破碎圍巖環(huán)境下薄礦脈采場(chǎng)不同支撐方式能量釋放規(guī)律研究*

王新民，黨建東，王曉軍，曾 強(qiáng)，劉 健

(1.江西理工大學(xué) 資源與環(huán)境工程學(xué)院，江西省礦業(yè)工程重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，江西 贛州 341000；2.安徽銅冠(廬江)礦業(yè)有限公司，安徽 合肥 231500)

0 引言

目前國(guó)內(nèi)外對(duì)地下開采安全技術(shù)的研究越來越重視，針對(duì)如何安全開采急傾斜薄礦脈的問題，學(xué)者們提出了多種支護(hù)方法，如預(yù)留原生礦柱、散體人工礦柱、尾砂充填、錨桿支護(hù)等。

地下開采過程中常出現(xiàn)高應(yīng)力集中現(xiàn)象[1-4]，隨著開采深度的增加，在巖體結(jié)構(gòu)和開采應(yīng)力的綜合影響下，開采暴露面容易失穩(wěn)破壞，對(duì)后續(xù)開采造成了較大的安全隱患；尤其是急傾斜薄礦脈多采用傳統(tǒng)的淺孔留礦法上采，各分層放礦滑動(dòng)導(dǎo)致上下盤巖體沿結(jié)構(gòu)面松脫滑垮，且這一現(xiàn)象隨著上采高度的增加將進(jìn)一步加劇，礦山不得不降低開采高度以保證作業(yè)安全，從而損失了大量高品位礦石。預(yù)留原生礦柱支撐可以減小上下盤圍巖暴露跨度，從結(jié)構(gòu)上實(shí)現(xiàn)對(duì)圍巖穩(wěn)定性的控制；但由于礦柱分割了回采空間，造成采準(zhǔn)工程量成倍增加，同時(shí)原生礦柱作為永久性支撐結(jié)構(gòu)導(dǎo)致礦石損失；基于此，有人提出了人工礦柱支護(hù)方法。人工礦柱作為地下礦山的一種重要的采場(chǎng)結(jié)構(gòu)，被廣泛應(yīng)用于各類采礦方法中，如房柱法、空?qǐng)龇ǖ?。王曉軍等[5]通過推導(dǎo)人工礦柱參數(shù)的計(jì)算公式，得到了回采跨度對(duì)礦柱寬度影響較大的結(jié)論；在此基礎(chǔ)上，王澤江等[6]通過數(shù)值模擬對(duì)礦柱參數(shù)進(jìn)行了分析優(yōu)化。針對(duì)急傾斜薄礦脈開采，殷亮[7]采用FLAC對(duì)不同開采方案進(jìn)行了數(shù)值模擬，結(jié)果顯示，多層礦脈群采用上向水平分層充填法開采較為安全可靠，通過加固圍巖可以減小作業(yè)動(dòng)力擾動(dòng)產(chǎn)生的巖體位移，從而達(dá)到穩(wěn)定巖體和空區(qū)的目的。陳慶發(fā)等[8]建立了協(xié)同作用力學(xué)模型，提出了礦柱失穩(wěn)的力學(xué)表達(dá)式，研究了組合結(jié)構(gòu)的變形協(xié)調(diào)機(jī)制。

地下采礦的過程比較復(fù)雜[9]，開挖引起的應(yīng)力二次分布超過圍巖強(qiáng)度時(shí)將導(dǎo)致采場(chǎng)失穩(wěn)[10-11]，除了通過頂?shù)装宓奈灰啤?yīng)力分布變化進(jìn)行判斷之外，許多學(xué)者亦從其他方面深入研究了采場(chǎng)失穩(wěn)或破壞的判據(jù)：楊科等[12]研究了大傾角頂板破壞與失穩(wěn)機(jī)理，并通過工程實(shí)例得到了驗(yàn)證；楊官濤等[13]提出了采場(chǎng)系統(tǒng)失穩(wěn)的能量突變準(zhǔn)則，通過能量變化判斷采場(chǎng)系統(tǒng)是否失穩(wěn)并證明了其實(shí)用性。

針對(duì)某礦山采場(chǎng)上采過程中上下盤巖體失穩(wěn)破壞的問題，本文提出了在礦房中間采用原生礦柱分隔和上采過程分段架設(shè)人工礦柱兩種技術(shù)方案。根據(jù)地質(zhì)調(diào)查和室內(nèi)巖石力學(xué)試驗(yàn)結(jié)果確定礦巖力學(xué)參數(shù)，運(yùn)用FLAC3D軟件對(duì)不同礦柱支撐作用下的上采過程進(jìn)行數(shù)值計(jì)算，從能量的角度對(duì)比分析不同礦柱的支護(hù)效果，為后續(xù)確定采場(chǎng)合理高度與支護(hù)設(shè)計(jì)提供參考。

1 工程概況

以贛南某礦區(qū)20#礦脈開采為工程背景，該礦床屬于典型的急傾斜薄礦脈群鎢礦床。隨著開采向中深部延伸，礦巖原生應(yīng)力增大，使得開采環(huán)境不斷惡化，大量高品位礦體滯留于復(fù)雜的地壓環(huán)境中，成為難采礦體。礦巖接觸帶巖體節(jié)理發(fā)育，板裂化嚴(yán)重，開采次生應(yīng)力集中區(qū)域時(shí)易誘發(fā)礦巖滑垮、冒落。采用普通留礦法開采時(shí)，放礦前，礦石充填于采空區(qū)中，支撐了上下盤；放礦后，上下盤失去了礦石支撐，圍巖易發(fā)生板裂狀垮落，致使采幅無法控制，通常整條礦脈只能局部挑采，礦房上采高度僅為20 m左右，開采風(fēng)險(xiǎn)極大，冒頂垮塌現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生(見圖1)。

(a)現(xiàn)場(chǎng)板裂狀礦巖

(b)放礦時(shí)上盤圍巖板裂示意圖

2 計(jì)算模型建立及模擬方案設(shè)計(jì)

2.1 建立模型

采用CAD-ANSYS-FLAC3D的方法建模[14]。根據(jù)礦山資料，采用 AutoCAD 軟件建立模型平面圖(見圖2)，并將其作為可讀文件導(dǎo)出，將平面礦體模型導(dǎo)入 ANSYS 軟件，依據(jù)平面圖建立三維立體計(jì)算模型。傾斜礦脈上下盤由于節(jié)理裂隙較為發(fā)育，巖體強(qiáng)度較低，視為軟弱巖層[15]，其巖體物理力學(xué)參數(shù)根據(jù)巖體結(jié)構(gòu)面測(cè)試和現(xiàn)場(chǎng)調(diào)查結(jié)果經(jīng)強(qiáng)度折減后得到。

圖2 模型平面圖

選取礦山中深部合理范圍建立天然工況下對(duì)應(yīng)的三維數(shù)值模型，以礦體水平方向?yàn)閄軸，礦體走向?yàn)閅軸，豎直方向?yàn)閆軸，模型尺寸為30 m×60 m×90 m。模型由變質(zhì)砂巖、板巖、石英脈礦巖三種不同性質(zhì)巖體組成。為了便于觀察礦體在開采后上下盤圍巖以及礦柱受擾動(dòng)的變形情況，對(duì)不同的巖體采取漸變式網(wǎng)格劃分，即越接近礦體網(wǎng)格越細(xì)密。模擬分段礦房采礦方法，其中礦脈長(zhǎng)30 m，采幅寬1.2 m，高40 m，傾角72°。

2.2 模擬方案

采用傳統(tǒng)留礦法對(duì)礦脈進(jìn)行開采，選定的試驗(yàn)采場(chǎng)處于破碎泥化圍巖環(huán)境中，上下盤巖體與礦體接觸帶附近結(jié)構(gòu)面發(fā)育且?guī)r體破碎。在復(fù)雜的地質(zhì)條件下，為了觀察原生礦柱、人工礦柱的支護(hù)效果，模擬3種不同支護(hù)情況下的上下盤圍巖變化狀態(tài)。根據(jù)該難采礦段的實(shí)際長(zhǎng)度，模擬采場(chǎng)長(zhǎng)度為30 m，分別建立以下3個(gè)計(jì)算模型：

a.模型1。模擬長(zhǎng)度30 m的礦脈在無礦柱條件下的開挖狀況，礦房沿礦脈走向無礦柱支撐，開采順序由下至上，為簡(jiǎn)化計(jì)算過程，將上采過程分為4個(gè)分段。

b.模型2。在礦房中間采用原生礦柱分隔，為了簡(jiǎn)化計(jì)算，將空區(qū)頂板視為彈性梁、礦柱布設(shè)于空區(qū)中間時(shí)，礦柱支護(hù)達(dá)到最佳效果。根據(jù)實(shí)際工況要求，在長(zhǎng)度30 m的礦脈中間部位選取長(zhǎng)度為3 m的原生礦柱[見圖3(b)]。由下至上分4段開采，每分層先開采礦柱左端，完成后再開采右端，按分層順序逐漸上采。

c.模型3。提出了上采過程分段架設(shè)人工散體礦柱的技術(shù)方案，在礦脈中間部位選取長(zhǎng)度為3 m的人工礦柱，每一分層開采完成后，在礦柱位置充入散體礦石作為人工礦柱支撐上下盤，然后繼續(xù)上采，作為人工礦柱的散體礦石主要來自中部掏槽孔爆破。由于薄礦脈節(jié)理較發(fā)育，與散體礦柱類似，上采過程中作為人工礦柱的散體礦石處于受壓狀態(tài)，其塊度較大，抗壓能力與原生礦柱相似，所以將人工散體礦柱相關(guān)參數(shù)設(shè)置為與原生礦柱參數(shù)相同的值。

(a)立體圖 (b)模型2開采

(c)模型3開采

2.3 模型計(jì)算參數(shù)的選擇

根據(jù)具體地質(zhì)條件，在礦區(qū)分布較廣并具有代表性的圍巖巖體種類分別為變質(zhì)砂巖、板巖，主要礦石為石英脈礦石。經(jīng)實(shí)驗(yàn)室單軸壓縮、抗拉、抗剪等試驗(yàn)測(cè)定巖體的相關(guān)參數(shù)(見表1)。

表1 礦區(qū)巖體力學(xué)參數(shù)

根據(jù)礦山巖石實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)，模擬采場(chǎng)埋深約370 m，屬于中等開采深度，處于較高應(yīng)力條件下，基于Hoek-Brown基本公式，采用0<σ3<0.5σci作為邊界條件估算單軸抗壓強(qiáng)度。為了得到符合實(shí)際工程的力學(xué)參數(shù)，采用Hoek-Brown準(zhǔn)則進(jìn)行強(qiáng)度折減，然而該準(zhǔn)則具有標(biāo)準(zhǔn)不統(tǒng)一的特點(diǎn)，需確定合理的強(qiáng)度折減方案和系數(shù)。根據(jù)獲取的礦山實(shí)際巖樣，以室內(nèi)試驗(yàn)得到的巖石物理力學(xué)參數(shù)為基礎(chǔ)、巖體質(zhì)量評(píng)價(jià)體系為依據(jù)[16]，運(yùn)用Hoek-Brown準(zhǔn)則將參數(shù)進(jìn)行折減修正后，確定合理的強(qiáng)度參數(shù)值。

HOEK等[17-18]對(duì)Griffith理論及其修正理論進(jìn)行了分析，對(duì)大量巖石三軸試驗(yàn)數(shù)據(jù)和巖體現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)結(jié)果進(jìn)行了統(tǒng)計(jì)，推導(dǎo)出了巖塊和巖體破壞時(shí)極限主應(yīng)力之間的關(guān)系式：

(1)

式中：σ1為巖石破壞時(shí)的最大主應(yīng)力；σ3為最小主應(yīng)力；σci為巖石單軸抗壓強(qiáng)度；m、s、a表示與巖性及結(jié)構(gòu)面有關(guān)的參數(shù)。

m、s表示為RMR(Rock Mass Rating)的函數(shù)．按屈服準(zhǔn)則[19]表示為

(2)

(3)

IGS=RMR-5,

(4)

式中，mi為巖石材料常數(shù)，D為擾動(dòng)系數(shù)，IGS為地質(zhì)強(qiáng)度因子(Geolocical Strength Index)。

巖體試樣受力狀態(tài)對(duì)參數(shù)結(jié)果有較大影響，在折減過程中，考慮到結(jié)構(gòu)面分布、節(jié)理?xiàng)l件等因素，根據(jù)RMR體系分類評(píng)價(jià)方法[16]及某礦山地質(zhì)資料，按照參數(shù)標(biāo)準(zhǔn)評(píng)分，得到RMR；按節(jié)理分類對(duì)其進(jìn)行修正，使用修正后的RMR將巖體分級(jí)，對(duì)IGS量化，得到此地質(zhì)條件下的相關(guān)參數(shù)(見表2)。因IGS均大于25，故確定a為0.5。

表2 巖體試樣相關(guān)參數(shù)

將Hoek-Brown準(zhǔn)則的強(qiáng)度參數(shù)和Mohr-Coulomb準(zhǔn)則的強(qiáng)度參數(shù)作等效轉(zhuǎn)換，確定巖體參數(shù)[20-21]，并應(yīng)用至實(shí)際工程中。當(dāng)σt<σ3<σ3max時(shí)，兩種強(qiáng)度準(zhǔn)則的曲線吻合較好。結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)調(diào)查和室內(nèi)巖石力學(xué)試驗(yàn)，經(jīng)折減得到不同性質(zhì)巖體的力學(xué)參數(shù)(見表3)。

表3 折減后的礦巖巖體力學(xué)參數(shù)

2.4 能量計(jì)算原理

巖體在外力作用下會(huì)產(chǎn)生變形破壞，所做的功轉(zhuǎn)變?yōu)閮?chǔ)存于固體內(nèi)的能量，稱為變形能或應(yīng)變能，其中彈性變形能為外力逐漸減小時(shí)固體釋放出的部分能量。假設(shè)巖體在變形過程中無熱交換，根據(jù)熱力學(xué)第一定律[22]：

U=Ue+Ud，

(5)

式中，U為應(yīng)變能密度，Ue為彈性能密度，Ud為耗散能密度。

在三向應(yīng)力狀態(tài)下，各部分能量表示為

(6)

(7)

式中，v為泊松比，E為彈性模量。

根據(jù)彈性力學(xué)理論，調(diào)用數(shù)值模擬軟件FISH語(yǔ)言，記錄應(yīng)變能與彈性應(yīng)變能密度變化趨勢(shì)，對(duì)模型的能量演化進(jìn)行模擬分析。

3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

3.1 采場(chǎng)位移變化分析

模型橫向位移云圖如圖4所示。由圖4可知，礦體上盤區(qū)域向X正方向移動(dòng)，下盤區(qū)域向X負(fù)方向移動(dòng)，位移分別集中在上盤25～40 m與下盤0～10 m開采高度；上盤位置由于傾角問題受到上部圍巖擠壓，巖壁產(chǎn)生崩裂滑落，變化區(qū)域幾乎涵蓋了整個(gè)開采高度。模型1隨著上采高度的增加，橫向位移呈線性增加，在開采高度達(dá)到40 m時(shí)，位移最大變化量達(dá)到1.499 mm。模型2的礦柱采取預(yù)留原生礦柱，最大橫向位移在開采到40 m時(shí)變化范圍在0.30～0.48 mm，變化較小。模型3先將原生礦柱開采完成，之后填入與其強(qiáng)度相同的人工礦柱進(jìn)行模擬，其位移變化小于模型1，大于模型2。3個(gè)模型隨著開采高度的增大，上下盤向水平方向均發(fā)生了不同程度的位移，變化的趨勢(shì)基本相似，隨著不斷向上開采，橫向位移逐漸增大。

模型縱向位移云圖如圖5所示。由圖5可知：位移變化區(qū)域分布在采空區(qū)的整個(gè)上下盤，較為規(guī)律，局部位置下方受更深部巖體的影響，底部出現(xiàn)正方向的位移，向上拱起，而上方受巖體及其自重的影響出現(xiàn)向下的位移，并逐漸向上下盤的巖層擴(kuò)散；下盤受更深巖體的擠壓，表現(xiàn)出向上移動(dòng)的趨勢(shì)。模型上盤縱向位移等值線如圖6所示。結(jié)合圖5、圖6可知：模型1位移集中擴(kuò)散分布在上盤中上部位置，最大位移變化量約為5.459 mm，范圍遍及整個(gè)圍巖區(qū)域；模型2、3中由于30 m跨度正中心有3 m礦柱，降低了采場(chǎng)跨度，位移變化量分別降至2.643、4.421 mm。綜合圖4-圖6可知：3個(gè)模型在上采前期一二段開采時(shí)，位移變化量較??；當(dāng)上采至三四段區(qū)域后，位移產(chǎn)生了較大的變化；說明當(dāng)上采高度超過一半以后，上下盤巖體開始向臨空面產(chǎn)生位移；相對(duì)于模型1，模型2、3在礦房中間增加了礦柱支撐結(jié)構(gòu)，產(chǎn)生明顯位移的區(qū)域大幅縮??；模型3采用人工礦柱支撐，其發(fā)生主要位移的區(qū)域和位移均小于模型1。

(a)模型1 (b)模型2 (c)模型3

(a)模型1 (b)模型2 (c)模型3

(a)模型1 (b)模型2 (c)模型3

3.2 能量變化分析

模型的應(yīng)變能變化曲線如圖7所示。由圖7可知：一二段下中部開采時(shí)，3種方法能量釋放和再平衡的時(shí)間相近；但隨著上采高度的增加，3種支護(hù)方式下的應(yīng)變能變化曲線出現(xiàn)偏離；利用原生礦柱作為支撐結(jié)構(gòu)的礦房能量釋放明顯減少，且再平衡時(shí)間縮短；隨著上采高度的繼續(xù)增加(第四階段)，采用人工礦柱作為支撐結(jié)構(gòu)的礦房與原生礦柱支撐的礦房能量釋放逐步接近，均小于未設(shè)置支撐礦柱的礦房。綜合分析可知，隨著開采的進(jìn)行，模型整體釋放能量呈線性增加，并且隨著后續(xù)開采，3個(gè)模型曲線由開始的幾近重合到開采完成釋放能量曲線的明顯偏離，說明巖體破壞的變化與能量變化密切相關(guān)。通過能量計(jì)算分析的方法，可以很容易判定不同支護(hù)方式的優(yōu)越性。

圖7 應(yīng)變能變化曲線

由圖7可知，能量變化差異主要出現(xiàn)在三、四段開采的位置，選取三段(20～30 m)開采并給出各關(guān)系曲線(見圖8)，各模型的能量變化見表4。

圖8 三段開采應(yīng)變能密度、應(yīng)力與應(yīng)變關(guān)系曲線

表4 各模型隨開采的能量變化

由圖8(a)可知：每段開采后，巖體受到擠壓而出現(xiàn)變形，此時(shí)應(yīng)變最大，開采完成后，曲線趨向水平，模型逐漸穩(wěn)定，應(yīng)變也不再變化；在這個(gè)過程中，施加的應(yīng)力(外力)做功，轉(zhuǎn)變?yōu)閮?chǔ)存在巖體內(nèi)的能量；當(dāng)變形逐漸減小后，巖體釋放能量做功，模型2的能量拐點(diǎn)略小于模型1、3的能量拐點(diǎn)，釋放的能量變化也為最低。由圖8(b)可知，模型2的豎直應(yīng)力最小。結(jié)合圖7、表4，在一段開采后，模型3尚未形成人工散體礦柱，3個(gè)模型的曲線幾乎重合；在二、三、四段開采過程中，模型2、3明顯降低了能量的釋放，且模型2原生礦柱狀態(tài)下的應(yīng)變能密度遠(yuǎn)小于模型1、3，說明模型2、3比模型1在開采結(jié)束后上下盤巖體將會(huì)更快穩(wěn)定。另一方面，基于能量變化的分析雖然在一定程度上避免了圍巖在次生應(yīng)力下失穩(wěn)破壞的位移、應(yīng)力、應(yīng)變之間的復(fù)雜關(guān)系，但并未考慮圍巖失穩(wěn)垮落坍塌后的變化，存在一定局限性；且每段開采后，應(yīng)變?cè)黾佣鴳?yīng)力幾乎無變化，考慮可能是發(fā)生了蠕變?；谀芰糠ǖ牡叵麻_采圍巖支護(hù)方法還有待進(jìn)一步研究。

4 結(jié)論

a.根據(jù)模擬結(jié)果，以無礦柱開采為對(duì)照組、原生礦柱支護(hù)與散體人工礦柱支護(hù)為實(shí)驗(yàn)組，通過減小回采跨度，提高了整個(gè)采場(chǎng)結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性，原生礦柱支護(hù)穩(wěn)定性最高，散體人工礦柱支護(hù)次之，兩種支護(hù)方式均有效提高了回采的安全性。

b.對(duì)急傾斜薄礦脈開采時(shí)的圍巖的3種支護(hù)方式模擬研究的結(jié)果表明，3個(gè)模型隨著開采高度的增加，上下盤向水平方向均發(fā)生了不同程度的位移，變化趨勢(shì)基本相似；從數(shù)值上分析，3個(gè)模型的橫、縱向位移最大值約為5.549 mm，位移變化量在可控范圍內(nèi)；從變化區(qū)域分析，位移產(chǎn)生較大變化的位置集中在三四段(20～40 m)開采區(qū)域；綜合分析后可知，3個(gè)模型三四段位置上下盤圍巖均出現(xiàn)了較小程度的滑垮和冒落。

c.FLAC3D數(shù)值模擬方法借助編程語(yǔ)言可直觀、量化地顯示開采前后的能量變化，隨分段開采的進(jìn)行，巖體釋放的能量也隨之增大，能量變化具有一定的規(guī)律性，且上采達(dá)到一定高度后模型之間表現(xiàn)出了差異性；其中模型2預(yù)留原生礦柱釋放的能量最小，模型3次之，在上采后期，二者能量釋放逐步接近；結(jié)合位移變化情況分析，預(yù)設(shè)原生、人工礦柱對(duì)圍巖的控制效果達(dá)到了礦山設(shè)計(jì)要求。且模型3礦房回采結(jié)束后，可以通過人工溜井回收礦石，礦石損失率較小。同時(shí)，作為礦柱的散體礦石來自回采過程，不影響整個(gè)采場(chǎng)人行井與回風(fēng)線路的布置。因此，建議采用人工散體礦石作為支柱支撐礦房。