极破碎中厚矿体开采方法及稳定性分析.pdf

第3 4 卷第3 期 2 0 1 4 年0 6 月 矿冶工程 M 田呵D i GA N DM 匝T A L L U R G I C A LE N G D 砸E R D i G V 0 1 ．3 4 №3 J u n e2 0 1 4 极破碎中厚矿体开采方法及稳定性分析① 刘爱华，徐欣，尚雪义 中南大学资源与安全工程学院，湖南长沙4 1 0 0 8 3 摘要根据极破碎中厚矿体开采中下向进路承载层受力特点，将其简化为受均布载荷及自重应力的简支“梁”模型，求出承载层 最大拉应力盯。。的表达式，并以最大拉应力强度理论作为承载层的破坏判据，由此得出下向进路不同承载层厚度与安全系数的关 系曲线。当进度高度为3 ．4m ，进路宽度为3 ．0m 时，安全系数法分析表明人工假顶厚度1 ．4m 为最优。利用二维有限元分析矿山 原有的1 ．0m 厚人工假顶与安全系数法得出的1 ．4m 厚人工假顶进路的稳定性，结果表明下向进路回采时，影响进路稳定性的主要 因素是充填体的力学特性，顶板沉降位移统计表明，采用1 ．4m 厚人工假顶的进路顶板稳定，与安全系数法分析结果一致。 关键词下向进路采矿法；极破碎矿体；人工假顶；安全系数；有限元模拟 中图分类号T D 8 5 3文献标识码A d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 3 ．0 0 3 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 3 一o 0 0 9 一0 4 M i I l i n gM e t h o df o rE x t r e m e l yF r a c t u r e dM e d i 啪t l l i c kO r e b o d y a n dC o r r e s p o n d i n gS t a b i l i t yA n a l y s i s L I UA i h u a ，X UX i n ，S H A N GX u e y i ＆矗o o Z 旷R ∞o “r c ∞。以．s 咖炒E 昭i 珊e r i 愕，c e n t 陀Zs D “琥踟溉巧妙，伪肌伊地4 1 0 0 8 3 ，盹阮n ，吼i M A b s t r a c t A c c o r d i n gt os t r e s sc h a r a c t e r i s t i c so fl o a d i n gl a y e ri nd o w n w a r da d v a n c e m e n to fe x t r e m e l yf r a c t u r e dm e d i u m - t h i c ko r e b o d y ，t h ee x p r e s s i o no fi t sm a x i m u mt e n s i l es t r e s s 盯‘眦 w a so b t a i n e d 缸t e rs i m p l i f y i n gs u p p o r t e db e 枷m o d e l u n d e ru n i f o 硼l o a da n d 铲a v i t ys t r e s s ．T h em a x i m u mt e n s i l es t r e s st } l e o r yw a st a k e na sf a j l u r ec r i t e r i o nf o rl o a d i n gl a y e r ， t h u st h er e l a t i o nc u r v eb e t w e e nd i f f e r e n tt h i c k n e s so fl o a d i n gl a y e ra n ds 出t yc o e f f i c i e n tc o u l db ed r a w n ．A n a l y s i s 诵t h s a f e t yc o e f f i c i e n tm e t h o ds h o w e dt h a tt h ea r t i f i c i a lr o o fw a so p t i m a l l y1 ．4mi nt h i c k n e s s ，w h e nt h ed r i f tw a s3 ．4mh i g h a n d3 ．0mw i d e ．T w o d i m e n s i o n a lf i n i t ee l e m e n tm e t h o dw a su s e dt oa n a l y z et h es t a b i l i t yo fd r i f tw i t he x i s t i n g 耐i 矗c i a l m o fw i t h1 ．0 一m e t e rt h i c k n e s so r1 ．4 - m e t e rt h i c k n e s so b t a i n e dw i t hs 出t yc o e m c i e n tm e t l l o d ．R e s u l t ss h o w e dt h a t ，w h a t 胡咕c t st h es t a b i l i t ym a i n l yw a sm e c h a n i c a lp m p e n yo fb a c k f i l l sd u r i n gd o w n w a r da d v a n c e m e n t ．S t a t i s t i c a la n a l y s i so fm o f d i s p l a c e m e n tc a u s e db ys e t t l e m e n ts h o w st h a tt h ed r i f ti ss t a b l ew i t l la r t i 6 c i a lr o o fo f1 ．4m e t e r st h i c k ，w h i c hi si n a g r e e m e n tw i t ht h ea n a l y s i sr e s u l tb ys a f e t yc o e 伍c i e n tm e t h o d ． K e yw o r d s u n d e r h a n ds t o p i n g ；e x t r e m e l yf r a c t u r e do r e b o d y ；a n i f i c i a lr o o f ；s a f e t yc o e f E i c i e n t ；f i n i t ee l e m e n tm o d e l i n g F E M 受断裂蚀变带控制的矿山，其矿脉上盘及顶板岩 石较破碎，断层泥较多，易脱落，局部见严重掉块现象。 山东黄金玲珑金矿的灵山矿区对此类矿岩破碎、开采 技术条件复杂、品位相对较高的难采黄金矿脉主要采 用下向进路高水固结尾砂充填采矿法，矿块生产能力 为3 0 ∥d ，矿石总损失率8 ％，矿石总贫化率1 5 ％，但生 产实践证明该方法存在采矿效率低、回采安全性较差、 矿石质量管理困难和工人劳动强度大等缺陷，制约了 灵山矿区安全高效经济生产。通过对安全性、回采效 率、贫损率等多方面技术经济比较，最终采用细料尾砂 下向进路充填采矿法。 下向进路充填体人工假顶的稳定性受进路宽度、 承载层厚度、承载层所受载荷等多种因素共同影响，仅 凭经验或单一充填体强度得出的结论是不全面的，回 采进路是不进行支护的，人员在假顶下作业，若假顶失 稳将可能造成严重后果，其成败的关键取决于人工假 ①收稿日期2 0 1 3 1 2 1 6 基金项目国家重点基础研究发展计划 9 7 3 计划 项目 2 0 1 0 C B 7 3 2 0 0 4 作者简介刘爱华 1 9 6 3 一 ，男，湖南邵东人，博士，教授，博士研究生导师，主要从事矿山岩土工程、城市地下空间工程和岩石力学与工程方 面的教学与研究工作。 万方数据 1 0 矿冶工程第3 4 卷 顶的稳定性。目前，数值模拟研究方法已普遍运用到 了对进路的采场结构和人工假顶承载层的分析 中。J ，但多从建立多种假设、简化力学模型以及分析 破坏形式等方面对人工假顶的稳定性进行研究，不能 为进路人工假顶设计提供量化的参数。本文针对极破 碎矿体下向进路开采方法，根据进路承载层的力学特 点，将力学模型与安全系数法结合，为进路人工假顶承 载层厚度设计提供量化的参数选择，并采用二维有限 元的方法对人工假顶进行稳定性分析。 1 极破碎矿体下向进路开采方法 矿区矿体大致形态为倾角6 7 。，平均厚度7m 。矿 石类型为黄铁矿化钾化花岗岩，围岩岩性为中细粒钾 化花岗岩，矿体边界由构造控制。采用下向进路采矿 法开采，设计如图1 所示。盘区长为1 0 0m ，垂高为4 0 m ，将盘区划分为4 个分段，分段高度为1 0m 。将盘区 的每一分段划分为两个采区，每个采区长5 0m ，沿走 向布置时，采区内每个采场长度为2 5m ，垂直走向布 置时，进路长度即为矿体厚度。自上而下在人工假顶 保护下分层回采。进路回采属于掘进式回采，炮孔布 置与平巷掘进布孑L 方式相同，一次全进路断面爆破，之 后使用铲运机经分层联络道出矿，采场回采完后构筑 人工假底作为下分层回采的顶板。进路掘进时采用局 部通风机通风，新鲜风流有盘区斜坡道引入分段运输 巷道，进入分段联络巷，冲洗工作面后由通风充填天井 进入回风巷道，由回风井排出地表。从下向进路法的 开采特点知，人工假底的参数为难点。 ．口亘} L _ 1 图示 萍乏铲两厣囫习舞扩巷篇氲鬈魏 删删3 分段运输平巷 [ 二二二些二二 二二二丝] 匿j 圈c 料l 4 灰砂比 充填体 。‘■r F 一一 ．k u [ 三习c 料1 埘灰砂比 充填体 Ⅲ一Ⅲ 一 图1下向进路法单体设计图 2 下向进路安全系数法分析 2 ．1 下向进路简支“梁”力学模型 根据下向进路承载层受力特点，可将其简化为受 均布载荷及自重应力的简支“梁”‘6 卅，并根据灵山矿 区现场实际，作如下假设①视进路承载层为连续、均 质、各向同性的符合弹性力学假设条件的梁；②矿体 和承载层在屈服破坏之前为线弹性体，其本构方程为 盯 如；③由于充填体的应力隔离作用，承载层所受的 水平应力很小，水平应力对承载层的弯曲影响也很小， 为此，略去了水平应力，同时也略去了梁两端的边界约 束，近似简支。根据上述假设，可建立如图2 所示的简 支“梁”模型。并由弹性力学“ 。83 得 ， 图2 下向进路简支梁力学模型 严 半 f 2 彳 } 竽 菩一号凡 凡 n J ．一 { 盯， 一筹 1 一等 一号 1 音 1 一警 2 1 ． 【％一墼掣 等一 ，z 菇 式中盯；为承载层在石方向的应力，M P a ；盯，为承载层 在 ，方向的应力，M P a ；丁。，为承载层的剪应力，M P a ； g 为承载层所受均布载荷，M P a ；p 为承载层自重应力， M P a ； 为承载层厚度，m ；z 为1 ／2 进路宽度，m 。 对式 1 中盯。求极值，易得承载层最大拉应力 盯～ 3 9 舌 1 善 印 若 1 畚 2 以最大拉应力强度理论作为人工假顶承载层的破 坏判据归J 。 2 ．2 下向进路安全系数法分析及承载层厚度优选 下向进路宽度￡ 3m ，高度M 3 ．4m ，承载层厚 度 1 ．0m 。对尾砂胶结充填体进行室内实验可知 承载层容重7 ， 1 ．7 6 ∥m 3 ，抗拉强度0 ．4 2M P a ，普通 充填体容重y 1 ．7 0 ∥m 3 。现场观察发现承载层的稳 定性较好，普通充填体稳定性较差，故每个分层所受荷 载为承载层和普通充填体的自重。根据地下矿山安全 开采经验，安全系数应在1 ．6 ～1 ．8 以上H0 I ，故取叼≥1 ．8 作为稳定条件评价标准。对式 2 取不同承载层厚度， 得到充填体最大抗拉强度盯。一，利用叼 0 ．4 2 ／盯。一求得 安全系数，由此绘制下向进路不同承载层厚度与安全 系数的关系曲线，如图3 所示。 万方数据 第3 期 刘爱华等极破碎中厚矿体开采方法及稳定性分析 承载层厚度／1 1 1 图3 承载层厚度与安全系数关系 经多项式数据拟合，可得到供矿山直接使用的承 载层厚度与安全系数的关系为 田 0 ．7 9 2 危2 0 ．4 1 6 危一0 ．1 7 1 3 由图3 知，下向进路安全系数随承载层厚度增加 而增加，且灵山矿区现有承载层厚度 1 ．0m ，安全系 数叼仅为1 ．0 3 ，远低于要求值1 ．8 ，需将承载层厚度提 高至1 ．4m 田 1 ．9 7 才可保证矿山安全开采。 3 人工假顶有限元分析 3 ．1 计算模型及分析方案 采用经典的M o h 卜c o u l o m b 本构模型进行平面应 变有限元分析。灵山矿区回采进路多沿走向布置，从 上盘到下盘依次开采3 条进路，每4 0m 为一中段，较 为危险且典型的情况为中段回采至最底层时，计算模 型如图4 所示，进路1 的顶部为充填体，进路2 顶部及 左侧为充填体，进路3 顶部及左侧为充填体。进路底 部均为未开挖矿体，进路右侧为未开挖矿体，顶板主要 是胶结充填体作抗力结构。其中充填体分两层，上层 为普通充填体，下层为承载层。 图4 人工假顶F E M 计算模型 当进路断面高度为3 ．4m ，宽度为3 ．0m 时，安全 系数分析法表明人工假顶厚度1 ．4m 为最优，故此分 析了矿山原有的1 ．0m 厚人工假顶与1 ．4m 厚人工假 顶进路的稳定性。 3 ．2 剪应力分析 将每一步进路回采造成的剪应力分解，结果如图 5 所示，其中卜1 ．4m 表示开挖1 ．4m 厚承载层厚度下 开挖进路1 。从进路开挖剪应力分布可以看出，进路 右上角处和进路左上角处处于尖角，发生应力集中现 象，进路两帮中由于进路充填体的弹性模量较小，易进 入塑性发展阶段，特别是作为非持力层的充填体力学 强度很低。由图5 可知①进路1 开挖，剪应力集中 在靠近上盘的帮顶及底板左右角落，进路2 、3 开挖则 集中在四个角落；②相对于1 ．4m 充填体人工假顶， 1 ．0m 充填体人工假顶进路回采时，采场上盘承受更 大的剪应力，且应力影响范围明显增大；③进路上下 盘围岩剪应力值处在o ．1M P a 数量级，远小于上下盘 岩体的抗剪强度，因此影响进路稳定性的主要因素是 充填体的力学特性。 j S 1 2 ，9 7 5 ％ 嘉 r i4 7 6 e } 0 6 一 12 3 6 e 0 6 一 99 5 8 e 0 5 一 75 5 9 e 0 5 一 5 1 6 0 e 0 5 一 一 27 6 1 e 0 5 一 36 2 3 e 0 4 一一20 3 7 e 0 5 i 一- 44 3 6 e 0 5 一一68 3 5 e 0 5 一一92 3 4 e 0 5 - 一1 1 6 3 e 0 6 一- 14 0 3 e 0 6 薯 S 1 2 ，g7 5 ％ ∥ r 8 ．6 3 l e 0 5 一 7 ．0 2 6 e 0 5 ． 54 2 2 e 0 5 一 3 ．8 1 7 e 0 5 一 22 1 3 e 0 5 一 6 0 8 5 e 0 4 一一99 6 0 e 0 4 一- 26 0 0 e 0 5 蓄 一42 0 5 e 0 5 一一58 0 9 e 0 5 一、7 ．4 1 4 e 0 5 一90 1 8 e 0 5 一- 10 6 2 e 0 6 S 1 2 酝’ 峋7 5 ％ 一 1 ．2 5 9 e 0 6 一 1 ．0 3 4 e 0 6 ． 8 ．0 8 2 e 0 5 一 5 ．8 2 8 e 0 5 一 3 ．5 7 5 e 0 5 ． l3 2 1 e 0 5 一一9 ．3 2 8 e 0 4 一31 8 6 e O S 一一54 4 0 e 0 5 一76 9 4 e 0 5 一- 99 4 8 e 0 5 一12 2 0 e 0 6 一 14 4 6 e 0 6 S 1 2 ，g 7 5 ％ 一 i5 7 4 e 0 6 憝 一 12 9 9 e 0 6 ． l0 2 4 e 0 6 - 74 9 2 e 0 S 一 47 4 2 e 0 5 ． 19 9 i e 0 S 一7 ．5 8 8 e 0 4 一一35 0 9 e 0 5 一62 5 9 e 0 5 一- 90 1 0 e 0 5 - 一i 1 7 6 e 0 6 一一i4 5 1 e 0 6 一- i7 2 6 e 0 6 誓 S i 2 氟鸯 『。。7 5 ％ 一 9 ．3 2 9 e 0 5 ． 77 3 8 e 0 S 一 6 ．1 4 7 e 0 5 一 4 ．5 5 6 e 0 5 ． 2 ．9 6 6 e 0 5 一 1 ．3 7 5 e 0 5 一一2 1 6 2 e 0 4 一一18 0 7 e 0 5 蓄 一一33 9 8 e O S ．．49 8 9 e 0 5 ．一65 8 0 e 0 5 一．8 ．1 7 i e 0 S 一一97 6 2 e 0 5 羞 S 1 2 氏 ，g7 s ％’ 一 12 6 2 e 0 6 一 10 6 9 e 0 6 一 87 5 9 e 0 5 一 68 2 6 e 0 5 一 48 9 2 e 0 5 一 一 29 5 9 e 0 5 一十10 2 6 e 0 5 一一90 6 8 e 0 4 i 一一28 4 0 e 0 5 ．- 47 7 3 e 0 5 一- 67 0 6 e 0 5 一一86 3 9 e 0 5 一．1 ．0 5 7 e 0 6 3 ．1 ．43 一L 0 图5 进路回采剪应力云图 3 ．3 沉降变形分析 在矿山地下采矿区域内，参考国内地下工程施工 量测数据管理标准中对洞内拱顶下沉的控制标准1 I ， 若以容许极限位移为破坏准则，将进路顶板沉降控制 值定为5 0m m 。 各进路回采顶板沉降结果见6 ～8 。从图6 ～8 可 以看出，1 ．4m 假顶的顶板最大沉降位移都处在控制 值之内，进路3 回采时，顶板最大沉降值达到5 0 ．8m m ， 仅超控制值1 ．6 ％，是可以接受的。1 ．om 假顶进路1 回 万方数据 矿冶工程第3 4 卷 采时，由于上盘围岩质量较好，由充填体制成的人工假 顶宽度较小，因此最大沉降位移为2 6 ．2m m ，远未达到控 制值，当回采进路2 、3 时，顶板最大沉降值分别为6 0 ．6 m m 和6 7 ．81 1 1 I I l ，分别超出控制值2 1 ．2 ％和3 5 ．6 ％。 图6 进路1 回采顶板沉降 图7 进路2 回采顶板沉降 图8 进路3 回采顶板沉降 3 。4 小结 综合考虑应力分布状态与大小，以及顶板沉降位 移，可认为中段内开采到最下面分层的进路时，采用 1 ．4m 厚人工假顶进路顶板稳定，非持力层受应力影 响有限且沉降在控制标准内，不会产生危险。若采用 1 ．0m 厚充填体人工假顶，应力影响范围较大，充填体 非持力层承受应力过多且顶板沉降值大幅超过控制 值，影响生产安全。因此考虑到进路稳定性要求，应选 用1 ．4m 厚人工假顶方案。 4 结语 根据玲珑金矿灵山矿区细料尾砂下向进路充填开 采实际情况，对极破碎矿体下向进路开采方法存在的 人工假顶厚度选取及充填体稳定性问题进行了研究， 得到以下结论 1 生产实际表明，上下盘围岩不稳固，岩石极破 碎情况下，细料尾砂下向进路充填采矿法可以提高回 采安全性及效率，有效降低损失贫化率。 2 采用简化为受均布载荷及自重应力的简支 “梁”模型，得出承载层最大拉应力盯⋯的表达式，并 以最大拉应力强度理论作为承载层的破坏判据。定义 尾砂胶结充填体室内实验得出的抗拉强度与盯。一的 比值为安全系数，可以看出，下向进路安全系数随承载 层厚度增加而增加，此关系式可供矿山设计使用。 3 下向进路回采时，上下盘围岩的剪应力远小于 上下盘岩体的抗剪强度，因此影响进路稳定性的主要因 素是充填体的力学特陛，进路两帮中由于进路充填体的 弹性模量较小，特别是作为非持力层的充填体力学强度 很低，易进入塑性发展阶段；剪应力集中在靠近上盘的 帮顶及底板左右角落，选取支护时可以适当加强。 4 以容许极限位移为破坏准则，将进路顶板沉降 控制值定为5 0m m ，中段内开采到最下面分层的进路 时，对比1 ．4m 厚与1 ．om 厚人工假顶的进路顶板稳 定，建议选用1 ．4m 厚人工假顶。 参考文献 [ 1 ]彭康，李夕兵．海底下框架式分层充填法开采中矿岩稳定性分 析[ J ] ．中南大学学报 自然科学版 ，2 0 1 1 ，4 2 1 1 3 4 5 2 3 4 5 7 ． [ 2 ] 谢盛青，王新民，史良贵，等．人工假顶充填体稳定性数值分析 [ J ] ．金属矿山，2 0 0 9 9 4 4 4 7 ． [ 3 ] Z h 叫CB ，Y a oYK ，G u oLW ，e ta 1 ．N u m e r i c a ls i m u l a t i o n0 f i n d e p e n d e n ta d v a n c eo fo r eb r e a k i n gi nt h en o n p i u a rs u 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