张家洼铁矿崩落转充填采矿工艺及结构参数研究

2021-09-09赵增山金爱兵

金属矿山 2021年8期

赵增山张舟金爱兵毕坤

（1.鲁中矿业有限公司，山东济南271100；2.北京科技大学土木与资源工程学院，北京100083）

由于崩落法存在地表塌陷严重、矿石损失贫化率高、尾矿排放大以及深部地压显现频繁等明显缺点，采用崩落法开采的矿山逐渐向以绿色、高效、安全为特征的充填采矿方法转变［1-3］。为实现崩落法转充填法的平稳过渡，并保证深部充填开采时采场稳定，在崩落与充填衔接处一般留设一定厚度隔离矿柱，其厚度是影响整体采场安全的重要因素。同时采矿工艺及结构参数（矿房跨度、充填工艺等）的选择也直接关系到采矿成本及回采效率［4-5］，因此有必要对隔离矿柱的厚度、矿房跨度及充填工艺进行研究。

对于崩落转充填过程中采场稳定性及结构参数，已有学者进行了相关研究。Bieniawsk等［6］采用现场原位试验对矿柱岩石进行变形测试，认为矿柱宽高比、尺寸效应和矿柱力学性质是决定矿柱稳定性的主要因素。Seryakov［7］运用有限元进行模拟，根据矿体倾角变化、矿柱壁面与矿层法线夹角的变化2个因素建立了多种数值模型，从应力、应变角度确定最优的矿柱尺寸。刘艳章等［8］采用π定理建立了隔离矿柱厚跨比模型，并应用于程潮铁矿崩落转充填过渡采场矿柱留设尺寸研究中，利用ANSYS有限元软件和现场工况实践验证了该模型的合理性。曾令义等［9］将厚跨比法、普氏压力拱法和简化梁法与FLAC3D数值模拟软件相结合，对信宜银岩锡矿崩落转充填留设的最小隔离层厚度进行了计算并验证，为矿山安全生产提供了重要保障。李夕兵等［10］针对某铅锌矿崩落转充填问题，采用中厚板理论和FLAC3D数值模拟计算并验证了隔离矿柱最佳留设厚度。李玉飞等［11］基于突变理论构建了隔离矿柱力学模型，结合现场数据得到最佳隔离矿柱安全厚度，结合FLAC3D数值模拟验证其合理性。姜维等［12］以大冶铁矿为工程背景，设计了崩落法转充填法过渡阶段的进路方式，并利用FLAC3D计算了隔离矿柱的位移以确保其稳定性。

关于采矿工艺及结构参数优化研究，邬金等［13］对影响矿房稳定性的矿房高度、宽度、矿柱宽度及充填方式4个关键因素进行正交试验，并通过FLAC3D对不同因素进行模拟分析，研究表明采场长度对稳定性影响最大，并给出力学状态最佳时的采场结构参数。许振华等［14］利用有限元软件3D-σ对深井硬岩矿山15 m、20 m、25 m和30 m共4个不同采场跨度进行计算分析，得到当采场高度80 m时，选择20 m采场跨度可使围岩受力状态与整体稳定性较好。杨悦增等［15］以夏甸金矿为工程背景，采用FLAC3D对上向水平分层充填回采结构参数进行优化分析，通过观察不同回采方案采场中的应力、塑性区情况选定了最优矿房和矿柱宽度。郝益民等［16］以金山店铁矿为工程背景，利用荷载传递线理论和厚跨比理论计算了采场临界跨度，并结合FLAC3D对8 m、10 m、12 m和15 m采场跨度进行计算分析，得出了采场跨度为10 m时采场稳定性最好。陈晖等［17］通过构建基于未知测度理论的采矿方法优选模型，最终确定采用下向中深孔落矿嗣后充填法进行开采，同时根据矿体特征和开采经验利用FLAC3D对采场结构参数进行优选，研究表明当采场宽×高为4.5 m×15 m或5 m×13 m，沿走向布置，长度为100 m时，采场顶板稳定性较好。

本研究以张家洼铁矿崩落转充填为工程背景，基于厚跨比法和普氏拱理论计算隔离矿柱安全厚度范围，建立简支梁模型对其垂直位移进行计算，确保采场稳定性。在此基础上，通过数值模拟手段分析采场结构参数和充填工艺对采场稳定性的影响，确定采场最优矿房跨度及充填工艺。研究结果对类似矿山在崩落法转充填法过程中采矿工艺及结构参数的合理选取具有一定借鉴意义。

1 工程背景

张家洼铁矿地质储量为4 200万t，矿体赋存于大理岩与闪长岩的接触带，走向 290°～296°，倾向 20°～26°，倾角一般在20°～50°，上部较缓（10°～20°），向下逐渐变陡。长1 200 m，延深750 m，埋深327～940 m，赋存标高-119～-729 m。厚度2.56～94.79 m，平均厚度32.22 m；矿体TFe品位25.22%～66.69%，平均品位41.33%。现阶段张家洼矿选用的采矿方法为无底柱分段崩落法，矿块沿走向长56 m，垂直走向为矿体厚度，分段高度12.5 m，进路间距14 m。

为解决崩落法造成的地表塌陷和深部开采安全问题，同时做好生产接替工作，设计在-350 m以下采用预控顶高分段充填采矿法，并在崩落法转充填法的过渡阶段留设12.5 m隔离矿柱。充填采场初步设计为：矿房跨度10 m、12 m或15 m，分段内采用“隔一采一”的方式间隔回采，一步骤回采矿房后即对空区进行充填，中段内上部三分段空区底部11.5 m采用强度为1 MPa充填体，上部1.0 m采用强度为2 MPa充填体。每个中段最下分层底部5.0 m作为下中段回采的人工假顶，采用强度为3～5 MPa充填体，中部6.5 m采用强度为1 MPa充填体，上部1.0 m为强度2 MPa充填体，充填初步设计如图1所示。为了保证矿山安全生产并优化开采工艺，有必要通过理论计算、数值模拟等方法对隔离矿柱厚度以及矿房跨度、充填工艺等进行研究。

2 隔离矿柱安全厚度理论计算

隔离矿柱留设厚度过大会造成资源浪费，若留设厚度不够，则会引起上部崩落的散体矿岩冒落，产生冲击扰动导致隔离层发生破坏，进而影响下部充填采场安全。采用厚跨比法和普氏拱理论2种方法对隔离矿柱厚度进行研究，并建立简支梁模型对垂直位移进行计算分析稳定性。

2.1 厚跨比法计算安全厚度

厚跨比法主要考虑水平跨度W和隔离层最薄处厚度H两个因素。根据厚跨比理论［18-19］，不考虑隔离层的形状、荷载大小和性质等因素，隔离层留设厚度与采空区水平跨度之比H/W≥0.5时认为所留设的为最小安全厚度。引入安全系数K，计算公式为

式中，H为隔离层最薄处厚度，m；W1为空区水平跨度，m；K为安全系数。

初步设计采场跨度为10～15 m，安全系数选取一般与矿岩稳定性有关，通常取K=1.15～1.3，为保障矿山安全生产，取K为1.15。因此根据厚跨比法计算出安全厚度为7.5～11.25 m。

2.2 普氏拱法计算安全厚度

普氏拱理论认为巷道或空区形成后，其顶板会形成压力拱带。由于崩落法导致矿岩破碎，属松散岩体，因此采用破裂拱公式［20］进行计算：

式中，Hp为破裂拱高，m；W2为矿柱水平跨度，m；h为矿柱高度，m；φ为矿石内摩擦角，（°）；f为岩石坚固性系数。

矿石的抗压强度为68.1 MPa，内摩擦角为28°，根据普氏拱理论，隔离层需要足够的厚度和稳定的岩层，以承受岩体的自重和上部覆盖层荷载，因而隔离层最小厚度应为计算出的拱高加稳定岩层厚度。根据国内外工程经验确定最小安全厚度为压力拱拱高的3倍后，计算出隔离层最小厚度为12.1 m。

根据2种方法的计算结果，隔离层厚度不应小于12.1 m，因此12.5 m隔离矿柱理论上满足安全要求。

2.3 基于简支梁模型竖直位移计算

根据初步设计，隔离矿柱长80 m，宽为40 m，高度为12.5 m，当矿体回采结束后，上覆崩落法矿岩自重简化为作用在隔离矿柱上的均布荷载q，两端固支在坚硬围岩中，在荷载作用下隔离矿柱顶部受压产生弯曲变形，下部受拉。将其简化为简支梁模型，如图2所示，以简支梁的轴线方向为x轴，梁左端竖直方向为y轴建立平面直角坐标系。

利用简支梁模型受均布载荷弯曲变形理论［21］，建立挠度方程，由此求出垂直方向位移。

弯矩方程：

挠曲线方程：

通过给定简支梁的边界条件在x=0处，y=0；在x=L处，y=0，由此可以解出D=0，C=-qL3/24。将其代入式（4）得到方程：

进而求得简支梁最大位移在中间部位，即：

式中，L为隔离矿柱的跨度，m；E为隔离矿柱弹性模量，GPa；q表示隔离矿柱上覆岩层重力的等效均布线荷载，可按照下式计算：

当计算隔离矿柱顶板时，q隔离矿柱=2.75×107N/m，弹性模量为37 GPa，结合极惯性矩I=hL3/12，计算隔离层最大位移为ymax=9.31 mm，可以满足过渡阶段采场内稳定性的要求。

3 矿房跨度及充填工艺模拟优化

根据矿山初步设计和理论分析结果，最终确定隔离矿柱厚度为12.5 m。采用数值模拟方法，通过改变矿房跨度以及充填工艺，分析采场稳定性。

3.1 模型建立

结合矿体空间形态建立该矿崩落转充填-350～-400 m阶段采场的数值模型。模型简化为围岩、矿体、隔离层和崩落散体4个部分。矿体模型包含一个中段及下中段最上部分段，每分段高12.5 m，矿体和隔离层呈45°倾斜分布。整体模型尺寸为长×宽×高=316 m×288 m×310 m，模型网格划分如图3所示。

3.2 数值模拟方案

根据初步设计，采用控制变量法进行以下三方面模拟。

（1）矿房跨度模拟。如图4（a）所示，设定底层人工假顶充填体强度为5 MPa，充填方式为不同强度充填体分层充填，改变矿房跨度分别为10 m、12 m和15 m，确定满足采场安全条件下最优矿房跨度。

（2）人工假顶强度模拟。如图4（b）所示，选择最优矿房跨度，改变中段底层人工假顶充填体强度分别为3 MPa、4 MPa和5 MPa，确定满足顶板稳定的人工假顶充填体强度。

（3）充填方式模拟。如图4（c）所示，选择最优矿房跨度和人工假顶强度，改变充填方式为采用强度为1 MPa充填体整体充填，对比2种充填方式对采场稳定的影响。

计算模型采用的边界条件为底部施加水平及竖直方向约束，侧面限制水平方向移动，上表面为自由边界，同时对整个模型施加水平应力及自重应力场。崩落法产生的散体矿岩力学参数由强度折减法确定，其余所需岩体力学参数参照矿山力学试验结果，如表1所示。

4 数值模拟结果分析

不同采矿工艺及结构参数直接决定采场整体稳定性，因此模拟研究内容主要包括不同矿房跨度、不同假顶强度以及不同充填方式。

4.1 不同矿房跨度开采分析

（1）隔离矿柱位移分析。以顶板隔离矿柱为对象研究采用不同矿房跨度回采对其稳定性的影响。3种跨度隔离矿柱位移分布如图5所示。由图5可知，在矿房回采过程中，采场顶板隔离矿柱的垂直位移会随着矿房回采而逐渐增加，矿房全部回采后达最大值。可以看出，随着矿房跨度的逐渐增大，采场顶板隔离矿柱垂直位移呈增加的趋势，但增幅差值不大。

在开采过程中，3种矿房跨度条件下隔离矿柱均呈现由两侧向中央下沉位移逐渐增大的规律，且位移最大值均集中在2矿房与3矿房顶板位置。为直观分析隔离矿柱位移分布规律，在4个矿房顶板隔离矿柱沿进路方向共布置36个位移监测点，其布置间隔为5 m。图6为开采结束后最大位移曲线图。由图6可知，矿房跨度为10 m、12 m和15 m时，其垂直位移最大值分别为8.86 mm、10.69 mm和15.79 mm，相对于10 m和12 m跨度，当采场跨度为15 m时，其顶板垂直位移显著增大。

（2）拉应力及塑性区分布分析。回采过程中，顶板易形成拉伸破坏而导致采场失稳，因此拉应力状态是影响采场稳定性的重要因素。3种矿房跨度开采结束后采场顶板隔离矿柱应力分布见图7。由图7可知，采用不同矿房跨度对一步采中矿房开采结束后采场顶板隔离矿柱的应力分布情况基本相同，无明显应力分布差别。3个跨度拉应力最大值分别为0.35 MPa、0.73 MPa和1.41 MPa，一步采矿房回采充填完成后，充填矿房顶板出现了小部分应力集中现象。

相对应的塑性区分布见图8。塑性区分布一定程度上代表了岩体内的破坏情况，由图8可知，3种跨度矿房其塑性区分布大致相同，且均为剪切破坏，10 m矿房跨度所发生的剪切破坏区域面积最小。通过对比分析，3种跨度矿房一步采后采场顶板隔离矿柱未出现大面积贯通拉伸破坏区域，塑性区影响范围不大，采场内整体较稳定。

综上所述，通过比较3种不同矿房跨度在第一个中段矿房回采结束后位移、拉应力及塑性区情况发现：15 m跨度时，顶板位移及拉应力集中较大，10 m和12 m时基本都能保证采矿安全。为了进一步确保回采安全，优先采用10 m矿房跨度，在顶板条件好的区域可以考虑采用12 m矿房跨度。

4.2 不同假顶强度分析

设定中段底部人工假顶充填体强度分别为3 MPa、4 MPa和5 MPa，对3种情况下人工假顶稳定性影响进行模拟研究。

（1）人工假顶位移分析。如图9所示，假顶强度为3 MPa、4 MPa和5 MPa时，人工假顶垂直位移最大值分别为7.16 mm，7.09 mm和7.05 mm。人工假顶垂直位移基本无差别，且分布规律基本一致，最大值出现在人工假顶的中间位置，即3种人工假顶强度都可满足采场稳定性要求。

（2）拉应力及塑性区分布分析。从图10可知，三种强度的人工假顶在下中段回采时均会出现不同程度的拉应力，其拉应力最大值分别为0.62 MPa、0.52 MPa和0.41 MPa，但差别不大，且未出现较大面积应力集中。由塑性区分布图11可以看出，塑性破坏主要以剪切破坏和小部分拉伸破坏为主，3种强度人工假顶周围塑性区未产生贯通，分布规律基本一致。可见随假顶强度的增大，塑性区未发生明显减小。

综上分析，在下中段矿房回采时3种强度人工假顶的位移、应力和塑性区情况没有明显差别，均可保证采矿安全，因此采用强度为3 MPa的人工假顶可以在保证采场整体稳定的前提下降低生产成本。

4.3 不同充填方式分析

对上部三分段采用不同强度分层充填和1 MPa充填体整体充填2种方式进行模拟分析。

（1）隔离矿柱位移分析。由图12（a）可知，当采用强度为1 MPa充填体整体充填人工假顶上部空区时，采场顶板整个隔离矿柱垂直位移最大为9.03 mm。与分层充填方式进行对比（图5（a）），没有出现大幅度增加，仅增加0.17 mm，增幅为1.9%，且两者分布规律一致。

（2）拉应力及塑性区分布分析。由应力分布情况图12（b）可知，采用1 MPa整体充填方式，顶板隔离矿柱拉应力最大值0.37 MPa，相比不同强度分层充填（图7（a）），最大拉应力值仅增大0.02 MPa。由塑性区分布图12（c）可以看出，采场顶板隔离矿柱依然有剪切破坏，与分层充填方式的破坏类型和分布规律大体一致，剪切破坏面积没有明显增加，说明2种充填方式具有相似的塑性破坏程度。