自然崩落法底部结构失稳因素及支护对策研究_李冰.pdf

收稿日期2019-10-18 基金项目陕西省教育厅专项科研计划项目 （编号 17JK0455） 。 作者简介李冰 （1994） ， 男， 硕士研究生。通讯作者石广斌 （1968） ， 男， 教授， 博士。 自然崩落法底部结构失稳因素及支护对策研究 李冰石广斌麻栋张雯 1 （西安建筑科技大学资源工程学院， 陕西 西安 710055） 摘要某铜矿使用自然崩落法开采， 矿山进入深部开采后， 底部结构破坏严重， 传统的锚杆支护很难起到作 用。针对矿山深部采区底部结构失稳问题， 采用Midas-GTS有限元软件对拉底过程中底部结构的应力分布进行研 究， 并提出了一种底部结构联合支护方案。研究结果表明 在前进式拉底过程中， 底部完全拉开后， 出矿水平巷道 交叉处及桃形矿柱会出现拉应力， 且超出了岩体抗拉强度， 基于此规律提出底部结构联合支护方案， 并由数值计算 可知支护后底部结构最大位移降低了38.5。此支护方案对该铜矿山底部结构维护有一定的指导作用。 关键词自然崩落法底部结构稳定性应力分布支护方案 中图分类号TD853.36文献标志码A文章编号1001-1250 （2020） -02-148-06 DOI10.19614/ki.jsks.202002025 Instable Factors of Bottom Structure under Block Caving and the Supporting Measures Li BingShi GuangbinMa DongZhang Wen2 （School of Resources Engineering， Xian University of Architecture and Technology， Xian 710055， China） AbstractAfter a copper mine comes into the deep mining with the block caving ，the bottom structure is seri- ously damaged， and it is difficult to play a role for the traditional bolt support . In view of the instability of the bottom structure in the deep mining area of the mine，Midas GTS finite element software is used to study the stress distribution of the bottom structure during the undercutting process， and a joint support scheme of the bottom structure is proposed. The research results show that in the process of forward undercutting，and after the bottom is completely opened，the tensile stress will appear at the intersection of the horizontal roadways and the peach shaped pillar，which exceeds the tensile strength of the rock mass. Based on this law，the combined support scheme of the bottom structure is proposed. The maximum displacement of the bot- tom structure after the support is reduced by 38.5. This support scheme has a certain guiding effect on the maintenance of the copper mine bottom structures. KeywordsBlock caving ， Bottom structural stability， Stress distribution， Support scheme 自然崩落法对于厚大、 低品位矿体的开采与其 他采矿方法相比有着巨大的优势 ［1］， 我国20世纪80 年代在多个矿山开展过自然崩落法的试验研究， 但 只有铜矿峪铜矿成功使用该方法， 近几年云南的普 朗铜矿使用自然崩落法进入投产 ［2-3］。该采矿方法多 用于矿岩节理裂隙较发育、 软弱面多， 围岩较易破碎 的矿床中， 加之底部结构中巷道比较多， 削弱了底部 结构的强度 ［4-5］， 因此使用该方法的矿山大部分存在 底部结构破坏严重的问题 ［6］。 国内学者就底部结构的稳定性做了许多研究， 刘华武 ［7］应用FLAC3D数值软件对普朗铜矿整个拉底 过程中底部结构的应力状态进行了研究； 梁江波 ［8］通 过数值模拟对自然崩落法超前拉底条件下底部结构 的应力进行研究； 王宁 ［9］通过三维有限元数值方法， 对金川高应力破碎岩体自然崩落法底部结构开采过 程中的稳定性进行了分析， 并提出巷道采用让压支 护能维护底部结构的稳定； 明建 ［10］通过现场试验和 监测等多种手段分析了自然崩落法采场中巷道的变 形破坏规律， 提出了被动和主动的联合支护体系。 随着金属矿山开采深度的增加， 岩石所处的环境与 浅部差异较大， 在高应力条件下， 岩体破碎， 巷道的 支护更加困难， 而对使用自然崩落法的矿山来说， 岩 体性质本就不好， 深部的岩体处于高应力下， 底部结 构常常出现较大的变形和破坏， 这成为自然崩落法 总第 524 期 2020 年第 2 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 524 February 2020 148 ChaoXing 急需解决的问题。因此对矿山深部自然崩落法底部 结构的破坏规律和支护措施进行研究是十分必要 的。 本项目以使用自然崩落法开采的某矿山为背 景， 通过实地调研发现矿山底部结构破坏现象严重， 通过构建该矿山三维采场底部结构模型， 研究拉底 过程中所引起的二次应力场对底部结构内部的扰动 情况， 分析底部结构中应力分布规律， 进而提出一种 对底部结构中桃形矿柱支护的方法。 1矿山工程概况 某矿山矿床属变质斑岩型铜矿， 山脉海拔平均 标高在1 100 m， 平面上为巨大透镜状， 矿体主要赋存 于变钾质基性火山岩层内， 其产状为倾向北西， 倾角 40～60， 平均49， 矿体沿走向长约980 m， 沿倾向延 深1 100 m以上。主要含矿岩石为变石英晶屑凝灰岩 和黑云母片岩， 矿体平均厚度为164 m， 最大厚度296 m。 矿山开采埋深600 m以下的矿体时， 面临着高地 应力及岩体破碎等问题， 底部结构中巷道经常发生 较大变形 （如图1） ， 部分桃形矿柱会出现鼓胀、 剥落， 甚至坍塌破坏， 这给后续的生产和出矿带来相当大 的困扰， 也可能带来生产安全事故。 2拉底过程中底部结构稳定性研究 2. 1模型建立 选取矿山深部某中段采场底部结构， 采用 Mi- das-GTS建立三维模型， 矿体走向方向为模型Y轴方 向， 垂直走向方向为模型X轴方向， 模型在2个方向 长度均为510 m， 矿体竖直方向为模型Z轴方向， 高度 为350 m。根据研究内容及建模单元限制， 共设4条 出矿穿脉巷道， 6条拉底巷道。模型中Z0处对应矿 山出矿水平， 出矿水平和拉底水平间距7 m， 拉底高 度7 m， 出矿穿脉间距30 m， 出矿进路间距15 m； 出矿 进路断面为 3.8 m3.2 m， 拉底巷道断面为 3.3 m 3.3 m； 聚矿槽上底为14 m10 m， 下底为 13 m4.7 m， 高10 m， 几何模型见图2， 模型共划分436 459个单 元， 有限元模型见图 3。本次模型采取位移边界条 件， 在模型的X方向两端采取位移约束， 在Y方向两 端采取位移约束， 在Z方向两端采取X、 Y、Z向位移约 束。 根据矿区深部测点的地应力测量结果， 并由所 研究矿区底部结构的方位， 利用应力张量转化公式， 将初始地应力转化到计算所采用的直角坐标系中， 并由模型高度， 将转换后的应力拟合为函数形式， 加 载到模型中。模型中加载的最大主应力、 中间主应 力和最小水平主应力值随模型坐标Z的函数如下 σ1 3.809 0.025650 - Z ，（1） σ2 0.204 0.030650 - Z ，（2） σ3 2.592 0.015650 - Z .（3） 根据矿山深部岩石物理力学参数， 并由 Hoek- Brown准则确定数值计算所用的岩体力学参数， 见表 1。 2. 2模拟方案 采矿工程的力学特点是岩体力学行为与开采历 史和开采过程有关， 针对该矿山建立的底部结构数 值模型的模拟过程为 第 1步， 未采动， 原岩应力状 态； 第2步， 出矿穿脉、 拉底巷道施工完毕； 第3步， 出 矿进路施工完毕； 第4步， 拉底施工完毕； 第5步， 聚 矿槽施工完毕。 2. 3模拟结果 在初始地应力场下， 模型的最大主应力和最小 主应力如图 4和图 5， 从中可以看出， 随着埋深的增 加， 岩体应力也逐渐增加， 并且分层明显， 在底部结 构出矿水平区域， 最大主应力为21 MPa， 最小主应力 为12 MPa。 （1） 最大主应力。在模型中 X0、 Y0、 Z0处各 李冰等 自然崩落法底部结构失稳因素及支护对策研究2020年第2期 149 ChaoXing 取一个剖面， 分别记为X、 Y、 Z剖面， 只选取模型中X、 Y、 Z剖面中底部结构区域进行分析， 模拟结果见图6。 从图6各应力云图中可以看出， 出矿穿脉巷道周边最 大主应力范围为29.3～35.8 MPa之间， 其中顶底板最 大主应力值相对较大； 出矿进路巷道两帮应力较集 中， 最大主应力范围为32.8～58.6 MPa之间， 顶底板 的应力会发生释放。在拉底之后， 空区两端顶板周 围最大主应力较大， 此时桃形矿体和底部的巷道处 于卸荷区域， 压应力相对较小。在出矿水平， 拉底形 成后， 两侧的矿柱应力增大， 应力值在25～44.6 MPa 之间， 与中间2条出矿穿脉对应的矿柱应力降低， 此 处矿柱发生应力释放。聚矿槽开挖后， 聚矿槽左右 两侧应力发生释放， 说明在聚矿槽施工完后， 应力转 移到两侧支撑体上， 桃形矿体区域由于应力释放， 最 大主应力值较小。 （2） 最小主应力。从图 7 各应力云图中可以看 出， 在出矿穿脉与拉底巷道及出矿进路形成后， 基本 不能形成受拉区域， 最小主应力仍为负值。当拉完 底之后， 空区顶板和桃形矿柱出现了拉应力， 桃形矿 柱顶部由于应力重分布， 产生应力释放， 顶部最大拉 应力达到了 1.66 MPa， 超过了岩石的抗拉强度 1.36 MPa。在聚矿槽开挖后， 聚矿槽顶板与两侧出现受拉 区域， 最大拉应力达到1.59 MPa， 说明聚矿槽施工过 程中， 空区增大后， 随着应力发生释放， 在顶板与两 侧进一步形成拉应力。在出矿水平， 拉完底后， 出矿 进路和穿脉巷道交叉处出现了拉应力， 最大值达到 了岩石抗拉强度， 随着聚矿槽的施工， 拉应力区域增 大， 若不采取支护措施， 这些巷道易发生受拉破坏。 （3） 塑性区。从图8各云图中可以看出， 在出矿 穿脉和拉底巷道形成后， 巷道两帮发生弹塑性变形， 且区域很小， 巷道不足以破坏。出矿进路形成后， 运 输水平在巷道的交叉口出现弹塑性区， 但是塑性区范 围很少， 只是有极少出现。底部拉开之后， 从X剖面 可以看出桃形矿柱上塑性区增多，Z剖面上出矿穿脉 和出矿进路巷道壁均出现塑性区， 岔口部位弹塑性区 范围也明显增大， 这是由于上部拉底空区增大后， 应 力转移至底部出矿结构中， 因此在这些部位容易受到 剪切和拉伸破坏， 需对出矿穿脉和出矿进路岔口部位 以及桃形矿柱进行加强支护。在聚矿槽施工完毕后， 由于应力释放， 在桃形矿柱和聚矿槽前后间柱体上产 生一定的拉应力或挤压应力过大， 从而在这些区域造 成塑性变形， 为此需对桃形柱和聚矿槽前后间柱体加 强支护， 维护底部结构的整体稳定性。 在整个拉底过程中， 底部结构中二次应力重分 布区域增大， 巷道交叉口等复杂结构区域的应力值 增大。在出矿穿脉、 拉底巷道和出矿进路施工完毕 后， 底部结构所受的最大主应力与最小主应力在岩 体可承受范围内， 塑性区范围也比较小， 但在拉完底 之后， 应力急剧增大， 尤其是出矿水平中桃形矿柱和 金属矿山2020年第2期总第524期 150 ChaoXing 各巷道交叉处， 所受最大拉应力达到了岩体的抗拉 强度， 并且塑性区范围急剧增大， 在这期间底部结构 会出现破坏， 因此对这些部位需加强支护， 维护采区 底部结构的稳定性。 3支护对策 根据底部结构在拉底过程中的应力分布， 本研 究提出一种支护形式 自然崩落法底部结构不张拉 对穿型锚索与锚杆联合支护法， 见图9。 底部结构中出矿穿脉和拉底巷道施工完毕后， 在桃形矿柱腰部的2个拉底巷道和底部的出矿巷道 中安装锚索， 用于支护的锚索为不张拉全黏结式对 穿型锚索， 锚索长9.5 m； 在出矿穿脉中向桃形矿柱顶 部两侧施加不张拉锚索， 锚索长11.5 m。以上锚索由 2根φ15.20 mm的17标准型钢绞线组成， 屈服强度 为1 860 MPa， 间距和排距均为1.5 m。施加锚索的目 的是加强岩体的整体性， 使桃形矿柱中形成稳固的 三角形区域。出矿穿脉和出矿进路的拱顶以及边墙 安装锚杆， 锚杆使用φ22 mm抗剪为主的钢筋， 锚杆 间距为1 m1 m， 锚杆长度为3.0 m， 托板尺寸为200 mm200 mm10 mm的钢板； 施加锚杆是防止浅层 围岩的松弛破坏， 加强围岩整体性。在巷道交叉处， 采用喷锚和钢拱架浇筑单层钢筋混凝土支护。 3. 1支护模型的建立 数值分析建立的模型如图10， 其中支护系统划 分网格见图11。模型共划分457 215个单元， 模型的 边界条件和初始地应力的施加均按第2节中的参数 施加。 3. 2模拟方案 本次支护方式为不张拉对穿型锚索与锚杆联合 李冰等 自然崩落法底部结构失稳因素及支护对策研究2020年第2期 151 ChaoXing 支护法， 其支护方案如下 ①穿脉巷道和拉底巷道施 工完毕后， 对穿脉巷道进行锚杆支护， 并在穿脉巷道 和拉底巷道中打对穿锚索； ②出矿进路施工完毕后， 对出矿进路进行锚杆支护。 3. 3模拟结果分析 通过计算支护方案后， 模型中底部结构区域围 岩的位移、 塑性区结果如下 （1） 位移。拉完底之后， 底部结构无支护的的位 移云图见图 12 （a） ， 联合支护下的位移云图见图 12 （b） ； 聚矿槽施工完毕后， 底部结构无支护的的位移 云图见图12 （c） ， 联合支护下的位移云图见图12 （d） 。 桃形矿柱上最大位移分别由由支护前的 300 mm和 330 mm 降到支护后的 200 mm 和 203 mm， 降低幅度 分别为33.3和38.5， 最大位移变化范围也减小很 多， 支护后底部结构整体位移变化范围降低也比较 明显。故联合支护的作用比较大， 减小了桃形矿柱 和底部结构中巷道的变形， 从而能有效控制底部结 构中围岩的松动变形。 （2） 塑性区分布。拉完底之后， 底部结构无支护 的的塑性区见图13 （a） ， 联合支护下的塑性区见图13 （b） ； 聚矿槽施工完毕后， 底部结构无支护的的塑性 区见图13 （c） ， 联合支护下的塑性区见图13 （d） ， 从图 中可以明显看出， 联合支护后， 桃形矿柱上的塑性区 面积大范围减少， 出矿进路顶板的塑性区也有所减 少， 可得出该支护方案效果明显。 3. 4支护方案实施效果 该矿山在下一中段的开采中， 使用了长锚索、 锚 杆、 喷锚网和钢拱架联合支护， 其底部结构破坏现象 明显减少， 现场大部分巷道比较稳定， 其照片见图 14。由此看出新的支护方案可以使深部底部结构保 持良好的稳定性。 4结论 根据某铜矿深部采区出现的底部结构破坏严重 等问题， 通过数值模拟对自然崩落法底部结构的稳 定性进行分析， 并基于让压原理， 提出一种底部结构 联合支护方案。主要结论如下 （1） 底部结构在前进式拉底的过程中， 未拉开底 部之前， 塑性区域很小， 且巷道周围不会出现拉应 力， 表明此时各巷道均比较稳定； 在拉完底之后以及 聚矿槽施工完毕后， 底部结构所受应力较大， 其中桃 形矿柱和出矿水平的巷道交叉口处出现了较大拉应 力， 并且超过了岩体的抗拉强度和承受能力， 此时桃 形矿柱容易产生破坏。 （2） 根据拉底过程中的应力变化和塑性区分布， 基于让压原理， 提出了一种自然崩落法底部结构不张 拉对穿型锚索与锚杆联合支护方案， 并用数值方法分 析了支护效果。其中支护后底部结构中的最大位移 降幅为38.5， 且塑性区范围比支护前降低了很多。 金属矿山2020年第2期总第524期 152 ChaoXing ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ ［7］ ［8］ ［9］ ［10］ （3） 通过在采场底部结构中实施不张拉对穿型 锚索与锚杆联合支护法， 结构中各巷道和桃形矿柱 破坏明显减少， 此方法大大提高了生产的安全性。 参 考 文 献 郭金峰.我国地下矿山采矿方法的进展及发展趋势 ［J］ .金属矿 山， 2000 （2） 6-9. 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