陡倾斜薄矿体浅孔留矿法采场围岩稳定性分析

翟会超 杨 勇 胡巍巍 董志富 孙长坤

(云南黄金矿业集团股份有限公司，昆明 650000)

红牛铜矿属高海拔地下矽卡岩型矿床，矿体特征变化复杂，其中部分矿体厚度为0.4～6 m，平均厚度3 m左右，平均倾角72°～86°，为陡倾斜薄矿体。研究采用浅孔留矿法开采[1-2]，因矿体出露于大理岩、角岩接触带，接触带附近节理裂隙均发育，部分岩层破碎，局部渗水，采场回采矿石过程中，上下盘片帮冒落现象突出，贫化率和损失率难以控制。为降低井下回采贫损指标，利用FLAC3D进行采场围岩稳定性分析，进而采取有效措施保障生产。

1 开采模拟分析

1.1 数值模型

利用ANSYS进行建模，后经处理转换为FLAC3D文件生成三维模型(如图1所示)。模型x方向0～112 m，y方向0～80 m，z方向0～163.5 m，除地表作为自由边界以外，其他边界均为固定位移边界条件。地表、矿体、近矿围岩采用典型剖面设计，其中模型节点数19 499个，单元数17 280个，运用摩尔—库伦本构关系进行陡倾斜薄矿体浅孔留矿法的开采过程模拟计算[3-9]。

图1 数值模型Fig.1 Numerical model

1.2 材料参数

数值分析模型中主要包含了矿体、角岩、大理岩三种岩性，其物理力学性质参数见表1。

1.3 模拟计算

红牛铜矿陡倾斜薄矿体采用浅孔留矿法开采，采场长度50 m，间柱4 m，底部采用平底方式出矿，间柱内开掘人行天井，每个3 m向采场内掘进联络道。数值模拟采场内分层向上浅孔留矿回采，分层4～6 m，以及集中放矿后采场围岩的稳定性。

1)应力分析

主要通过观测采场沿长度方向中部位置的剖面上最大、最小主应力和剪应力，统计每次分层开采后在散体矿石堆充填作用下敞开空间围岩的应力分布规律。分层开采主应力和剪应力场见图2、图3。

图3、图4表明浅孔留矿法在集中放矿前，散体矿石对采场上下盘起到了一定的充填限制作用。其中，采场下盘岩体内最小主应力从集中放矿前的1.2～1.5 MPa提高到集中放矿后的1.75～2.2 MPa(压应力)，最大主应力在上下盘岩体内均出现了转向拉应力作用的趋势，尤其是上盘采场中上部出现了0.024 MPa的拉应力。剪应力则因集中放矿使大采空区产生了3.65 MPa的数值，对比原来提高了1.5倍。

2)位移分析

对比集中放矿前后的位移云图和矢量图(如图4)。

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

图2 主应力云图Fig.2 Principal stress nephogram

图3 剪应力云图Fig.3 Shear stress nephogram

图4 位移场云图Fig.4 Displacement nephogram

数值计算表明浅孔留矿法分层上向回采，存留在采场内的矿石散体有力地挤压上下盘岩体，阻止帮岩向采场内片落。其中上下盘岩块位移矢量说明矿石散体对帮岩有一定的支撑作用，使得岩块倾斜向采空区内移动，而集中放矿因矿石散体的大量流出，上下盘失去支撑点，能量进一步向采空区内释放，岩块位移方向明显近垂直上下盘岩面。另外，上盘位移最大值0.55 mm与1.01 mm的差距也反映了放矿前后散体充填物对围岩的支撑作用。

3)塑性区分析

通过对每一分层开采和集中出矿的塑性区域跟踪，力学破坏体现在下盘岩体在分层开采过程中的结构面扩展，主要为剪切破坏(见图5)。而上盘岩体只是在采场根部出现两个分层对应的塑性破坏。这与上下盘岩性密切相关，提示在分层开采过程中要做好不利岩性盘面的支护。

Block State:块体状态；Plane:on；剖面：开；None:无；Shear-p:曾经剪切破坏；Shear-n:正在剪切破坏；Tension-p:曾经拉伸破坏图5 塑性区分布Fig.5 Plastic zone distribution

综上所述，对于红牛铜矿陡倾斜薄矿体采用浅孔留矿法开采，在采场分层作业时会因上下盘近矿岩性弱、结构弱面发育、大理岩角岩接触带破碎而造成一次贫化，甚至损失。在集中出矿，倘若不能强采强出，做好放矿管理，采空区随着矿石面的下降而增加暴露面积和暴露时间，可带来大范围片帮冒落，加剧采场内的二次损失和贫化。

2 开采技术优化方案

针对红牛铜矿陡倾斜薄矿体开采现状和模拟结果，对现有浅孔留矿法开采技术进行优化，利用技术与管理双重控制模式，通过技术手段和管理措施加强精细开采，降低损失贫化。

1)支护方法

为保证采场矿石回采过程中上下盘不发生片帮冒落，研究采用锚杆对威胁结构面和零星大块加固[10]。锚杆端部要进入到基岩层内(见图6)，加固结构面依据其产状，尽量使锚杆与面垂直或大角度斜交，锚杆采用1.5 m～2 m×1.5 m～2 m排间距交错布置，起到组合加固作用；加固零星大块不考虑锚网参数，起到悬吊或悬挂作用即可。孤立零星大块如若不能支护，可先利用机械或爆破方式将其破碎成小块，再通过人行天井分离，减少废石混入。

图6 锚杆支护Fig.6 Anchor bolting

2)爆破优化

为减少爆破震动对围岩的破坏，以及能够较准确控制矿岩界限，降低不必要的损失和贫化，研究将原水平孔改为上向浅孔爆破落矿[11]。设计倾角为70°的上向炮孔、孔深2.5 m(有效孔深2.3 m)、孔间距a=1 m、排间距b=0.8 m；变更起爆方式为V型起爆减小围岩爆破作用力。爆破参数见表2。

表2 爆破参数Table 2 Blasting parameters

炮孔布置图见图7：

图7 炮孔布置图Fig.7 Hole arrangement design

炮孔采用连续不耦合装药，在孔底反向起爆炸药包，导爆管雷管起爆，同次分段爆破。如图6所示，孔2、3为1段起爆，孔1、4、6、7为3段，孔5、8、10、11为5段，孔9、12、14、15为7段，孔13、16为9段，单孔药量均为1.2 kg，最大单次起爆药量4.8 kg。优化后的爆破设计不仅能够保证对矿体围岩的最低震动干扰，还可很好地控制矿岩界限，降低一次损失贫化，这也较好地适应红牛铜矿矿体产状分枝复合变化特点。另外，分层落矿不分梯段单层一次推进。

3)放矿管理

将放矿管理意识贯穿于前期上向浅采的少量出矿和后期集中放矿，始终让采场内部矿石散体顶面能够均匀下降。尤其是后期的集中放矿，对每个底部结构出矿川都要严格控制铲运机出矿数量，做到顺序出矿，并做到及时取样、化验，分析放出体品位变化趋势，为后续平衡出矿和管理提供依据。另外，利用人行天井对集中放矿过程中逐渐暴露出来的采空区上下盘进行监测，验证锚杆对两盘岩层的加固作用，找出片帮位置和应力作用效应，并观测矿石下降面。为浅孔留矿法放矿控制和采场结构参数，乃至本类采矿方法的适用性提供试验数据参考，进而优化本采矿法。

综上所述，兼顾技术与管理的双重控制，可有效提高采场出矿质量，降低损失率和贫化率，达到充分回收利用矿石资源的目的。

3 结论

1)利用ANSYS搭建浅采数值模型(x方向0～112 m，y方向0～80 m，z方向0～163.5 m，节点数19 499个，单元数17 280个)，可实现导入FLAC3D后的高效力学计算。

2)通过对应力场、位移场和塑性破坏分析，发现分层回采时因近矿大理岩角岩接触带破碎造成一次贫化和损失。合理推测在没有改善措施下，因暴露面积和暴露时间逐渐加大，将导致大范围片帮冒落，加剧采场内的二次损失和贫化。

3)采用锚杆对威胁结构面和零星大块加固。设计(1.5～2) m×(1.5～2) m的锚杆排间交错布置方式，充分利用锚杆组合加固和悬吊、悬挂作用。对不能支护的孤立大块，先破碎后经天井剥离，减少废石混入。

4)优化爆破方式与参数实现减轻爆破干扰、控制矿岩界限，降低一次损失贫化，较好地适应红牛铜矿矿体产状分枝复合变化特点。

5)加强放矿管理，形成技术与管理双重控制，有效提高采场出矿质量，充分回收利用矿石资源。