竖直方向，z轴为走向方向，竖直方向自上而下分别为上盘围岩、b矿层、夹层、a矿层、下盘围岩。几何模型见图2。

图2 采场几何模型

施加位移边界条件，约束4个侧面x、z方向各自由度，底面x、y及z方向各自由度；对应力边界条件主要考虑地应力场作用，对模型x方向侧面施加最大水平应力15.745 MPa，z方向侧面施加最小水平应力9.485 MPa，顶面施加垂直应力18.97 MPa。

3.3 模拟结果分析

3.3.1 初始地应力下采场分层顶板位移

加载初始地应力场后，未开采的采场所在分层顶板处沉降曲线见图3。可知，采场所在分层顶板沉降量为56.52～58.46 mm。

3.3.2 上向水平分层充填法不同矿房宽度采场稳定性

上向水平分层充填法不同矿房宽度采场开采后覆岩垂直走向方向竖直应力云图见图4。

图3 地应力场下采场顶板竖直方向位移曲线

由图4可知，矿体开采后，采空区上方岩层重力将向周围两侧新的支撑点转移，在采空区顶板附近覆岩区域形成椭球形卸压区，随着采场宽度增大，开采后采场顶底板在竖直方向卸压区范围更大，卸压程度也更为显著，且距离采空区中心越近，采场顶板覆岩应力卸荷越剧烈。当矿房宽度达到10，15 m时，顶底板处均出现不同程度的拉应力，最大拉应力分别为1.41，8.82 MPa，且随着矿房宽度增大，拉应力随之增大；而矿房宽度在6，8 m时采空区周边均未出现拉应力。

图4 不同矿房宽度采场采后顶板竖直应力云图(单位：MPa)

拾取关键点绘制路径，得到采场所在分层顶板竖直方向累积位移曲线见图5。矿房宽6，8，10，15 m 时，顶板累计位移值分别为62.85，66.84，73.12，86.50 mm。结合图3，扣除地应力场作用下的初始位移，得开采引起的顶板最大沉降量分别为4.87，10.0，16.28，29.66 mm。

图5 不同矿房宽度采场采后顶板竖直位移累积曲线

参照《铁路隧道监控量测技术规程》[8]所提出的容许极限相对位移判据：对于埋深500 m的Ⅳ～Ⅴ级围岩，7 m

3.3.3 2种采矿方法多采场同时回采采场稳定性

图6为上向水平分层充填法垂直走向布置、采场宽8 m、同时开采4个采场时竖直方向应力云图及累积位移曲线。可知，随着同时回采采场数目增多，采场顶底板卸压区范围明显增大，卸压程度更为显著，但采空区周边围岩均处于受压状态，未出现拉应力。此时顶板累计位移值为68.18 mm。结合图4，扣除地应力场作用下的初始位移，得开采引起的顶板最大沉降量为11.34 mm，小于顶板允许极限沉降量29.4 mm，说明盘区内采用上向水平分层充填法，达到所设计的同时回采4个采场时，采场稳定性较好。

图6 上向水平分层充填法4采场顶板竖直应力云图及位移曲线

图7为采用上向进路充填法开采6个采场后采场覆岩竖直方向应力云图及累积位移曲线。可知，矿体采出后，采场顶底板沿矿层倾斜方向形成卸压区，而在采空区两侧形成支撑压力带。随着分层内采场数目增加，支撑压力带范围在垂直矿体走向方向随之增大。随着开采采场数目的增多，各采场顶板沉降量呈增大趋势，在第6个采场开采完成时，采场顶板最大累计沉降量达到69.13 mm，结合图3，扣除地应力场作用下的初始位移，得开采引起的顶板最大沉降量为11.91 mm，小于顶板允许极限沉降量29.4 mm，说明盘区内采用上向进路充填法，达到所设计的同时回采6个采场时，采场稳定性较好。

图7 上向进路充填法6采场顶板竖直应力云图及位移曲线

4 结 论

(1)不同矿房宽度采场稳定性模拟表明：矿房宽15 m时，顶板最大沉降量超过允许极限相对位移量，采场顶板存在破坏可能。矿房宽10 m时，顶板沉降量较大，采场顶板暴露面积接近最大允许暴露面积，开采时顶板存在失稳隐患。当矿房宽度为6，8 m时，采场顶板沉降量较小，且a、b矿层采场顶板暴露面积均小于最大允许暴露面积，说明采场稳定性受开采影响较小，采场稳定性较好。故采用上向水平分层充填法，采场垂直走向布置时，合理的矿房宽度应为6～8 m。

(2)多个采场同时回采采场稳定性模拟表明：2种采矿方法达到设计同采采场数目时，采场顶板最大沉降量小于顶板允许极限沉降量，采场稳定性较好，说明设计的采场结构参数能够满足安全高效回采的要求。

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Stope Stability Analysis of Close Distance Phosphate Layers While Underwater Mining

You Yi Liu Fuchun

(Changsha Engineering And Research Institute Ltd.of Nonferrous Metallurgy,Changsha)

In order to study the stope stability of close distance layers which is underwater mining in Laohudong phosphate mine,the maximum exposed roof area of stope in two layers were calculated by elasticity method,structural parameters of the upward cut and fill mining method were optimized，and the stability of two mining methods with multiple stopes were analyzed by the software ANSYS.The results show that，the reasonable width of the room should be 6 to 8 m when the stope layout is vertical direction by upward cut and fill mining method.The stope stability is good while meet to the number designed by two methods,and the stope structural parameters designed could satisfy the requirements of safe and efficient mining.

Close distance phosphate layers，Gentle dip and medium thickness ore body，Underwater mining，Stope stability

*国家重点研发计划项目(编号：2016YFC0801600)。

2016-09-29)

尤 祎(1987—)，男，工程师，硕士，410001 湖南省长沙市木莲东路299号。