大直径深孔空场嗣后充填法采场结构参数优化及稳定性分析

陈 霖 黄明清 唐绍辉 张 铭 刘青灵

(1.福州大学紫金地质与矿业学院,福建 福州 350108;2.紫金矿业集团股份有限公司,福建 厦门 361016)

铜矿是我国经济社会发展和现代化建设急需紧 缺的大宗矿产资源,但国内铜供应长期不足,因此境外铜矿资源的合理开发和利用对保障我国矿产资源战略安全具有重要意义[1]。Jama铜矿是塞尔维亚在产的超大型地下矿,主矿体BR矿体位于Jama矿区西北部,总体走向NW—SE,倾向SW,倾角45°～55°;矿体走向长约1 450 m,厚约 360 m,垂向延伸约1 400 m,赋存标高92～-934 m,是典型的倾斜极厚斑岩型铜矿体。结合井下开采现状,从提高采矿生产能力、降低采矿成本的角度出发,考虑使用高效率的大直径深孔采矿方法,其采场结构参数选取得是否科学,直接关系到采场稳定性与开采的安全性。

合理确定采场矿房跨度、矿柱尺寸等结构参数,对确保矿山安全、高效、可持续生产具有重要意义。采场结构参数优化主要包括工程经验类比法、理论计算法[2-3]、数值模拟法[4-5]等。 如赵永等[6]采用Mathews稳定图法得到红岭铅锌矿采空区的稳定性系数及水力半径,通过采场稳定性等概率图评估了采场的稳定概率;ZHANG等[7]通过改进的Mathews稳定图研究了挑水河磷矿条带式开采的合理宽度;贺永俊等[8]应用FLAC3D软件模拟分析了不同采场长宽组合时采场顶板、充填体的破坏形式与应力集中情况;刘建东等[9]采用FLAC3D软件模拟分析了采场宽度为 12、15、18 m时,甲玛铜金属矿的大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿的采场顶板与矿柱稳定性,提出最佳采场宽度为15 m。国内外学者的前期研究为倾斜厚大矿体采场结构参数优化提供了有益参考,而基于理论分析及数值模拟相结合的方法可更可靠地设计合理的采场结构参数。

本研究针对Jama铜矿倾斜极厚斑岩型矿体的开采技术条件,首先提出二步骤开采的大直径深孔空场嗣后充填采矿法,在最大无支护跨度计算的基础上,通过Mathews稳定图法[10]计算安全的水力半径,得到一步骤采场的合理宽度与长度;然后以二步骤采场宽度为变量,采用FLAC3D软件模拟“隔三采一”条件下采场在不同回采阶段的稳定性,从而优化Jama铜矿的高中段大采场结构参数,为倾斜极厚矿体超大规模地下开采提供参考。

1 倾斜极厚BR矿体概况

1.1 开采技术条件

Jama矿区BR矿体是倾斜极厚的斑岩型铜矿体,矿床位于热液蚀变岩石中,与硅化、硫酸盐化、黄铁矿化安山岩及其火山碎屑岩有关。矿体节理、裂隙一般发育,大部分为层状节理且以剪节理为主,张节理极少,节理间距25～50 cm,岩石质量指标RQD值为73.46%～82.02%,平均为77.31%,单轴抗压强度为76.26 MPa;上盘围岩主要岩性为高岭土化安山岩和硅化安山岩,岩石强度相对较低,节理密度较高,含水率较高,RQD值集中在72%～80%,平均为86.84%,单轴抗压强度主要为60～110 MPa,属较坚硬和坚硬岩;下盘围岩为赋存于Bor断层中的砾岩及构造角砾岩,RQD值主要为75%～92%,岩石单轴抗压强度主要为50～70 MPa,属坚硬岩,岩石完整性、稳定性均较好。

1.2 开采方案

Jama矿床包括高品位块状硫化物矿体和斑岩型矿体。块状硫化物矿石赋存在矿床上部,大部分已采完。斑岩型矿体BR矿体尚未开采,矿块垂直走向布置,先采矿房,再采矿柱,矿块之间的隔离矿柱待两侧矿块回采完毕并充填后,再采用同样的工艺回采并嗣后充填。其中-150 m以上为一采区,首采-150m中段,目前已完成-150 m中段部分采准工程,地表充填站正在建设。

BR矿体二采区标高-450～-150 m,中段高度100m,主要生产中段为-450、-350、-250 m,从下而上顺序开采,首采中段-450 m。采用大直径深孔一段或两段凿岩,底部设堑沟集中出矿,矿房回采完毕后,采用全尾砂膏体充填采空区。为实现1 000万t/a的超大规模地下开采,拟采用大直径深孔阶段空场嗣后充填法开采,如图1所示。

图1 大直径深孔空场嗣后充填法示意Fig.1 Schematic of large-diameter deep hole open stoping with subsequent backfill

2 Mathews稳定图法分析

2.1 采场极限跨度

地下开挖体的最大无支护跨度(SPAN)与Q值和开挖体支护比(ESR)的关系可表示为

式中,Q为Q系统分级方法的分级指标。

由矿岩和围岩岩性得到Q值,进而计算采场跨度。采场宽度影响采场长度取值,采用最大无支护跨度计算得到合理的采场宽度,然后通过理论计算得到安全的采场长度。根据矿岩的Q分类结果,当矿山巷道作为矿山永久性工程时,ESR取1.6;当老采空区及巷道只作为矿山临时通道时,ESR为3.0～5.0,据此可计算出各种岩性条件下的最大无支护跨度(SPAN),见表1。

表1 最大无支护跨度SPAN计算结果Table 1 Calculation results of maximum unsupported SPAN

BR矿体采用大直径深孔阶段空场嗣后充填法开采,开采后采用全尾砂膏体充填采空区,因此可将采场视为矿山临时性巷道,取无支护跨度为18.72～31.20 m。为确保足够的安全富余系数,一步骤采场宽度应略小于该最大无支护跨度值,因此本研究将一步骤矿房采场宽度暂定为15～17 m。

2.2 Mathews图解法计算

2.2.1 稳定性指数N

Mathews图解法是MATHEWS等[11]基于矿山实践提出的岩石分类方法。TRUEMAN等[12]和MAWDESL等[13]对Mathews稳定图解法进行了扩展,采用对数回归方法对稳定区、大破坏区进行了重新定义,本研究将其应用于采场结构参数的理论计算中。Mathews稳定性系数计算公式为[14]

式中,Q′为修正后的NGI岩体开挖质量分级方法的分级指标值;A为应力系数;B为岩体节理调整系数;C为重力调整系数。

2.2.1.1 Q值修正

BARTON等[15]于1974年在对200多个隧道工程实例进行分析的基础上,提出了一种针对NGI岩体的隧道开挖质量分级方法。分类指标值Q可由下式计算:

式中,RQD为岩石质量指数;Jn为岩体的节理数;Jr为岩体的节理粗糙度系数;Ja为岩体的节理蚀变系数;Jw为岩体的节理水折减系数;SRF为应力折减系数。

按照Mathews稳定图方法要求对Q值进行修正,将地应力影响系数SRF设为1,地下水的影响因素Jw=1,根据Q系统分级法重新计算Q值,得到Q′值(修正后的Q值)见表2。其中,矿体的矿岩、上盘安山岩的Q′值分别为34.36和38.60。

表2 Mathews稳定图修正后的Q′值Table 2 Q′value modified by Mathews stability graph

2.2.1.2 系数 A、B、C 确定

A值考虑高应力降低岩体稳定,为完整岩体的单轴抗压强度与平行开挖面最大诱导应力的比值,取值范围为0.1～1.0。根据现场开采技术条件,岩石的单轴抗压强度较大,上盘安山岩的强度因子A取0.2,矿岩强度因子A取0.2。

B值根据控制性节理与采场表面的相对方位确定,当结构面与开挖面的夹角分别为 10°、20°、30°、45°、60°、90°时,B值分别取 0.2、0.3、0.35、0.4、0.8、1.0。本研究根据Jama矿开采技术条件,采场顶板矿体中的节理方位系数B取0.85,侧帮与上盘分别取0.62和0.2。

假定采场暴露面是水平暴露面,则C=8;当矿体与上盘接触面的最小倾角为45°时,C=3.76。

根据式(2)及上述系数计算取值,采场顶板和侧帮均按矿岩的Q′值计算,则计算得到采场顶板、侧帮、上盘的稳定性系数N分别为11.68、34.09、5.81。

2.2.2 水力半径计算

水力半径反映了矿房的空间尺寸和形状,是矿岩可崩性评价的一个有效指标,Mathews稳定性系数与水力半径的关系如图2所示,可通过该图来确定容许水力半径的范围。

图2 Mathews稳定性系数与水力半径的关系Fig.2 Relationship between Mathews stability coefficient and hydraulic radius

水力半径计算公式为

式中,HR为水力半径,m;X为采场宽度或高度,m:Y为采场长度,m。

计算得出稳定性系数N和稳定状况下的容许水力半径HR等相关参数取值,见表3。

表3 容许水力半径HR分布Table 3 Distribution of allowable hydraulic radius HR

BR矿体厚度为360 m,因此开采时从上盘到下盘分成若干个盘区,盘区间布置15～18 m隔离矿柱,除了靠近上盘布置的盘区外,其余盘区暴露面主要为顶板和侧帮。二采区-450 m中段开采深度约850 m,在分析100 m段高的采场稳定性时,主要考虑顶板和侧帮的暴露面积和水力半径。根据矿岩无支护最大跨度分析,一步骤矿房开采宽度确定为15～17 m,在工程应用中,二步骤采场宽度要比一步骤大些。采场跨度为 15、18、20 m时,分别分析采场顶板对应的水力半径,得到采场顶板暴露尺寸与水力半径的关系如图3所示。当采场高度为100 m时,不同采场长度下侧帮暴露尺寸与水力半径的关系如图4所示。

图3 采场顶板暴露尺寸与水力半径关系曲线Fig.3 Relation curves between stope roof exposure size and hydraulic radius

图4 采场侧帮暴露尺寸与水力半径关系曲线Fig.4 Relation curve between stope side wall exposure size and hydraulic radius

结合图2和表3分析可知:采场跨度取值小于20 m,采场长度在90 m之内,均在无支护过渡区内;当采场跨度为15m时,采场长度在90m内均在稳定区。采场段高取100 m时,从表3可知,支护过渡区的水力半径小于15.78 m,通过图3得出采场最大长度为46 m。在水力半径容许的支护过渡区可能会发生局部片帮,由于回采过程中无作业人员及设备暴露在采场,在工程实践中可通过适当的支护措施来确保安全。

综合最大无支护跨度计算公式、Mathews图解法采场顶板和侧帮容许水力半径的计算结果,发现当采场的跨度为15 m、高度为100 m时,所得采场长度为45m,可以满足采场稳定要求。因此将一步骤采场结构参数取为45 m×15 m×100 m(长×宽×高)。

3 采场稳定性数值模拟

在理论分析的基础上,采用FLAC3D软件对高中段大采场开采过程中的采场位移、塑性区、安全系数进行数值模拟,从而进一步分析采场稳定性。

3.1 模型范围选取及构建

以BR矿体二采区首采区域-450 m中段为例进行建模,采场长度45 m,采场高度100 m。模型从上到下依次为矿体上盘围岩、矿体、下盘围岩。

采用Rhino软件建立模型,导入FLAC3D软件进行模拟,X方向代表矿体的走向方向,Y方向代表垂直矿体走向,Z方向代表竖直方向。构建的分析模型沿走向长750m,垂直走向长150m,海拔范围为0～-600 m。从矿房和矿柱到外边界网格按一定比例划分,模型共得到单元数79～80万个,建模完成后的模型如图5所示。计算过程中采用“隔三采一”开采方案(图6),如-450 m中段盘区Ⅰ沿矿体走向分布stope 1～stope 9共9个采场,第1步同时开采stope 1、stope 5、stope 9,第2步充填stope 1、stope 5、stope 9空区并同时开采stope 3、stope 7,第3步充填 stope 3、stope 7空区并同时开采stope 2、stope 6,第4步充填stope 2、stope 6空区并回采stope 4、stope 8,第5步充填stope 4、stope 8空区,开采顺序见表4。

图5 采场稳定性数值模拟模型Fig.5 Numerical simulation model of stope stability

图6 极厚矿体“隔三采一”开采模式示意Fig.6 Schematic of mining pattern of "mining one stope in three intervals" for extremely thick orebody

表4 “隔三采一”模式下采场开采过程Table 4 Mining process of the stopes under the pattern of "mining one stope in three intervals"

3.2 计算参数选取

采场埋藏较深,矿区主应力属于水平构造应力主导的高应力场。因此,计算域初始条件考虑原岩构造应力场和自重应力场的共同作用。矿体在-450 m中段时,沿矿体走向水平主应力与垂直主应力比值为0.8,垂直于矿体走向水平主应力与垂直主应力比值为1.2。当矿体埋深600 m时,计算得到岩层垂直自重应力为26.5 MPa,该深度下采场沿走向初始地应力为21.2 MPa,垂直走向的初始地应力为31.8 MPa。模拟中采用理想弹塑性Mohr-Coulumb模型,岩体力学参数取值见表5,采空区采用膏体胶结充填,计算假定充填体是接顶的,充填体的设计强度大于1.62 MPa。

表5 岩体力学参数Table 5 Mechanical parameters of rock mass

3.3 模拟方案

理论分析初步确定了模拟采场的长度为45 m,一步骤采场宽度为15 m,高度为100 m,本次模拟重点对二步骤采场的宽度进行优化,共设计了4个方案,各方案参数见表6。

表6 采场稳定性数值模拟方案Table 6 Numerical simulation schemes of stope stability

3.4 数值模拟结果

3.4.1 位 移

位移是采场稳定性评价的一个重要指标,若采场围岩变形量过大,采场极有可能发生失稳。各方案对应的最大位移曲线如图7所示。由图7可知:开采全过程中,各个方案顶板的最大水平位移变化不大,最大水平位移(沿走向)为40.74～42.10 mm,顶板的最大垂直(重力方向)位移随着二步骤矿柱宽度的增大而增大,最大垂直位移为92.12～105.91 mm。

图7 不同方案的最大位移对比Fig.7 Comparison of the maximum displacement of different schemes

采场稳定性可通过顶底板岩层的位移量来体现。4个方案的位移分析表明:随着采场的开挖,采场位移逐渐增加,且开采第1、2、3步的采场位移量较小,第4步采场出现较大的位移量,但都在可控范围之内。方案3的模拟结果如图8所示,其中,“42 floor disp_z of stope 4”及“33 roof disp_z of stope 4”分别为stope 4底板、顶板的垂直位移变化曲线;“46 floor disp_z of stope 8”及“37 roof disp_z of stope 8”分别为stope 8底板、顶板的垂直位移变化曲线。可以看出,最大位移量发生在第4步,第4步开采完成后,stope 4顶板垂直位移为93.5 mm,对应的底板垂直位移为52 mm;stope 8顶板垂直位移为80.5 mm,底板垂直位移为41.5 mm。

图8 第4步开采stope 4和stope 8顶底板垂直位移曲线Fig.8 Vertical displacement curves of stope 4 and stope 8 in the fourth step of mining

3.4.2 塑性区

塑性区分布可直观地反映矿岩开采后的围岩稳定性,4个方案模拟结果对比表明:方案1、2、3并未出现连片的贯通性破坏,方案4剪切破坏塑性区分布明显,在stope 4甚至出现了贯穿性破坏的塑性区。选取方案3模拟结果进行分析,结果如图9所示,“4 stope_v_shear(FISH)”及“5 stope_v_tension(FISH)”分别为第3步开采结束后矿房拉伸破坏及剪切破坏体积变化曲线。可以看出,矿房和矿柱的拉伸破坏单元主要集中在采场帮壁和顶底板;在开采第3步时,采场剪切破坏单元急剧增加;开采结束后,stope 3和stope 7的充填体并未起到协助应力转移的作用,其拉伸破坏体积还有减小的趋势,此时充填体的主要破坏部位仍集中于stope 5的充填体。

图9 第3步开采时矿房矿柱破坏体积曲线Fig.9 Volume curves of collapsed pillars and room s during the third step of mining

本次模拟以二步骤宽度作为变量,其他结构参数保持一致,此时若仅采用常规塑性区进行对比,模拟的结果区别较小。因此,本研究采用整体矿岩破坏体积比例来定量评价不同方案的破坏单元体积最大情况。以开采第2步为例,当采场宽为15 m,矿柱宽度为15～19.5 m时,矿房和矿柱破坏单元体积为1 740.79～2 005.78 m3,对应的比例为14.77%～20.95%。随着二步骤的采场宽度增大,塑性区明显增加,采场两帮会出现比较明显的片帮,但并未出现贯通性破坏。堑沟底部结构的两帮发生较为严重的剪切破坏,工程实践中需提前采用锚杆或锚索对底部结构进行支护。

3.4.3 安全系数

安全系数是由摩尔-库仑强度准则所决定的极限应力状态与实际应力状态的比值。安全系数为1时处于临界状态,安全系数越大,围岩稳定性状态越好[16]。4个方案的安全系数分析表明:多采场开采结束后,应力重新分布过程产生的剪切破坏部位主要位于堑沟底部结构,拱顶的剪切破坏单元较小,安全系数取值为1.0～1.4。第3步开采时,即将开采的stope 4和stope 8中部发生局部区域的剪切破坏,其中stope 4的安全系数为1.1～1.15,如图10所示,安全系数分布与模型塑性区分布吻合。从安全系数角度分析发现,在提前支护的情况下,这4个方案的安全系数仍在稳定范围内。

图10 安全系数分布Fig.10 Distribution of safety coefficients

通过对-450 m中段矿块开采过程的位移量、塑性区和安全系数分析可知,采用方案1、方案2与方案3开采时,位移变化不大,在矿岩的塑性变形范围内,并且不发生大面积的剪切破坏,整个开采过程中保持稳定状态,采场安全系数大于1。采用方案4进行开采时,采场垂直位移量和破坏单元体积较大,且由于在模拟开采过程中stope 4出现连片的剪切破坏,堑沟底部结构同样破坏严重,容易导致充填体受到破坏和采场失稳。此时,一步骤矿房宽度取15 m,二步骤矿柱宽度取18 m,可依靠矿岩和胶结充填体达到控制地压的目的。

大直径深孔空场嗣后充填法的工业试验采场位于BR矿体二采区-450 m中段2#勘探线附近,倾向SW,倾角50°左右,平均厚度为300 m,平均品位为0.617%。一步骤采场结构参数为45 m×15 m×100 m(长×宽×高),二步骤采场结构参数为45 m×18 m×100 m(长×宽×高)。从现场一步骤采场开采情况可知,生产效率远高于原分段凿岩分段出矿空场嗣后充填法,高中段大采场在采充过程中均保持稳定,仅部分堑沟底部结构需采用锚杆进行加固。

5 结 论

(1)大直径深孔阶段空场嗣后充填法可安全高效地开采倾斜极厚斑岩型铜矿体。最大无支护跨度计算初步确定的一步骤采场安全宽度为15～17 m;Mathews图解法中采场顶板、侧帮暴露尺寸与水力半径的关系分析表明,当矿房宽度为15 m,中段高度为100 m时,采场长度应小于46 m。

(2)当采场长45 m、高 100 m,一步骤采场宽度15 m,二步骤采场宽度为15～19.5 m时,FLAC3D软件采场稳定性数值模拟表明:顶板的最大垂直位移随着二步骤采场宽度增大而增大;二步骤采场宽度为15～18 m时,采场周围未出现贯通性塑性区破坏,但堑沟底部结构的两帮发生部分剪切破坏;多采场“隔三采一”开采时堑沟底部结构安全系数较低,可提前采用锚杆或锚索对底部结构进行支护。

(3)基于不同采场结构参数组合下开采过程中采场位移、塑性区及安全系数的分布规律,BR矿体大直径深孔阶段空场嗣后充填法高中段大采场的最佳结构参数为:一步骤采场45 m×15 m×100 m(长×宽×高),二步骤采场45 m×18 m×100 m(长×宽×高)。工业试验表明,优化后的采场结构参数可保障倾斜极厚斑岩型矿体安全回采。