复杂破碎矿体试验采场稳定性分析及结构参数优化

2021-09-09李胜辉王立杰刘志义王庆刚卢宏建

金属矿山 2021年8期

李胜辉王立杰刘志义王庆刚卢宏建耿帅

（1.河北钢铁集团沙河中关铁矿有限公司，河北邢台054100；2.华北理工大学矿业工程学院，河北唐山063210）

采场结构参数不仅影响采矿生产安全，更与采矿作业效率密切相关［1］。进行采场稳定性分析及结构参数优化研究，以推荐合理的采场结构参数，对矿山安全生产具有重要的指导意义［1］。国内外学者徐文彬、尹升华、郭阳等将矿房矿柱理论应用于空场采矿法采场稳定性分析［2-4］；郭然、徐坤明、李爱兵、尚精华、董金奎、孔德阔等应用Mathew稳定图表法用于采场稳定性分析及结构参数设计［5-10］；张小华、胡国斌等将Mathew法用于深部采场稳定性分析［11-12］。本研究结合矿房矿柱承载机理与Mathew稳定图表法对某铁矿复杂破碎矿体试验采场稳定性进行分析，并提出改进方案。

1 试验采场概况

某铁矿属矽卡岩型磁铁矿床，矿体既产于岩浆岩与灰岩接触面又充填于灰岩层间隙中，溶裂隙较为发育，其矿体顶板主要为结晶灰岩或大理岩，局部为矽卡岩、角砾状灰岩、构造角砾岩，底板主要为蚀变闪长岩及矽卡岩，少量为结晶灰岩及大理岩。其矿床地质条件较为复杂，整体稳固性较差。统计表明矿山以厚大矿体为主，设计主要采用大直径深孔凿岩阶段空场嗣后尾砂胶结充填的采矿工艺。一步采矿房和二步采矿柱间隔布置，先回采矿房并进行充填，再回采矿柱并进行充填。

设计试验矿房7#S1尺寸为75 m×15 m×60 m，采用阶段空场嗣后充填采矿法，阶段高度60 m。结合矿岩稳定性，采场拟分3层穿孔爆破，-230～-215 m、-215～-200 m段采用上向扇形中深孔，-170 m开挖凿岩硐室并在硐室内施工至-200 m段的下向大直径深孔。待全部凿岩穿孔完成后，拟分三段进行爆破回采，拟爆破先后顺序为-215 m、-230 m、-170 m。-170 m凿岩硐室设计支护方式为锚喷网支护，金属网格100 mm×100 mm，采用ϕ20 mm树脂锚杆，间排距0.8 m×0.8 m，长度2.5 m。混凝土强度C20，喷浆厚度150 mm。-170 m水平设计深孔23排，-215 m水平设计中深孔35排，-230 m水平设计中深孔36排。矿山地质条件复杂且破碎，为验证采矿方法的可行性，拟对试验矿房进行采场稳定性模拟分析和结构参数优化研究。

2 试验采场潜在滑移风险分析

根据矿房矿柱承载机理，建立矿房矿柱力学模型，结合铁矿相关岩石力学参数测试结果，计算得出矿柱潜在滑移面上部高度随矿柱的宽度和矿体自身内摩擦角的变化规律。结合矿房7#S1回采顺序对冒落风险进行分析。

2.1 矿房矿柱承载机理

矿房回采过程中矿柱的承载机理如图1所示。由图1可知，开采前一步采矿房和二步采矿柱均处于地应力平衡状态，如图1（a）所示。当进行一步矿房回采时，随着矿房空区的形成，此阶段相邻矿柱的应力发生变化并变得较为集中［2-3］，故会出现片帮、开裂或顶板下沉，如图1（b）所示。

2.2 矿房矿柱力学模型

矿房回采后相邻矿柱的一侧为空区，另一侧为未回采的矿体，矿柱既承受顶部荷载P0又需承受自重应力G，由此易造成滑移使矿柱受到剪切破坏，如图2所示。随着矿房空区越来越大，矿柱顶板上方应力逐渐变化并形成拱形塑性区［4］，如图3所示。

由分析可知，矿柱滑移同时受两侧滑移角范围内的围岩侧压力和上部平衡拱塑性区内矿岩自重压应力的双重影响，其潜在滑移面高度可用式（1）进行计算。

式中，α为矿体潜在滑移角，α=45°+φ/2，φ为矿体内摩擦角；H为矿柱高度；B为矿柱宽度。

根据矿山岩体质量分级测试结果，按式（1）计算可得出矿柱潜在滑移高度随矿柱宽度的变化规律如图4所示。由图4可知，潜在滑移面上部高度主要在25～40 m之间。因此结合矿房7#S1回采顺序分析可知，先采-215 m、后采-230 m、再采-170 m的回采顺序易产生滑移的位置最早暴露，不利于矿柱的稳定，使矿柱易发生片帮失稳，导致顶板冒落。

3 试验采场稳定性分析

基于Mathew法对矿房7#S1进行模拟稳定性分析，以此为依据对试验矿房的结构参数提出改进建议。

3.1 相关参数简述

稳定性分析过程中涉及到以下参数：

（1）稳定性指数N：

式中，Q为岩体质量指数；A为应力系数；B为岩体缺陷方位修正系数；C为暴露面方位修正系数［2-3］。

（2）应力系数A：

式中，σc为完整岩石的单轴抗压强度；σ1为与暴露面方向平行的采矿诱导应力。

（3）岩体缺陷方位修正系数B=0.2～0.8。

（4）暴露面方位修正系数C：

（5）矿房形状系数：

式中，L为暴露面宽度；L1为暴露面长度。

3.2 Mathew法采场顶板稳定性分析

矿山岩体质量调查结果为以Ⅳ级为主，部分存在Ⅴ级和Ⅲ级。根据岩体质量调查结果及工程揭露实际，取Q=1～4，A=1，B=0.2～0.8，C=1，根据式（2）计算得N=0.2～3.2。考虑凿岩硐室采取支护措施，结合图1可知，当以稳定区为边界时矿房形状系数S=1.6～3.9；当以不稳定区为边界时矿房形状系数S=3.2～5.8。则不同跨度的矿房最大允许暴露面积随形状系数S的变化规律如图5所示。

由图5可知，当以稳定区为边界时，矿房宽度为8～10 m时，最大允许暴露长度为35～55 m；当矿房宽度为11～15 m时，最大允许暴露长度为10～15 m。考虑凿岩硐室采取支护措施，则以不稳定区为边界，采场宽度为13 m以下时，最大允许暴露长度为80～100 m；矿房宽度为13～15 m时，最大允许暴露长度为50～65 m。

3.3 Mathew法采场侧帮稳定性分析

计算中取 Q=1～4，A=1，B=0.2～0.8，C=8，根据式（2）计算得N=1.6～25.6，考虑矿房侧帮不采取支护措施，结合图1可知此时采场形状系数S=2.4～7.6，则不同高度的矿房最大允许暴露长度随形状系数S的变化规律如图6所示。

由图6可知，当矿房高度高于35 m时，最大允许暴露的长度受矿房侧帮形状系数的影响不大，矿房最大允许暴露长度为20～28 m；当矿房高度低于30 m时，最大允许暴露长度为30～65 m；当矿房高度为20～25 m时，允许暴露长度为40～65 m。

3.4 数值模拟分析

按矿房7#S1尺寸和设计回采工序建立二维平面应变模型并进行模拟，得出凿岩硐室开挖、-215 m回采、-230 m回采、-170 m回采模拟等效应变云图。从计算模型图7和开挖等效应变云图8可以看出：凿岩硐室开挖后由于预控顶板强度增大导致变形效应减小，-215 m、-230 m回采后对-200 m矿体扰动效应明显大于原设计支护方案；-200 m水平开挖后，原设计支护顶板存在等效应变敏感贯通区，且超过锚杆支护范围，锚固力不能满足稳定性要求，存在顶板冒落风险。

4 改进方案

综合上述分析对矿房7#S1结构参数及开采工序进行改进，以改进后的矿房结构参数和工序进行数值模拟分析，根据模拟分析结果并结合矿山井下采场出矿巷道间距提出改进方案：采用预控顶中深孔分段凿岩阶段出矿嗣后充填采矿法，分段高度15 m。矿块设计宽9 m，高30 m，长50 m～65 m，为保障安全开采，矿房底部采用堑沟结构出矿，顶板采用锚索+锚杆+喷网联合预控顶支护。图9为改进方案示意图。

首先，在-200 m水平掘进护顶巷道，顶板采用锚索+锚杆+喷网联合支护方式进行矿房预控顶支护；其次，在-215 m水平掘进凿岩巷道，同时在采场中部掘进切割天井，由中部向两端分别设计扇形中深孔，分段高度15 m；最后，在-230 m水平掘进凿岩巷道，在采场中部掘进切割天井，由中部向两端分别设计扇形中深孔，分段高度15 m；待采切工作完成后，开始爆破落矿，爆破采用孔底不装药的爆破方式，减少爆破落矿对边帮的破坏，同时-215 m水平爆破先于-230 m水平3～5排，爆破结束后统一由-230 m水平的堑沟底部结构出矿；出矿结束后，通过-200 m水平巷道对采场进行充填。经现场试验验证，改进方案效果较好，未发生大面积塌冒现象，可为下一步采矿方法的确定奠定基础。