李勝輝 王立杰 劉志義 王慶剛 盧宏建 耿 帥

（1.河北鋼鐵集團(tuán)沙河中關(guān)鐵礦有限公司，河北邢臺(tái)054100；2.華北理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，河北唐山063210）

采場結(jié)構(gòu)參數(shù)不僅影響采礦生產(chǎn)安全，更與采礦作業(yè)效率密切相關(guān)［1］。進(jìn)行采場穩(wěn)定性分析及結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化研究，以推薦合理的采場結(jié)構(gòu)參數(shù)，對(duì)礦山安全生產(chǎn)具有重要的指導(dǎo)意義［1］。國內(nèi)外學(xué)者徐文彬、尹升華、郭陽等將礦房礦柱理論應(yīng)用于空場采礦法采場穩(wěn)定性分析［2-4］；郭然、徐坤明、李愛兵、尚精華、董金奎、孔德闊等應(yīng)用Mathew穩(wěn)定圖表法用于采場穩(wěn)定性分析及結(jié)構(gòu)參數(shù)設(shè)計(jì)［5-10］；張小華、胡國斌等將Mathew法用于深部采場穩(wěn)定性分析［11-12］。本研究結(jié)合礦房礦柱承載機(jī)理與Mathew穩(wěn)定圖表法對(duì)某鐵礦復(fù)雜破碎礦體試驗(yàn)采場穩(wěn)定性進(jìn)行分析，并提出改進(jìn)方案。

1 試驗(yàn)采場概況

某鐵礦屬矽卡巖型磁鐵礦床，礦體既產(chǎn)于巖漿巖與灰?guī)r接觸面又充填于灰?guī)r層間隙中，溶裂隙較為發(fā)育，其礦體頂板主要為結(jié)晶灰?guī)r或大理巖，局部為矽卡巖、角礫狀灰?guī)r、構(gòu)造角礫巖，底板主要為蝕變閃長巖及矽卡巖，少量為結(jié)晶灰?guī)r及大理巖。其礦床地質(zhì)條件較為復(fù)雜，整體穩(wěn)固性較差。統(tǒng)計(jì)表明礦山以厚大礦體為主，設(shè)計(jì)主要采用大直徑深孔鑿巖階段空場嗣后尾砂膠結(jié)充填的采礦工藝。一步采礦房和二步采礦柱間隔布置，先回采礦房并進(jìn)行充填，再回采礦柱并進(jìn)行充填。

設(shè)計(jì)試驗(yàn)礦房7#S1尺寸為75 m×15 m×60 m，采用階段空場嗣后充填采礦法，階段高度60 m。結(jié)合礦巖穩(wěn)定性，采場擬分3層穿孔爆破，-230～-215 m、-215～-200 m段采用上向扇形中深孔，-170 m開挖鑿巖硐室并在硐室內(nèi)施工至-200 m段的下向大直徑深孔。待全部鑿巖穿孔完成后，擬分三段進(jìn)行爆破回采，擬爆破先后順序?yàn)?215 m、-230 m、-170 m。-170 m鑿巖硐室設(shè)計(jì)支護(hù)方式為錨噴網(wǎng)支護(hù)，金屬網(wǎng)格100 mm×100 mm，采用?20 mm樹脂錨桿，間排距0.8 m×0.8 m，長度2.5 m?；炷翉?qiáng)度C20，噴漿厚度150 mm。-170 m水平設(shè)計(jì)深孔23排，-215 m水平設(shè)計(jì)中深孔35排，-230 m水平設(shè)計(jì)中深孔36排。礦山地質(zhì)條件復(fù)雜且破碎，為驗(yàn)證采礦方法的可行性，擬對(duì)試驗(yàn)礦房進(jìn)行采場穩(wěn)定性模擬分析和結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化研究。

2 試驗(yàn)采場潛在滑移風(fēng)險(xiǎn)分析

根據(jù)礦房礦柱承載機(jī)理，建立礦房礦柱力學(xué)模型，結(jié)合鐵礦相關(guān)巖石力學(xué)參數(shù)測試結(jié)果，計(jì)算得出礦柱潛在滑移面上部高度隨礦柱的寬度和礦體自身內(nèi)摩擦角的變化規(guī)律。結(jié)合礦房7#S1回采順序?qū)γ奥滹L(fēng)險(xiǎn)進(jìn)行分析。

2.1 礦房礦柱承載機(jī)理

礦房回采過程中礦柱的承載機(jī)理如圖1所示。由圖1可知，開采前一步采礦房和二步采礦柱均處于地應(yīng)力平衡狀態(tài)，如圖1（a）所示。當(dāng)進(jìn)行一步礦房回采時(shí)，隨著礦房空區(qū)的形成，此階段相鄰礦柱的應(yīng)力發(fā)生變化并變得較為集中［2-3］，故會(huì)出現(xiàn)片幫、開裂或頂板下沉，如圖1（b）所示。

2.2 礦房礦柱力學(xué)模型

礦房回采后相鄰礦柱的一側(cè)為空區(qū)，另一側(cè)為未回采的礦體，礦柱既承受頂部荷載P0又需承受自重應(yīng)力G，由此易造成滑移使礦柱受到剪切破壞，如圖2所示。隨著礦房空區(qū)越來越大，礦柱頂板上方應(yīng)力逐漸變化并形成拱形塑性區(qū)［4］，如圖3所示。

由分析可知，礦柱滑移同時(shí)受兩側(cè)滑移角范圍內(nèi)的圍巖側(cè)壓力和上部平衡拱塑性區(qū)內(nèi)礦巖自重壓應(yīng)力的雙重影響，其潛在滑移面高度可用式（1）進(jìn)行計(jì)算。

式中，α為礦體潛在滑移角，α=45°+φ/2，φ為礦體內(nèi)摩擦角；H為礦柱高度；B為礦柱寬度。

根據(jù)礦山巖體質(zhì)量分級(jí)測試結(jié)果，按式（1）計(jì)算可得出礦柱潛在滑移高度隨礦柱寬度的變化規(guī)律如圖4所示。由圖4可知，潛在滑移面上部高度主要在25～40 m之間。因此結(jié)合礦房7#S1回采順序分析可知，先采-215 m、后采-230 m、再采-170 m的回采順序易產(chǎn)生滑移的位置最早暴露，不利于礦柱的穩(wěn)定，使礦柱易發(fā)生片幫失穩(wěn)，導(dǎo)致頂板冒落。

3 試驗(yàn)采場穩(wěn)定性分析

基于Mathew法對(duì)礦房7#S1進(jìn)行模擬穩(wěn)定性分析，以此為依據(jù)對(duì)試驗(yàn)礦房的結(jié)構(gòu)參數(shù)提出改進(jìn)建議。

3.1 相關(guān)參數(shù)簡述

穩(wěn)定性分析過程中涉及到以下參數(shù)：

（1）穩(wěn)定性指數(shù)N：

式中，Q為巖體質(zhì)量指數(shù)；A為應(yīng)力系數(shù)；B為巖體缺陷方位修正系數(shù)；C為暴露面方位修正系數(shù)［2-3］。

（2）應(yīng)力系數(shù)A：

式中，σc為完整巖石的單軸抗壓強(qiáng)度；σ1為與暴露面方向平行的采礦誘導(dǎo)應(yīng)力。

（3）巖體缺陷方位修正系數(shù)B=0.2～0.8。

（4）暴露面方位修正系數(shù)C：

（5）礦房形狀系數(shù)：

式中，L為暴露面寬度；L1為暴露面長度。

3.2 Mathew法采場頂板穩(wěn)定性分析

礦山巖體質(zhì)量調(diào)查結(jié)果為以Ⅳ級(jí)為主，部分存在Ⅴ級(jí)和Ⅲ級(jí)。根據(jù)巖體質(zhì)量調(diào)查結(jié)果及工程揭露實(shí)際，取Q=1～4，A=1，B=0.2～0.8，C=1，根據(jù)式（2）計(jì)算得N=0.2～3.2?？紤]鑿巖硐室采取支護(hù)措施，結(jié)合圖1可知，當(dāng)以穩(wěn)定區(qū)為邊界時(shí)礦房形狀系數(shù)S=1.6～3.9；當(dāng)以不穩(wěn)定區(qū)為邊界時(shí)礦房形狀系數(shù)S=3.2～5.8。則不同跨度的礦房最大允許暴露面積隨形狀系數(shù)S的變化規(guī)律如圖5所示。

由圖5可知，當(dāng)以穩(wěn)定區(qū)為邊界時(shí)，礦房寬度為8～10 m時(shí)，最大允許暴露長度為35～55 m；當(dāng)?shù)V房寬度為11～15 m時(shí)，最大允許暴露長度為10～15 m?？紤]鑿巖硐室采取支護(hù)措施，則以不穩(wěn)定區(qū)為邊界，采場寬度為13 m以下時(shí)，最大允許暴露長度為80～100 m；礦房寬度為13～15 m時(shí)，最大允許暴露長度為50～65 m。

3.3 Mathew法采場側(cè)幫穩(wěn)定性分析

計(jì)算中取 Q=1～4，A=1，B=0.2～0.8，C=8，根據(jù)式（2）計(jì)算得N=1.6～25.6，考慮礦房側(cè)幫不采取支護(hù)措施，結(jié)合圖1可知此時(shí)采場形狀系數(shù)S=2.4～7.6，則不同高度的礦房最大允許暴露長度隨形狀系數(shù)S的變化規(guī)律如圖6所示。

由圖6可知，當(dāng)?shù)V房高度高于35 m時(shí)，最大允許暴露的長度受礦房側(cè)幫形狀系數(shù)的影響不大，礦房最大允許暴露長度為20～28 m；當(dāng)?shù)V房高度低于30 m時(shí)，最大允許暴露長度為30～65 m；當(dāng)?shù)V房高度為20～25 m時(shí)，允許暴露長度為40～65 m。

3.4 數(shù)值模擬分析

按礦房7#S1尺寸和設(shè)計(jì)回采工序建立二維平面應(yīng)變模型并進(jìn)行模擬，得出鑿巖硐室開挖、-215 m回采、-230 m回采、-170 m回采模擬等效應(yīng)變云圖。從計(jì)算模型圖7和開挖等效應(yīng)變云圖8可以看出：鑿巖硐室開挖后由于預(yù)控頂板強(qiáng)度增大導(dǎo)致變形效應(yīng)減小，-215 m、-230 m回采后對(duì)-200 m礦體擾動(dòng)效應(yīng)明顯大于原設(shè)計(jì)支護(hù)方案；-200 m水平開挖后，原設(shè)計(jì)支護(hù)頂板存在等效應(yīng)變敏感貫通區(qū)，且超過錨桿支護(hù)范圍，錨固力不能滿足穩(wěn)定性要求，存在頂板冒落風(fēng)險(xiǎn)。

4 改進(jìn)方案

綜合上述分析對(duì)礦房7#S1結(jié)構(gòu)參數(shù)及開采工序進(jìn)行改進(jìn)，以改進(jìn)后的礦房結(jié)構(gòu)參數(shù)和工序進(jìn)行數(shù)值模擬分析，根據(jù)模擬分析結(jié)果并結(jié)合礦山井下采場出礦巷道間距提出改進(jìn)方案：采用預(yù)控頂中深孔分段鑿巖階段出礦嗣后充填采礦法，分段高度15 m。礦塊設(shè)計(jì)寬9 m，高30 m，長50 m～65 m，為保障安全開采，礦房底部采用塹溝結(jié)構(gòu)出礦，頂板采用錨索+錨桿+噴網(wǎng)聯(lián)合預(yù)控頂支護(hù)。圖9為改進(jìn)方案示意圖。

首先，在-200 m水平掘進(jìn)護(hù)頂巷道，頂板采用錨索+錨桿+噴網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)方式進(jìn)行礦房預(yù)控頂支護(hù)；其次，在-215 m水平掘進(jìn)鑿巖巷道，同時(shí)在采場中部掘進(jìn)切割天井，由中部向兩端分別設(shè)計(jì)扇形中深孔，分段高度15 m；最后，在-230 m水平掘進(jìn)鑿巖巷道，在采場中部掘進(jìn)切割天井，由中部向兩端分別設(shè)計(jì)扇形中深孔，分段高度15 m；待采切工作完成后，開始爆破落礦，爆破采用孔底不裝藥的爆破方式，減少爆破落礦對(duì)邊幫的破壞，同時(shí)-215 m水平爆破先于-230 m水平3～5排，爆破結(jié)束后統(tǒng)一由-230 m水平的塹溝底部結(jié)構(gòu)出礦；出礦結(jié)束后，通過-200 m水平巷道對(duì)采場進(jìn)行充填。經(jīng)現(xiàn)場試驗(yàn)驗(yàn)證，改進(jìn)方案效果較好，未發(fā)生大面積塌冒現(xiàn)象，可為下一步采礦方法的確定奠定基礎(chǔ)。

5 結(jié)論

（1）根據(jù)相關(guān)巖石力學(xué)參數(shù)測試結(jié)果，得出礦柱潛在滑移面上部高度隨礦柱的寬度和礦體自身內(nèi)摩擦角的變化規(guī)律。

（2）基于Mathew圖對(duì)試驗(yàn)礦房頂板穩(wěn)定性分析可知，考慮鑿巖硐室頂板采取支護(hù)，以不穩(wěn)定區(qū)為邊界，礦房寬度為13～15 m時(shí)，最大允許暴露長度為50～65 m；對(duì)礦房側(cè)幫穩(wěn)定性分析可知，當(dāng)?shù)V房高度高于35 m時(shí)，最大允許暴露的長度受礦房側(cè)幫形狀系數(shù)影響不大，最大允許暴露長度為20～28 m。

（3）按設(shè)計(jì)回采工序進(jìn)行數(shù)值模擬分析可知，-215 m、-230 m回采后對(duì)-200 m礦體擾動(dòng)效應(yīng)明顯大于原設(shè)計(jì)支護(hù)方案，原設(shè)計(jì)預(yù)控頂支護(hù)方案不滿足穩(wěn)定性要求。

（4）在上述研究基礎(chǔ)上進(jìn)行改進(jìn)模擬試驗(yàn)，提出改進(jìn)方案并進(jìn)行回采驗(yàn)證，取得較好效果，為下一步采礦方法的確定奠定基礎(chǔ)。