層狀傾斜礦體礦柱穩(wěn)定性特征及礦房參數(shù)優(yōu)化

葉海旺 龍貴川 王其洲 雷 濤 李 寧

（1.武漢理工大學(xué)礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，湖北武漢430070；2.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院，湖北武漢430070）

磷是不可再生的礦產(chǎn)資源，主要以礦物的形式 存在，其廣泛應(yīng)用于農(nóng)業(yè)、化工、輕工業(yè)、醫(yī)療等行業(yè)，在全球范圍內(nèi)已成為一種戰(zhàn)略性資源［1］。國內(nèi)外磷礦床類型主要有海相沉積型、巖漿型、變質(zhì)型和鳥糞堆積型，其中以海相沉積型為主，巖漿型次之［2］。磷礦層的層理發(fā)育、脆性較強(qiáng)，因此磷礦床的地下開采大多使用空場法［3-4］。

房柱法是礦產(chǎn)資源地下開采中的常用方法，對于層理發(fā)育的磷礦床有較強(qiáng)的適用性。張衛(wèi)中等［5］針對楚烽磷礦原采礦方法效率低下、空區(qū)管理困難等問題，提出了錨桿（索）聯(lián)合護(hù)頂分層開采的切頂房柱法，效果良好。董凱程等［6］基于某復(fù)雜條件下磷礦床開采條件，對開采方案進(jìn)行了優(yōu)選，提出了適用于多層礦體的機(jī)械化高效分層掘進(jìn)式房柱采礦法，優(yōu)化了回采順序和落礦出礦方式。李小雙等［7］采用相似模擬試驗(yàn)優(yōu)化了云南晉寧磷礦的房柱法采場結(jié)構(gòu)參數(shù)，滿足了安全合理的開采要求。成建等［8］針對云南某緩傾斜磷礦床賦存條件，利用數(shù)值方法進(jìn)行了礦柱尺寸比選，結(jié)合巖體應(yīng)力及塑性區(qū)分析，得出礦柱最優(yōu)尺寸，并提出了機(jī)械化房柱采礦法。張先萌等［9］針對傾斜中厚磷礦體，利用數(shù)值方法計算了采場圍巖應(yīng)力和位移分布規(guī)律，為工程實(shí)踐提供了依據(jù)。劉杰［10］采用現(xiàn)場監(jiān)測和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，得出了采空區(qū)上覆巖層移動的一般規(guī)律和采空區(qū)破壞趨勢及形式，并對采場的結(jié)構(gòu)參數(shù)進(jìn)行了優(yōu)化，得到最優(yōu)的采場參數(shù)。李耀基等［11］運(yùn)用FLAC3D對某露天轉(zhuǎn)地下磷礦的房柱法采礦與崩落法采礦進(jìn)行了對比研究，分析了兩種采礦方法的采場圍巖應(yīng)力變化趨勢，結(jié)果表明，房柱法頂板卸壓程度低、垮落面積小。此外，也有不少學(xué)者對磷礦床地下開采方法進(jìn)行了類似研究［12-17］。

上述研究思路大致是圍繞傾角較小且埋深變化范圍不大的礦體，基于房柱法開采方式，采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)測等方法對地下磷礦床圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行分析，針對層狀傾斜磷礦體的研究成果較少，尤其是埋深變化范圍較大的層狀磷礦床，其礦柱及礦房圍巖穩(wěn)定性隨著賦存條件的變化而出現(xiàn)顯著差異。本研究以湖北某磷礦層狀傾斜磷礦體賦存條件為基礎(chǔ)，針對礦體開采過程中礦柱淺層巖體嚴(yán)重剝落的破壞特征，采用極限強(qiáng)度理論和數(shù)值模擬方法，分析礦柱埋深、礦柱尺寸、礦柱間距等因素對礦柱安全系數(shù)和穩(wěn)定性的影響規(guī)律，提出該磷礦房柱法開采的指導(dǎo)參數(shù)。

1 工程概況

1.1 礦體地質(zhì)條件

湖北某磷礦礦體呈層狀和塊狀產(chǎn)出，完整性較好，開采范圍內(nèi)礦體傾角為10°～24°，平均約20°，礦層厚度為1.47～10.66 m，平均5.46 m，其厚度變化較穩(wěn)定，礦層埋深300～700 m，屬于埋深變化顯著的層狀傾斜礦體。礦層頂板為硅質(zhì)白云巖，層位穩(wěn)定，巖層連續(xù)性和完整性好，巖性堅硬、強(qiáng)度高、節(jié)理裂隙不發(fā)育。礦層底板為黑色含磷泥巖，較軟弱、強(qiáng)度低，工程地質(zhì)條件屬于中等穩(wěn)定類型。礦床勘探線剖面如圖1所示。

1.2 礦體開采方案

根據(jù)礦體賦存條件，采用脈內(nèi)開拓盤區(qū)普通房柱采礦法開采。盤區(qū)沿礦體走向布置，一個盤區(qū)包含4個礦塊，礦塊長200 m，高度為分段高度，即30 m；礦塊傾斜長度按照分段高度30 m和平均傾角20°設(shè)計為87.7 m。左右礦塊間留寬16 m的連續(xù)礦柱，頂?shù)字刈呦虿贾茫卸芜\(yùn)輸巷布置在頂?shù)字?，間柱偽傾斜布置。在礦塊內(nèi)沿走向水平布置礦房，礦房內(nèi)留規(guī)則的礦柱，礦柱尺寸一般為5 m×5 m，沿走向、傾向間隔分別為11 m、9 m。

1.3 礦柱及礦房圍巖破壞特征

磷礦體開采導(dǎo)致巖體應(yīng)力重新分布，致使礦柱頂?shù)装鍑鷰r應(yīng)力集中，增加礦柱自身荷載。礦房和礦柱的變形特征如圖2所示。礦柱表面呈現(xiàn)較為破碎的狀態(tài)，礦柱和頂板底板接觸區(qū)域破壞程度較小，巖石剝離程度輕，中部區(qū)域破壞程度大，巖石剝落明顯，整體形態(tài)呈內(nèi)凹弧形。其原因?yàn)椋旱V體開采導(dǎo)致原礦柱受力狀態(tài)由三向受力轉(zhuǎn)變?yōu)閱蜗蚴芰?，在礦柱及其頂?shù)装鍑鷰r產(chǎn)生集中應(yīng)力，礦柱承受壓剪荷載。當(dāng)荷載超過其極限強(qiáng)度時，礦柱淺表巖體出現(xiàn)楔形壓剪破壞特征；頂?shù)装迮c礦柱的受壓面上存在較大摩擦力，礦柱在頂?shù)装甯浇鼨M向變形受限，位移程度較小，故巖石剝離較少，而礦柱中部臨空，導(dǎo)致出現(xiàn)上述破壞特征。

2 層狀傾斜礦層礦柱極限強(qiáng)度分析

由礦柱破壞的極限強(qiáng)度理論可知，當(dāng)其內(nèi)部應(yīng)力超過允許的某一臨界值時，礦柱就會失去承載能力，造成礦柱破壞［18］。當(dāng)考慮一定的安全系數(shù)時，基于極限強(qiáng)度理論的礦柱穩(wěn)定性判據(jù)為

式中，σ柱為礦柱內(nèi)部應(yīng)力，MPa；σc為礦柱抗壓強(qiáng)度，MPa；k為安全系數(shù)。

由于礦柱周圍環(huán)境和自身內(nèi)部節(jié)理裂隙等因素的影響，礦柱強(qiáng)度將有所降低，礦柱整體抗壓強(qiáng)度小于原巖抗壓強(qiáng)度，通常有下式成立：

式中，λ為折減系數(shù)，一般取0.5～0.85；σcm為巖石抗壓強(qiáng)度，MPa。

礦體開采后，保留礦柱的受力狀態(tài)由初始三向受力轉(zhuǎn)變?yōu)閱蜗蚴芰?。在單向受力狀態(tài)下，礦柱內(nèi)部應(yīng)力可按照分載面積法來計算［19-21］，如圖3所示。根據(jù)分載面積法原理，原本未開采狀態(tài)下施加于所有礦巖的上覆載荷全部轉(zhuǎn)移到保留的礦柱，并由礦柱承受所有的上覆載荷。因此，礦柱內(nèi)部應(yīng)力σ柱可以進(jìn)行如下計算：

式中，γ為上覆巖體平均容重，N/m3；H為開采深度，m；b為保留礦柱寬度，m；l為采出礦房寬度，m。

2.1 不同埋深條件下礦柱失穩(wěn)風(fēng)險判斷

工業(yè)磷礦層Ph13均隱伏于地下，礦體埋藏深度西部最小，中部其次，東部最大。礦體中部上方的巖層以白云巖以及白云質(zhì)灰?guī)r為主，計算礦柱應(yīng)力時，簡化為白云巖來計算，埋深300～700 m。白云巖密度為2 850 kg/m3，Ph13礦巖抗壓強(qiáng)度為47.4 MPa，礦床巖石力學(xué)參數(shù)取值見表1。

由上述數(shù)據(jù)及房柱尺寸可計算得到礦房開采后不同埋深條件下礦柱的平均應(yīng)力，并與其極限強(qiáng)度對比，從而判定其穩(wěn)定性，結(jié)果見表2。

由表2可知：隨著礦體埋深增加，礦柱內(nèi)部應(yīng)力也逐漸增大。在埋深500 m、礦柱尺寸為5 m×5 m、礦房跨度為9 m時，礦柱安全系數(shù)為1.09，所受應(yīng)力臨近礦柱自身強(qiáng)度，有失穩(wěn)的風(fēng)險；埋深超過600 m時，安全系數(shù)已經(jīng)遠(yuǎn)小于給定要求，礦柱會發(fā)生失穩(wěn)破壞。

2.2 不同礦柱尺寸和間距條件下礦柱失穩(wěn)風(fēng)險判斷

基于上述分析可知，隨著埋深增加，礦柱發(fā)生失穩(wěn)的風(fēng)險陡增，埋深超過600 m后表現(xiàn)得較為明顯。從安全角度出發(fā)，礦柱臨近破壞極限時應(yīng)進(jìn)行保護(hù)。因此，在埋深500 m基礎(chǔ)上考慮采用增大預(yù)留礦柱尺寸和減小礦柱間距的方案，減小礦柱內(nèi)部應(yīng)力，提高礦柱穩(wěn)定性。不同工況下礦柱應(yīng)力及安全系數(shù)的計算結(jié)果如表3和表4所示。

由表3和表4可知：在礦柱間距保持不變的情況下，增大礦柱尺寸，即將原定5 m×5 m礦柱增大到6 m×6 m后，礦柱安全系數(shù)由1.09增加到1.19，能夠保證礦柱穩(wěn)定，滿足磷礦開采要求。同理，當(dāng)保持預(yù)留礦柱尺寸不變時，通過減小礦柱間距，也能減小礦柱內(nèi)部應(yīng)力，從而增大其安全系數(shù)；礦柱間距選擇為9 m時，其安全系數(shù)為1.09，礦柱較不穩(wěn)定；當(dāng)間距減小到7 m時，安全系數(shù)增加到1.29，可以保證礦柱穩(wěn)定，滿足開采要求。

3 層狀傾斜礦體礦柱穩(wěn)定性特征

3.1 數(shù)值分析模型

針對磷礦床賦存條件以及開采礦體時對礦房圍巖的影響范圍，將研究范圍局限于磷礦層開采的某個區(qū)域。通過設(shè)置形狀規(guī)則且不同尺寸的礦柱及其不同間距，實(shí)現(xiàn)對于整個開采過程的模擬。模型長×寬×高=88 m×37 m×109 m，其中，沿磷礦層走向設(shè)置3排礦柱。材料屈服準(zhǔn)則選用摩爾-庫倫準(zhǔn)則，具體參數(shù)取值見表1，以5 m×5 m礦柱、礦柱間距9 m為例構(gòu)建的計算模型如圖4所示。

模擬礦房開挖時，按照圖4中1、2、3、4的順序經(jīng)4步開采形成礦柱和礦房，記錄礦柱的應(yīng)力變化、橫向位移及礦房頂板中部垂直位移量。在上述計算模型的基礎(chǔ)上，按照不同的礦柱尺寸和礦柱間距分別構(gòu)建計算模型，分析不同采場結(jié)構(gòu)參數(shù)對礦柱應(yīng)力和礦房頂板垂直變形的影響。在數(shù)值模擬計算中設(shè)計了下列工況：礦柱尺寸為5 m×5 m、6 m×6 m、7 m×7 m、8 m×8 m和礦柱間距為5、6、7、8、9 m。

3.2 不同埋深條件下礦柱穩(wěn)定性特征

通過分析500 m埋深下采空區(qū)頂板位移特征（圖5）可知：采空區(qū)頂板整體下沉顯著，且相鄰礦房頂板下沉范圍相互貫通，橫跨整個采空區(qū)，并呈現(xiàn)拱形分布，說明礦房開采對頂板下沉的影響范圍較大；而礦柱支承部位巖體變形相對較小，此區(qū)域之外的巖體產(chǎn)生了較大位移。

不同埋深下，采空區(qū)頂板位移變化特征如圖6所示。分析圖6可知：隨著開采深度增加，礦柱兩側(cè)頂板下沉量都在逐漸增大。對比不同埋深條件下的礦房頂板位移量可知：礦房埋深300 m時，左側(cè)頂板下沉45.37 mm，右側(cè)頂板下沉47.17 mm；400 m時，左側(cè)頂板下沉65.63 mm，右側(cè)頂板下沉68.23 mm；500 m時，左側(cè)頂板下沉88.65 mm，右側(cè)頂板下沉92.17 mm；600 m時，左側(cè)頂板下沉113.6 mm，右側(cè)頂板下沉117.46 mm。由此表明：埋深越大，采空區(qū)頂板位移也越大，并且按照線性遞增函數(shù)關(guān)系變化。

通過分析不同埋深下礦柱橫向位移變化特征（圖7）可知：隨著開采深度增加，礦柱兩側(cè)橫向位移量都在逐漸增大，且礦柱的橫向位移受開采步驟的影響較為明顯，礦柱左側(cè)由于先開采形成空區(qū)，在每一步開采中位移量增加都比較明顯；而右側(cè)的橫向位移量幾乎全部來自于最后一步開采過程。

不同埋深下礦柱應(yīng)力變化特征如圖8所示。分析該圖可知：隨著礦層埋深不斷增加，開采后形成的礦柱內(nèi)應(yīng)力整體呈增加趨勢，礦柱內(nèi)應(yīng)力均為壓應(yīng)力，且在第4步開挖形成完整礦柱后達(dá)到最大值，應(yīng)力值隨深度變化呈線性增大，分別為24.711、32.826、41.597、51.379 MPa。

對比礦柱應(yīng)力理論計算和數(shù)值分析結(jié)果（圖9）可知：采用分載面積法計算獲得的理論分析結(jié)果與數(shù)值模擬結(jié)果基本吻合，且隨著埋深變化趨勢一致。隨著礦層埋深不斷增加，開采后形成的礦柱內(nèi)應(yīng)力整體呈線性增加趨勢。此外，相對于理論計算結(jié)果，模擬結(jié)果偏大，分析其誤差來源可知，在理論計算時以礦柱沿礦層傾向方向?yàn)榛A(chǔ)來計算，此時礦柱間距均為9 m，但實(shí)際計算模型中，沿礦層走向方向的礦柱間距為11 m，從空間分布上來看，每根礦柱所承受的上覆載荷相較于理論計算值更大一些。

基于極限強(qiáng)度理論計算的礦柱理論安全系數(shù)與數(shù)值模擬計算的安全系數(shù)如圖10所示。由圖10可知：理論計算結(jié)果和模擬結(jié)果基本相同，隨著礦層埋深不斷增加，開采后形成的礦柱安全系數(shù)逐漸減小。這是因?yàn)樵谝欢l件下，礦柱極限強(qiáng)度保持不變，但隨著埋深增大，礦柱承受的上覆載荷逐漸增大，導(dǎo)致礦柱內(nèi)的應(yīng)力逐漸增大甚至逼近礦柱破壞的極限強(qiáng)度，導(dǎo)致礦柱失穩(wěn)，在數(shù)值上則體現(xiàn)為安全系數(shù)不斷減小。根據(jù)極限強(qiáng)度理論，礦柱安全系數(shù)k≥1時，可以認(rèn)為礦柱所受荷載仍處于安全范圍內(nèi)。由此可知，在當(dāng)前開采條件下，礦層埋深小于500 m時，設(shè)計礦柱間距為9 m、預(yù)留5 m×5 m規(guī)則礦柱基本可以保證礦柱穩(wěn)定；但隨著開采繼續(xù)向深部延伸，礦柱面臨失穩(wěn)風(fēng)險，此時需要采取相應(yīng)的措施來改善礦柱的受力狀況，以保證開采作業(yè)安全進(jìn)行。

3.3 不同礦柱尺寸下礦柱穩(wěn)定性特征

由上述分析可知，采用9 m礦柱間距且預(yù)留5 m×5 m規(guī)則礦柱的采場參數(shù)時，在開采深度大于500 m后，礦柱安全系數(shù)已經(jīng)低于工程要求，將出現(xiàn)礦柱失穩(wěn)現(xiàn)象。因此，基于分載面積法基本原理，從兩方面采取措施提高礦柱穩(wěn)定性：①在保持礦柱間距不變的情況下，增大礦柱尺寸；②在保持礦柱尺寸不變的情況下，減小礦柱間距。因此，在500 m采深工況下，本研究擬采用這兩種方法改善礦柱穩(wěn)定性。

礦柱兩側(cè)頂板位移變化特征如圖11所示。由圖11可知：礦柱兩側(cè)頂板位移變化趨勢和前述規(guī)律基本相同，頂板下沉量都保持在80 mm左右，且隨著礦柱尺寸的改變，頂板位移量變化很小，說明在礦柱間距不變的情況下，礦柱尺寸是影響頂板位移的次要因素。因此，為了有效控制礦房頂板變形，有必要綜合考慮優(yōu)化礦房參數(shù)。

礦柱兩側(cè)橫向位移變化曲線如圖12所示。分析圖12可知：隨著礦柱尺寸增大，礦柱兩側(cè)橫向位移量都在逐漸減小，其中，左側(cè)圍巖變形量由66.84 mm減小至42.79 mm左右，右側(cè)圍巖變形量由63.79 mm減小為40.16 mm。但隨著開挖進(jìn)行，位移變化趨勢未出現(xiàn)顯著變化。上述分析表明：在礦柱間距不變的情況下，礦柱尺寸是影響礦柱橫向變形的關(guān)鍵因素之一，在工程實(shí)踐中可通過增大礦柱尺寸改善礦柱維護(hù)狀況。

此外，由圖13可知，增加礦柱尺寸后，其內(nèi)部應(yīng)力整體呈減小趨勢，礦柱的安全系數(shù)則呈現(xiàn)線性增加特征。同時，當(dāng)?shù)V柱尺寸由5 m×5 m增加到6 m×6 m時，礦柱安全系數(shù)由之前的1.051提高到1.163，可以滿足工程要求。說明隨著開采深度的增加，可以通過增大預(yù)留礦柱尺寸來改善礦柱的受力狀態(tài)，避免礦柱因承載過大而產(chǎn)生失穩(wěn)破壞。

3.4 不同礦柱間距條件下礦柱穩(wěn)定性特征

不同間距下礦柱兩側(cè)頂板位移變化特征如圖14所示。由圖14可知：兩側(cè)頂板位移變化趨勢和前述規(guī)律基本相同，且隨著礦柱間距增大，頂板位移量也逐漸增大，說明在礦柱尺寸不變的情況下，改變礦柱間距能顯著影響礦房頂板位移量，可見礦柱間距是決定礦房圍巖穩(wěn)定的主要因素。

不同礦柱間距下礦柱兩側(cè)橫向位移變化特征如圖15所示。分析該圖可知：隨著礦柱間距減小，礦柱兩側(cè)橫向位移量隨之逐漸減小，當(dāng)?shù)V柱間距由9 m減小至7 m時，左側(cè)位移減小了15.92 mm，右側(cè)位移減小了15.04 mm，明顯降低了礦柱變形量，改善了礦柱受力狀態(tài)，提高了礦柱穩(wěn)定性。

通過對比分析礦柱應(yīng)力及安全系數(shù)的理論計算值與模擬值（圖16）可知：隨著礦柱間距減小，開采后礦柱內(nèi)應(yīng)力整體呈減小趨勢，礦柱安全系數(shù)呈現(xiàn)增加規(guī)律。當(dāng)?shù)V柱間距由9 m減小到7 m時，礦柱安全系數(shù)由之前的1.051提高到1.236，可以滿足工程要求，說明減小礦柱間距可以顯著改善礦柱受力狀態(tài)，避免礦柱出現(xiàn)過載失效。

3.5 礦柱及礦房圍巖塑性區(qū)分布特征

不同埋深條件下采場圍巖塑性區(qū)分布如圖17所示。由圖17可知：礦房頂?shù)装鍑鷰r拉破壞區(qū)域分布范圍較大。隨著埋深增加，礦柱沿豎直方向上中間部位出現(xiàn)塑性破壞區(qū)，且埋藏越深礦柱塑性區(qū)范圍越大，與現(xiàn)場觀測結(jié)果吻合，表明現(xiàn)場出現(xiàn)的礦柱表面巖層剝落主要為礦柱受壓所導(dǎo)致的淺表圍巖拉裂破壞，且埋藏越深破壞越嚴(yán)重。

通過分析不同礦柱尺寸條件下塑性區(qū)分布特征（圖18）可知：在相同埋深和礦房跨度條件下，采空區(qū)頂?shù)装逅苄詤^(qū)范圍減小幅度較小，礦柱沿豎直方向上，中間部位均出現(xiàn)塑性區(qū)，與現(xiàn)場觀測結(jié)果吻合。增加礦柱尺寸的作用表現(xiàn)為：①減小礦柱內(nèi)部應(yīng)力從而提高其穩(wěn)定性；②將礦柱兩側(cè)原本貫通的塑性區(qū)隔離開，避免出現(xiàn)大范圍裂隙貫通破壞。

不同礦房跨度條件下塑性區(qū)分布特征如圖19所示。分析該圖可知：礦房跨度減小，礦房頂板和底板的塑性區(qū)深度和范圍也隨之減小，礦柱兩側(cè)原本貫通的塑性區(qū)域分離，減小了頂板冒落風(fēng)險。

4 工程實(shí)例

目前，該磷礦在開采時采用房柱法，在礦塊內(nèi)沿走向水平布置礦房，礦房內(nèi)留規(guī)則的礦柱，礦柱尺寸為5 m×5 m，沿礦層走向間隔9 m?，F(xiàn)場實(shí)踐中，開采埋藏深度為400 m的礦體時，礦柱表面巖石剝落程度較輕、礦柱整體形態(tài)完整（圖20）；采深增加至500 m，礦柱表面呈現(xiàn)破碎狀態(tài)，礦柱中間部分巖石剝落破壞程度較大，巖石剝落明顯，礦柱整體形態(tài)呈內(nèi)凹弧形（圖2）。更深處的采場圍巖應(yīng)力更加復(fù)雜，礦柱破壞以及頂板變形更加明顯，當(dāng)前的開采方案無法取得良好效果，需要進(jìn)一步優(yōu)化礦柱及采場參數(shù)。

根據(jù)前述研究成果，選取500 m埋深的兩個礦房，其中一處將礦柱沿走向布置的間距改變?yōu)? m，礦柱尺寸不變，作為新型采場參數(shù)試驗(yàn)礦房；另一處使用原有礦房參數(shù)，作為對比試驗(yàn)礦房。在開采過程中，為了掌握礦柱變形規(guī)律，定期對礦柱中部表面進(jìn)行位移監(jiān)測，觀測頻率為2 d/次。結(jié)果如圖21所示。當(dāng)?shù)V柱間距為9 m時，礦柱中部表面位移收斂速率逐漸由大變小，在22 d時趨于穩(wěn)定，變形收斂值為79 mm；礦柱間距減小為7 m時，礦柱中部位移收斂速率更早趨于穩(wěn)定，在18 d左右達(dá)到穩(wěn)定，變形收斂值為67 mm，且礦柱淺表巖體未出現(xiàn)剝落破壞特征。由此表明：在深部復(fù)雜應(yīng)力環(huán)境下采用優(yōu)化后的礦柱和采場參數(shù)是可行的，并且顯著提高了礦柱和采場圍巖穩(wěn)定性。

5 結(jié)論

湖北某磷礦礦體具有大傾角和埋深變化范圍大的賦存特點(diǎn)，針對其開采過程中礦柱淺層巖體嚴(yán)重剝落的破壞特征，采用極限強(qiáng)度理論和數(shù)值模擬方法，分析了礦柱埋深、尺寸、間距等因素對礦柱安全系數(shù)和穩(wěn)定性的影響規(guī)律，提出了該礦房柱法開采的指導(dǎo)參數(shù)。得出如下結(jié)論：

（1）對于埋深變化顯著的層狀傾斜磷礦床而言，當(dāng)采深小于500 m時，采用當(dāng)前采場布置參數(shù)可以保證礦柱安全；但采深超過500 m后礦柱將出現(xiàn)失穩(wěn)破壞特征，需采用增大礦柱尺寸或減小礦房跨度等方案，提高礦柱及礦房頂?shù)装鍑鷰r的穩(wěn)定性。

（2）礦柱尺寸是控制礦房頂板下沉的次要因素，卻可以顯著減小礦柱橫向變形，即礦柱尺寸是決定礦柱變形的主要因素。當(dāng)采用9 m礦柱間距時，將礦柱尺寸增大至6 m×6 m可有效減小礦柱變形量。

（3）礦柱間距是決定礦房頂板圍巖穩(wěn)定性和礦柱變形程度的主要因素。工程實(shí)踐表明：當(dāng)埋深超過500 m后，采用5 m×5 m的礦柱尺寸，并將礦柱間距減小至7 m，可顯著減小礦柱及礦房圍巖變形，有效降低礦柱荷載，使其處于穩(wěn)定狀態(tài)。

（4）本研究采用的礦柱荷載理論模型即分載面積法計算模型仍是以水平礦體賦存特征為假設(shè)條件，后續(xù)需進(jìn)一步優(yōu)化以建立傾斜礦體礦柱荷載理論模型，為復(fù)雜賦存條件下磷礦床礦柱參數(shù)優(yōu)化提供理論依據(jù)。