毛坪鉛鋅礦下向分層進(jìn)路膠結(jié)充填采場結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化

周高明 李克鋼 玉拾昭 吳順江(.彝良馳宏礦業(yè)有限公司，云南 彝良 65760；.昆明理工大學(xué)國土資源工程學(xué)院，云南 昆明 650093)

毛坪鉛鋅礦下向分層進(jìn)路膠結(jié)充填采場結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化

周高明1李克鋼2玉拾昭1吳順江1(1.彝良馳宏礦業(yè)有限公司，云南 彝良 657602；2.昆明理工大學(xué)國土資源工程學(xué)院，云南 昆明 650093)

為探討毛坪鉛鋅礦所采用的下向分層膠結(jié)充填采礦法采場結(jié)構(gòu)參數(shù)的合理性，采用數(shù)值模擬手段對不同斷面尺寸和不同埋藏深度的采場穩(wěn)定性進(jìn)行了計算，系統(tǒng)分析了充填體頂板及采場周邊應(yīng)力與塑性區(qū)等的變化規(guī)律。研究結(jié)果表明：隨著進(jìn)路跨度和采深的增加，進(jìn)路四周拉應(yīng)力值逐漸增大，當(dāng)跨度超過5 m后，拉應(yīng)力值已非常接近充填體抗拉強(qiáng)度；而當(dāng)采深達(dá)到560 m時，拉應(yīng)力范圍幾乎擴(kuò)展到整個圍巖，說明采場穩(wěn)定性下降，存在拉破壞可能性。從本次計算情況看，在現(xiàn)有采深時(采深400～450 m)，進(jìn)路最大跨度不宜超過5 m；而如果維持3.5 m的進(jìn)路跨度持續(xù)向下開采，則適用的最大采深應(yīng)在600 m左右，否則采場的穩(wěn)定性難以得到有效保證。

下向膠結(jié)充填 采場穩(wěn)定性 采場結(jié)構(gòu)參數(shù) 斷面優(yōu)化

在地下開采的礦山中，由于礦體所賦存地質(zhì)條件的復(fù)雜性和不可選擇性，再加上開采過程中各種擾動的影響，采場圍巖應(yīng)力場處在不斷的變化當(dāng)中，一旦原有的平衡狀態(tài)被打破進(jìn)而超過圍巖所能承受的最大應(yīng)力，圍巖便會出現(xiàn)變形、破裂，直至發(fā)生垮塌、冒落等失穩(wěn)現(xiàn)象[1-3]。因此，維護(hù)采場圍巖的穩(wěn)定性不僅是采礦方法選擇的主要依據(jù)，更事關(guān)礦山的安全生產(chǎn)及經(jīng)濟(jì)效益。

下向分層膠結(jié)充填采礦法是20世紀(jì)60年代中期在我國有色金屬礦山開始應(yīng)用的一種新型采礦方法，現(xiàn)已在眾多的有色金屬礦山、黃金礦山中廣泛采用[4]。該法雖然采用充填技術(shù)保證了礦體回采后采場的穩(wěn)定性，但在回采期間，采場或進(jìn)路的穩(wěn)定性與進(jìn)路斷面尺寸及礦體賦存條件密切相關(guān)[5-6]，若進(jìn)路太大則安全得不到有效保障，若進(jìn)路太小則工程量又會增加。所以，如何對采場結(jié)構(gòu)參數(shù)進(jìn)行合理的優(yōu)化以達(dá)到采場的穩(wěn)定及生產(chǎn)安全，實現(xiàn)礦山的效益最大化和成本最小化，不僅僅是各礦山企業(yè)關(guān)注的重點問題，同時也是國內(nèi)外礦山工作者及科研院所研究的重點內(nèi)容[7-8]。

1 工程概況

毛坪鉛鋅礦位于云南省昭通市彝良縣境內(nèi)，采礦權(quán)屬云南馳宏鋅鍺股份有限公司所有，礦山由河?xùn)|片區(qū)、河西片區(qū)、河西井口片區(qū)3個片區(qū)整合而成，目前，主要在河?xùn)|片區(qū)進(jìn)行開采。礦山共有Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ號礦體，Ⅱ、Ⅲ號礦體為零散雞窩礦，產(chǎn)狀不明顯，目前主采礦體為Ⅰ號主礦體(帶)，采礦方法采用下向分層進(jìn)路式膠結(jié)充填采礦法。Ⅰ號礦體賦存于上泥盆統(tǒng)地層中，圍巖為中粗晶白云巖，礦體走向與地層一致，走向北東—南西，傾向南東，傾角70～85°，礦體呈似層狀或筒狀產(chǎn)出，形態(tài)較為規(guī)則。

2 計算模型的建立

2.1 計算方案

根據(jù)礦山實際及今后開采的需求，本次模擬對以下幾種情況進(jìn)行探討。

方案一：不同進(jìn)路斷面尺寸(跨度)時采場穩(wěn)定性變化規(guī)律分析。采場的暴露面積對充填體的穩(wěn)定性影響明顯，采用小規(guī)格進(jìn)路時穩(wěn)定性雖好但生產(chǎn)能力受限且工程量偏大，若能擴(kuò)大進(jìn)路斷面尺寸，則又擔(dān)心采場穩(wěn)定性出現(xiàn)較大下降影響生產(chǎn)安全。因此，有必要對現(xiàn)用的采場結(jié)構(gòu)參數(shù)(斷面尺寸為3.5 m×3 m)是否可以優(yōu)化進(jìn)行研究，以使礦山達(dá)到生產(chǎn)安全與經(jīng)濟(jì)效益的最大化。

方案二：不同采深時采場穩(wěn)定性變化規(guī)律分析。由于毛坪礦礦體賦存較深，且目前已經(jīng)探明的深部礦體標(biāo)高在水平面以下(現(xiàn)狀開采標(biāo)高為670 m以上)，所以對毛坪礦而言，今后將面臨開采礦體越來越深的情形，而深度的增加又會導(dǎo)致地應(yīng)力的增大，因此，在地應(yīng)力越來越大的前提下，非常有必要對沿用既有采場結(jié)構(gòu)參數(shù)繼續(xù)開采深部礦體時采場穩(wěn)定性將產(chǎn)生何種變化規(guī)律等問題進(jìn)行探討。

2.2 模型建立

建立的計算模型如圖1所示。模型長×寬×高為70 m×30 m×70 m，即模型x方向70 m、y方向(進(jìn)路長)30 m、z方向(垂直方向)70 m，共劃分216 480個單元，228 997個節(jié)點。模型共分為2大塊，即圍巖(Ⅰ所示區(qū)域)和礦體(其余部分)，其中又將礦體劃分為不開挖礦體(Ⅱ所示區(qū)域)、已完成充填的上分層充填體頂板(Ⅲ所示區(qū)域)及跨度逐步增大的回采進(jìn)路(分別用Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ、Ⅷ表示)，其中Ⅳ為現(xiàn)狀進(jìn)路斷面3.5 m×3 m(跨度×高度，下同)，Ⅴ為擴(kuò)大斷面至4 m×3 m，Ⅵ為擴(kuò)大斷面至4.5 m×3 m，Ⅶ為擴(kuò)大至5 m×3 m，Ⅷ為擴(kuò)大至6 m×3 m。模型四周及底面用位移固定約束，模型中垂直應(yīng)力以自重應(yīng)力為主，水平應(yīng)力由于礦山未進(jìn)行地應(yīng)力實測，因此根據(jù)計算所得的側(cè)壓力系數(shù)λ對水平應(yīng)力進(jìn)行賦值，本構(gòu)模型選用M-C屈服準(zhǔn)則。由于礦體埋藏在一定深度，因此，需要在模型頂部施加荷載。各礦巖體的物理力學(xué)計算參數(shù)列于表1。

圖1 計算模型

表1 各礦巖計算參數(shù)Table 1 Calculation parameters of rocks and ores

3 計算結(jié)果分析

3.1 進(jìn)路跨度對采場穩(wěn)定性的影響

對圖1的計算模型進(jìn)行計算，可得不同進(jìn)路跨度時采場周邊的應(yīng)力計算結(jié)果(見表2)和應(yīng)力云圖(見圖2～圖3)。從最小主應(yīng)力云上看，采場受壓范圍不大且壓應(yīng)力值亦較小，但周邊均存在大量的拉應(yīng)力區(qū)，且隨著跨度的增加，進(jìn)路左幫接近頂板的位置拉應(yīng)力呈增大態(tài)勢，當(dāng)跨度超過5 m后，拉應(yīng)力值與計算中設(shè)定的充填體抗拉強(qiáng)度已非常接近，說明頂板存在破壞的可能；從最大主應(yīng)力和z方向應(yīng)力云圖上看，隨著跨度的增加，拉應(yīng)力和壓應(yīng)力值變化均不大，且均小于設(shè)定的充填體抗壓和抗拉強(qiáng)度值。

不難判斷，隨著跨度的增加，進(jìn)路的穩(wěn)定性確實會呈現(xiàn)逐漸下降的趨勢，尤其是在進(jìn)路左幫與頂板的交叉處，存在拉破壞的可能性較大。從本次計算情況看，進(jìn)路跨度不宜超過5 m，否則，頂板上的拉應(yīng)力將會超過充填體的抗拉強(qiáng)度，進(jìn)而導(dǎo)致充填體頂板的失穩(wěn)破壞。

表2 不同進(jìn)路跨度時最大應(yīng)力值
Table 2 Maximum stress at different drift span MPa

不同跨度/mz方向應(yīng)力拉應(yīng)力壓應(yīng)力最大主應(yīng)力拉應(yīng)力壓應(yīng)力最小主應(yīng)力拉應(yīng)力壓應(yīng)力3.5×30.11110.06830.20.24×30.1101.50.0723.50.20.44.5×30.1091.50.0754.50.20.65×30.1081.50.0754.50.40.66×30.1021.50.0754.50.50.6

圖2 不同進(jìn)路跨度時最小主應(yīng)力云圖

3.2 埋深對采場穩(wěn)定性的影響

由于自重應(yīng)力的大小與開采深度成正比，因此，擬通過改變施加在模型上表面的荷載大小來實現(xiàn)對不同埋深的模擬。本次計算共考慮了8、12、16、20和24 MPa 5種應(yīng)力情況，以上覆礦巖平均容重進(jìn)行換算，各應(yīng)力表示的礦體埋深大致近似為220、340、450、560和680 m。通過計算，可得不同埋深時采場周邊的應(yīng)力計算結(jié)果(見表3)和應(yīng)力云圖(見圖4～圖5)，由于篇幅所限，在此同樣僅列出部分計算結(jié)果。從最小主應(yīng)力結(jié)果上看，隨著埋深的增加，拉應(yīng)力基本保持不變，但壓應(yīng)力有逐漸增大的趨勢，且受壓范圍越來越小，進(jìn)路底部受壓、兩幫及頂板受拉；從最大主應(yīng)力云圖上看，隨著埋深的增加，拉應(yīng)力逐漸減小為0，壓應(yīng)力逐步增大，當(dāng)埋深為560 m(即自重應(yīng)力為20 MPa)時，進(jìn)路四周大部分區(qū)域的壓應(yīng)力均達(dá)到了5 MPa，而且進(jìn)路四周均呈現(xiàn)受壓狀態(tài)；從z方向應(yīng)力云圖上看，隨著埋深的增加，拉應(yīng)力值逐漸增大且范圍亦越來越大，壓應(yīng)力范圍越來越小，當(dāng)埋深達(dá)到560 m時，壓應(yīng)力區(qū)域僅在進(jìn)路左下角出現(xiàn)，而其他范圍全部由受壓變成了受拉狀態(tài)；塑性區(qū)分布規(guī)律亦比較類似，當(dāng)埋深小于560 m時，進(jìn)路四周均無塑性區(qū)，而當(dāng)超過560 m后，在進(jìn)路左幫下部出現(xiàn)了少部分塑性區(qū)，若埋深繼續(xù)增大到680 m，塑性區(qū)范圍明顯擴(kuò)大，說明進(jìn)路穩(wěn)定性越來越差、發(fā)生失穩(wěn)破壞的概率越來越高。

表3 不同埋深時最大應(yīng)力值
Table 3 Maximum stress at different buried depth MPa

不同埋深/mz方向應(yīng)力拉應(yīng)力壓應(yīng)力最大主應(yīng)力拉應(yīng)力壓應(yīng)力最小主應(yīng)力拉應(yīng)力壓應(yīng)力2200.0890.5～10.0801～20.20.23400.1110.5～10.0671～30.40.24500.1350.5～1.50.0501～50.40.2～0.45600.3130.5～1.501～50.4～0.60.86800.6260.5～1.501～80.4～0.60.8

可以看出，深度的增加會導(dǎo)致進(jìn)路頂板拉應(yīng)力值的增大，進(jìn)而影響到采場的穩(wěn)定性。從本次計算條件與結(jié)果看，當(dāng)埋深達(dá)到并超過600 m時，采場頂板充填體將可能會受拉破壞。

圖4 不同埋深時最小主應(yīng)力云圖

圖5 不同埋深時z方向應(yīng)力云圖

4 結(jié) 論

(1)隨著跨度的增加，進(jìn)路的穩(wěn)定性確實會呈現(xiàn)逐漸下降的趨勢，尤其是在進(jìn)路左幫與頂板的交叉處，存在拉破壞的可能性較大。從本次計算情況看，進(jìn)路跨度不宜超過5 m，否則，頂板上的拉應(yīng)力將會超過充填體的抗拉強(qiáng)度。

(2)深度的增加同樣會導(dǎo)致進(jìn)路頂板拉應(yīng)力值的增大、進(jìn)而降低采場的穩(wěn)定性。從本次計算條件與結(jié)果看，當(dāng)埋深達(dá)到600 m左右時，采場頂板充填體將會受拉破壞。

(3)對于礦體延伸長度較大的礦體開采而言，由于隨著埋深的增加礦體本身的賦存條件發(fā)生了改變，因此，必須認(rèn)真分析外部條件的改變對采場穩(wěn)定性的影響程度，以保證生產(chǎn)期間的采場穩(wěn)定和生產(chǎn)安全。

[1] 蔡美峰．巖石力學(xué)與工程[M]．北京：科學(xué)出版社，2002． Cai Meifeng.Rock Mechanics and Engineering[M].Beijing：Science Press，2002.

[2] 江興元，史俊偉，張興國，等．尾砂充填連續(xù)開采采場頂板穩(wěn)定性數(shù)值分析[J]．金屬礦山，201l(11)：37-40. Jiang Xingyuan，Shi Junwei，Zhang Xinguo，et a1.Numerical analysis on roof stability in continuous mill tailings filling stope[J].Metal Mine，2011(11):37-40.

[3] 王國富，張超凡，張法全，等．分段采礦法采場穩(wěn)定性分析[J]．金屬礦山，2011(9)：65-67. Wang Guofu，Zhang Chaofan，Zhang Faquan，et al.Stope stability analysis for the sublevel mining method[J].Metal Mine，201l(9):65-67.

[4] 豐裕軍.下向分層膠結(jié)充填采礦法在我國巖金地下礦山的應(yīng)用與發(fā)展[J].黃金，2000,21(8)：19-22. Feng Yujun.The application and development of the mining method of downward slice and consolidated fill in the rock gold mining of underground mine[J].Gold，2000,21(8):19-22.

[5] 曹宗權(quán)，邵 海，高衛(wèi)宏,等.基于FLAC3D的下向進(jìn)路膠結(jié)充填采場參數(shù)研究[J].有色金屬科學(xué)與工程，2011,2(6)：74-78. Cao Zongquan，Shao Hai，Gao Weihong，et al.Parameters of cemented underhand heading stope based on FLAC3Danalysis[J].Nonferrous Metals Science and Engineering，2011,2(6):74-78.

[6] 廖 亮.下向膠結(jié)充填采礦法采場結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化及穩(wěn)定性研究[D].贛州：江西理工大學(xué),2011. Liao Liang.Stability Analysis and Optimization of Stope Structural Parameters of Underhand Drift Cut-fill Stoping Mining[D].Ganzhou:Jiangxi University of Science and Technology，2011.

[7] 邱景平，辛國帥，張世玉,等.特大型地下礦山膠結(jié)充填采場結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化[J].金屬礦山，2013(4)：1-4. Qiu Jingping，Xin Guoshuai，Zhang Shiyu，et al.Research on structural parameters optimization of cementing filling stope for super large underground mine[J].Metal Mine，2013(4):1-4.

[8] 劉恩彥，張欽禮，吳 鵬,等.后觀音山鐵礦采場結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化研究[J].金屬礦山，2011(9)：33-35. Liu Enyan，Zhang Qinli，Wu Peng，et al.Stope structure parameters optimization of Houguanyin Mountain[J].Metal Mine，2011(9):33-35.

(責(zé)任編輯 徐志宏)

Optimization of Stope Structure Parameter of Downward Drift Slicing and Cementing Fill Mining Method in Maoping Lead-zinc Mine

Zhou Gaoming1Li Kegang2Yu Shizhao1Wu Shunjiang1
(1.YihangChihongMiningCo.，Ltd.，Yiliang657602，China；2.FacultyofLandResourceEngineering，KunmingUniversityofScienceandTechnology，Kunming650093，China)

In order to discuss the rationality of stope structure parameters of downward drift slicing and cementing fill mining method in Maoping lead-zinc mine，the stope stability at different drift section size and buried depth were calculated by the numerical simulation method，and the change rules of stress and plastic zones of backfill roof and stope surrounding were analyzed systematically.The results show that：with the increasing of drift span and buried depth，the tensile stress at stope surrounding rock also increases gradually.When the drift span reaches 5 m，the tensile stress is very close to tensile strength of backfill，and if the mining depth over 560 m，the tensile stress zone almost expands to the whole surrounding rock，which indicates that the stope stability has reduced，and the stope is likely to fail.From the calculation results，the maximum drift span should not exceed 5 m at the current mining depth(the depth is 400～450 m)，and if we continue to deep mining at 3.5 m drift span，the biggest mining depth should be less than 600 m.Otherwise，it is hard to ensure the stope stability.

Downward cementing fill，Stope stability，Stope structure parameter，Section optimization

2014-10-15

國家自然科學(xué)基金項目(編號：41362013)。

周高明(1967—)，男，高級工程師。

TD 853.34

A

1001-1250(2015)-01-039-04