池秀文,呂占勝，張文舉，張聰瑞

(1.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院，湖北 武漢 430070； 2.礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點實驗室，湖北 武漢 430070)

保安礦柱的圈定問題是礦山深部開采中重要的研究內(nèi)容[1]，湖北三鑫金銅股份有限公司(以下簡稱三鑫金銅礦)采用充填采礦法，為保護地表工業(yè)場地及井筒，留有較多保安礦柱，尤其是桃花嘴-570 m以下中段，保安礦柱壓礦嚴重。為最大限度減少保安礦柱圈定范圍，提高礦產(chǎn)資源采出率，同時又能有效地保護地表地貌和井筒等重要建筑物，減少采動損害，深入開展保安礦柱圈定方法的研究很有意義。

文獻[2]記載，紅透山銅礦井筒下部壓礦嚴重，傳統(tǒng)法圈定保安礦柱范圍較大，使用安全深度結(jié)合巖移角重新圈定井筒保安礦柱，將圈定范圍上界由-289 m改為+73 m，保安礦柱范圍大面積減少，實踐證明用安全深度圈定保安礦柱是可行的。

安全深度的概念被提出后，由于礦山地質(zhì)條件的復(fù)雜性，開采因素多樣性，多個參數(shù)難以確定，所以始終沒有明確的確定安全深度的方法[3-5]。揚重工[6]提出的用采深比和跨深比的概念預(yù)測安全深度，實際上屬于經(jīng)驗預(yù)測。王志方[7]提出安全深度計算方法，認為礦體賦存深度大于開采引起的上覆巖層冒落帶和下沉帶之和時，下沉移動便不會傳遞到地表，此時下沉帶頂端以下即為安全開采深度。崔希民等[8]從地表建筑物的臨界變形著手，分析安全開采深度與保護物等級變形要求的關(guān)系，計算出安全開采深度，為指導(dǎo)地下開采和建筑物搬遷提供理論依據(jù)。鑒于以上不足，以壓礦嚴重的三鑫金銅礦桃花嘴礦區(qū)為工程背景，運用理論計算以及有限元數(shù)值模擬對安全深度的確定進行研究。

1 工程概況

三鑫金銅礦桃花嘴礦床壓礦量較多，桃花嘴礦床共有3個礦體群，分布有十幾個礦體，其中以桃Ⅱ礦體群中的Ⅱ-4礦體規(guī)模最大，銅金屬儲量占有量達整個礦區(qū)的77%，是礦山銅產(chǎn)量的主要來源。本次研究以Ⅱ-4礦體為研究對象，Ⅱ-4礦體賦存深度為-210～-620 m，水平厚度20～40 m，礦體走向35°，礦體傾角為60～75°，為北西方向傾斜，礦體內(nèi)礦石類型豐富，主要包含銅礦石、金礦石、鐵礦石等。

2 充填開采安全深度理論計算

地下開采活動對巖層及地表影響的根本原因是下沉量，因為由地表下沉引起的傾斜變形、水平變形、曲率才是造成地表地貌、地表重要建筑物損壞的直接原因，因此主要研究傾斜變形、水平變形、曲率與安全深度之間的數(shù)學(xué)關(guān)系。

概率積分法是基于隨機介質(zhì)理論基礎(chǔ)提出的[9-10]，概率積分法關(guān)于傾斜變形的最大值imax，水平變形的最大值εmax與曲率最大值kmax的計算見式(1)～(3)。

(1)

(2)

(3)

式中：Wmax為地表最大下沉量；β為采動影響角，tanβ為采動影響正切值；H為開采深度；b為水平移動系數(shù)。

由式(1)～(3)可得與之相對應(yīng)的開采深度，見式(4)～(6)，式中Wmax表達式見式(7)。

(4)

(5)

(6)

Wmax=mηqcosα

(7)

式中：q為下沉系數(shù)；α為礦體傾角；m為開采厚度，對于充填開采的礦山，需要引用等效采厚概念；η為等效采厚系數(shù)；其他符號含義同上。

煤炭工業(yè)局的文獻中規(guī)定地表磚石結(jié)構(gòu)建筑物的臨界變形值分別是i臨界=3×10-3m/m，ε臨界=2×10-3m/m，k臨界=0.2×10-3m-1，工業(yè)場地建筑多為磚石結(jié)構(gòu)，需要將地下開采引起地表變形值控制在臨界值內(nèi)。當由開采深度引起的地表變形在臨界值內(nèi)時，開采深度是安全的，三個變形指標臨界值分別對應(yīng)三個臨界開采深度，故將各項臨界值代入式(4)～(6)中得出臨界開采深度，見式(8)～(10)。

Hi=333mηqcosαtanβ

(8)

Hε=760bmηqcosαtanβ

(9)

(10)

確定臨界開采深度H臨時，取Hi、Hε、Hk之間的最大值。

參考類似充填開采礦山的預(yù)計參數(shù)，結(jié)合本礦研究區(qū)域的頂板巖性和充填條件，確定概率積分參數(shù)為，b=0.3，q=0.322，tanβ=2，開采厚度m=20 m，等效采厚系數(shù)η=0.2，礦體傾角60°。將各項參數(shù)代入式(8)～(10)中，得：Hi=428.9 m，Hε=293.6 m，Hk=139.9 m。

則取H臨=Hi，臨界開采深度認為賦存在-428.9 m以下的礦體開采不會對地表產(chǎn)生影響，即充填開采臨界安全深度為-428.9 m。

3 有限元數(shù)值模擬研究

3.1 建立有限元計算模型

通過數(shù)學(xué)計算，得出臨界安全開采深度為-428.9 m，為驗證以及進一步確定安全開采深度，本次模擬研究區(qū)域為-470～-420 m中段，將礦體分為12層，第一分層厚度為5 m，其余各分層為4 m。為了更清晰地觀測井筒位移應(yīng)力變化情況，確定模型尺寸：長(x)×寬(y)×高(z)=140 m×300 m×140 m，井筒位于模型左側(cè)，直徑6 m，井壁厚度0.5 m。模型中X軸方向為正向向東，Y軸方向為礦體走向方向，Z軸方向為垂直方向向上。井筒、礦體相對位置見圖1。

圖1 井筒、礦體相對位置示意圖

圖2 FLAC3D中礦體、井筒模型圖

表1 礦巖物理力學(xué)參數(shù)

3.2 物理參數(shù)的選取

在調(diào)研礦山地質(zhì)資料與現(xiàn)場試驗的基礎(chǔ)上，對室內(nèi)巖石物理參數(shù)進行工程化處理，得到模擬用的礦巖物理力學(xué)參數(shù)，見表1。

4 數(shù)值模擬結(jié)果分析

模擬內(nèi)容為開采過程中采場頂板下沉量與塑性區(qū)分布、井筒位移與應(yīng)力變化情況。通過判定開采過程力學(xué)參數(shù)的變化情況，從而判定開采活動是否對頂板、井筒造成影響，即可找到開采安全深度。

4.1 頂板下沉量與塑性區(qū)分布分析

4.1.1 頂板下沉量分析

取不同分層開采時XZ平面上的切面，分析不同分層開采時頂板下沉量和開采活動對上覆巖層的影響，取第二分層(-462 m)、第五分層(-450 m)、第八分層(-438 m)、第十一分層(-426 m)的位移云圖，詳見圖3。

圖3 開采各分層時頂板位移云圖

由圖3可知，初期開采時，開采引起的位移變化區(qū)域較小，第二分層開采時位移變化主要集中在頂板，頂板最大下沉量21.9 mm，隨著開采向上進行，頂板下沉量不斷增大，開采十一分層時頂板最大下沉量為31.4 mm，下沉量均在安全范圍內(nèi)。隨著開采向上進行，位移變化區(qū)域不斷增大，第八層開采和第十一層開采時位移變化區(qū)域趨于穩(wěn)定，開采八分層以下礦體對上部巖層影響有限，可認為進入安全深度范圍。

4.1.2 頂板塑性區(qū)分析

取不同分層開采時XZ平面上的切面，分析不同分層開采時頂板塑性區(qū)分布情況，取第二分層、第五分層、第八分層、第十一分層的塑性區(qū)分布圖，詳見圖4。

圖4 開采各分層時頂板塑性區(qū)分布

對比不同分層開采時塑性區(qū)分布，在開采過程頂?shù)装逶l(fā)生過剪切破壞和拉伸破壞，說明開采過程中曾存在破壞。隨著開采向上進行，塑性區(qū)域不斷擴大，開采活動對下部的影響大于上部，開采第八分層以下礦體時對上覆巖層的影響有限。

4.2 井筒穩(wěn)定性分析

4.2.1 井筒位移變化分析

每年度召開兩次各街道耕保人員會議，落實該年度耕地質(zhì)量監(jiān)測工作；研究部署工作任務(wù)，確保工作能夠順利開展；在關(guān)鍵環(huán)節(jié)召開技術(shù)培訓(xùn)，通過技術(shù)培訓(xùn)，提高耕地質(zhì)量監(jiān)測人員的業(yè)務(wù)水平，促進全區(qū)耕地質(zhì)量監(jiān)測工作高質(zhì)量完成。

為了分析不同分層礦體開采時，井筒豎向位移、水平位移的變化情況，做XZ平面(Y軸垂直面)、XY平面(Z軸垂直面)的切面，對不同時期的井筒豎向位移、水平位移進行比較。分別取第二分層、第五分層、第八分層、第十一分層的位移云圖，詳見圖5。

由圖5可得出，在開采初期井筒整體下沉量均勻，隨著開采向上進行，井筒上部的下沉量增加明顯，井筒上部下沉量大于下部，開采活動對上部的影響較大；開采初期井筒水平位移量為負，主要受到附近巖層拉應(yīng)力作用，第八層開采后不再出現(xiàn)負位移，且隨著向上開采井筒水平位移不斷增大。

4.2.2 井筒應(yīng)力分析

不同分層礦體開采后，分析井筒豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力變化情況，做XZ平面、XY平面的切面，對井筒豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力變化進行橫向?qū)Ρ?。分別取第二分層、第五分層、第八分層、第十一分層應(yīng)力云圖，詳見圖6。

由圖6可得出，井筒的豎向應(yīng)力大于水平應(yīng)力，且水平應(yīng)力分布均勻，隨著開采向上進行水平應(yīng)力有減小的趨勢，各分層水平應(yīng)力變化不大；開采初期，井筒豎向應(yīng)力分布均勻，井筒整體應(yīng)力變化小，隨著開采向上進行，井筒上部應(yīng)力變化不明顯，井筒下部應(yīng)力變化較快，且隨著開采向上進行不斷加快，當開采到第八層和第十一層時井筒下部豎向應(yīng)力明顯大于上部。

圖5 開采各分層時井筒豎向位移、水平位移云圖

4.3 結(jié)果分析

通過分析各分層開采時頂板下沉量與塑性區(qū)分布、井筒位移與應(yīng)力變化情況，得出：開采第八分層以下礦體時對上部巖層影響有限，采空區(qū)上部塑性破壞區(qū)域較小且趨于穩(wěn)定，巖移活動不再向上傳遞；井筒水平、豎向位移變化不大，且變化較為規(guī)律，對井筒不造成影響。把第八分層的開采深度-442 m代入式(1)～(3)中，可得此時的井筒傾斜變形值i=2.9×10-3m/m，水平變形值ε=1.3×10-3m/m與曲率值k=2.0×10-5m-1，均在臨界變形值內(nèi)，符合安全規(guī)定。因此可認為第八分層位置處為開采安全深度，即安全深度為-442 m。

5 保安礦柱圈定

以安全深度-442 m為上邊界，留出井筒保護帶寬度20 m，結(jié)合巖移角60°對安全深度以下礦體重新圈定保安礦柱，與傳統(tǒng)法相比大大減小了圈定范圍，釋放大量壓礦。安全深度方法與原有傳統(tǒng)方法圈定保安礦柱的范圍對比見表2。

圖6 開采各分層時井筒豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力云圖

表2 兩種方法圈定礦柱范圍對比

6 結(jié) 語

基于隨機介質(zhì)理論的概率積分法，反演了深部充填開采安全深度理論公式，計算了臨界開采深度為-428.9 m。通過有限元數(shù)值模擬對理論計算進行驗證以及進一步的精確化，對各分層開采時頂板下沉量與塑性區(qū)分布、井筒位移與應(yīng)力變化進行了數(shù)值計算、分析，得出開采第八分層以下礦體時對頂板、井筒不造成影響，進一步確定了安全開采深度，即安全開采深度為-442 m?；诎踩疃壤碚搶Ρ０驳V柱進行重新圈定，與原有傳統(tǒng)方法相比，減少了大量圈定范圍，釋放了大量壓礦量，提高了礦產(chǎn)資源利用率，提高了礦山經(jīng)濟效益。