龍林健,陳星明,劉傳舉,劉小平,莫 超
(西南科技大學(xué) 環(huán)境與資源學(xué)院,四川 綿陽 621010)
隨著資源的開發(fā)利用,礦山開采將由淺部向深部轉(zhuǎn)變;開采深度的增加,將使崩落采礦法所引起的地表沉降范圍大大增加,破壞礦區(qū)周邊生態(tài)環(huán)境,而充填采礦法則可有效控制地表變形。從目前來看,崩落法轉(zhuǎn)充填法在實際礦山生產(chǎn)中并不少見,但在這兩種采礦方法轉(zhuǎn)變前需在關(guān)鍵分段設(shè)置隔離層:一方面可通過設(shè)置充填體隔離層,減緩圍巖移動速率,從而保障深部開采礦房的穩(wěn)定性;另一方面可預(yù)留隔離礦柱,由此形成隔離層將兩種采礦方法隔開,從而達到安全過渡的目的[1-2]。
預(yù)留隔離礦柱的厚度主要由安全和經(jīng)濟兩個因素決定,現(xiàn)階段隔離礦柱厚度確定方法主要有理論分析、經(jīng)驗公式、室內(nèi)試驗以及數(shù)值模擬等[3]。國內(nèi)常用的隔離礦柱理論計算方法有厚跨比法、荷載傳遞線交匯法、K.B.魯佩涅依特公式法、平板梁法、結(jié)構(gòu)力學(xué)法、普氏拱法等[4]。韓進仕等[5]根據(jù)隔離礦柱理論,結(jié)合數(shù)值模擬計算,擬合出了大理石地下開采頂板合理厚度公式??芟蛴畹萚6]將數(shù)值模擬和理論計算相結(jié)合,使其研究結(jié)果更加真實可靠。裴明松等[7]采用數(shù)值模擬方法對程潮鐵礦聯(lián)合開采隔離礦柱進行了研究,結(jié)果表明,隔離礦柱取20 m時礦山綜合效益最高。曾令義等[8]通過理論計算得出隔離層安全厚度,并結(jié)合數(shù)值模擬驗證了安全厚度的合理性?,F(xiàn)階段利用算法對隔離礦柱厚度進行優(yōu)選的研究較少,戴興國等[9]基于λ模糊測度和Choquet積分構(gòu)建了動態(tài)綜合評價法,提出了選擇隔離礦柱回采方案的新思路。
本文采用理論公式計算隔離礦柱厚度,利用MIDAS/FLAC3D構(gòu)建了4種礦體回采數(shù)值模型,根據(jù)模擬結(jié)果選取最大主應(yīng)力、最小主應(yīng)力、頂?shù)装逦灰屏孔鳛榘踩u價指標(biāo),以礦石回采率作為經(jīng)濟評價指標(biāo),基于Critic賦權(quán)法對4種方案進行優(yōu)選,以期獲得最優(yōu)的隔離礦柱厚度。
某鎳礦二采區(qū)采用無底柱分段崩落法開采,該礦地質(zhì)品位為0.66%,礦體平均傾角約90°,礦體平均厚度為50 m。截至2019年,采區(qū)1 590~1 642 m水平礦石回采基本結(jié)束。1 642 m水平以上存在厚50 m的第四系表土層、17.3 m的氧化層冒落散體以及32.7 m的氧化層;崩落采礦法出礦量為總回采礦石量的1/3左右,1 590 m水平上部還存在總高度約34.7 m的崩落散體。地層結(jié)構(gòu)如圖1所示。
圖1 地層結(jié)構(gòu)示意圖
崩落法采礦已經(jīng)使得地表多處出現(xiàn)坍塌,若繼續(xù)采用此法開采將會導(dǎo)致地表沉降范圍不斷擴大。為保護礦區(qū)周邊環(huán)境,保證安全回采,決定將崩落采礦法改為充填采礦法。
為簡化計算,對于隔離礦柱理論厚度的確定,本文選用以下幾種應(yīng)用較多的數(shù)學(xué)和力學(xué)理論相結(jié)合的計算方法。
厚跨比法計算式為
(1)
式中:H為隔離礦柱厚度,m;W為采空區(qū)跨度,m;K為安全系數(shù)。根據(jù)礦山設(shè)計文件可知,采空區(qū)跨度為15 m,安全系數(shù)取1.5~2.0。
按厚跨比法計算得到隔離礦柱厚度H≥11.25~15.00 m。
K.B.魯佩涅依特公式法計算式為
(2)
式中:ρ為隔離礦柱巖石密度,t/m3;σB為隔離礦柱強度極限,σB=σna/(k0k3),k0=2~3,k3=7~10,σna=(0.07~0.1)σc,σc為巖石的單軸抗壓強度,MPa;g為隔離礦柱上方散體、氧化礦及第四系表土層對礦柱的壓應(yīng)力,MPa。
根據(jù)礦山巖體力學(xué)參數(shù),算得σB=0.44 MPa;g值可結(jié)合隔離礦柱上部散體、氧化礦及第四系表土層厚度用公式g=γh計算,算得g=2.825 MPa(γ為礦石容重,h為厚度)。
由K.B.魯佩涅依特公式法算得隔離礦柱厚度為7.1~9.5 m。
平板梁法隔離礦柱安全厚度計算式為
(3)
式中:γ為隔離礦柱礦巖容重,N/cm3;σt為隔離礦柱巖土體抗拉強度,MPa。
根據(jù)礦山巖體力學(xué)參數(shù),γ為0.027 N/cm3,隔離礦柱抗拉強度為0.8 MPa。由平板梁法可算得隔離礦柱厚度為5.7~7.6 m。
結(jié)構(gòu)力學(xué)法隔離礦柱安全厚度計算式為
(4)
式中:q為隔離礦柱附加載荷,MPa;b為隔離礦柱單位計算寬度,m;σ許為隔離礦柱允許拉應(yīng)力,MPa,σ許=σt/K。
由結(jié)構(gòu)力學(xué)法算得隔離礦柱厚度為6.9~8.1 m。
綜合上述4種計算方法,算得的安全礦柱厚度分別為11.25~15.00、7.1~9.5、5.7~7.6、6.9~8.1 m。為方便控制變量,故統(tǒng)一取安全系數(shù)為2.0時的隔離礦柱厚度作為理論安全厚度。隔離礦柱理論厚度分別取15.0、9.5、7.6、8.1 m。
該礦山沿用原開拓系統(tǒng),保持分段高度20 m不變,為減少礦石損失,考慮對第一分段進行部分礦石回采,礦房跨度均為15 m,本次模擬9個礦房回采,采區(qū)長度為135 m。對應(yīng)理論計算結(jié)果,隔離礦柱厚度方案為:①方案1,隔離礦柱厚15.0 m;②方案2,隔離礦柱厚9.5 m;③方案3,隔離礦柱厚7.6 m;④方案4,隔離礦柱厚8.1 m。模型長400 m、寬300 m、高255 m,三維網(wǎng)格模型如圖2所示。
圖2 礦體三維網(wǎng)格模型
本次模擬回采分6個時步進行:時步1回采礦房5;時步2充填礦房5,回采礦房3、7;時步3充填礦房3、7,回采礦房1、9;時步4充填礦房1、9,回采礦房4、6;時步5充填礦房4、6,回采礦房2、8;最后充填礦房2、8。礦房布置見圖3。
圖3 礦房布置示意圖
模型中的礦巖均為彈塑性材料,因此選用摩爾-庫侖準(zhǔn)則作為材料屈服準(zhǔn)則。摩爾-庫侖準(zhǔn)則表達式為
τn=C+σntanφ,
(5)
式中:τn為滑移面切應(yīng)力,MPa;C為內(nèi)聚力,MPa;σn為滑移面上的正應(yīng)力,MPa;φ為內(nèi)摩擦角,(°)。
經(jīng)折減后的巖體力學(xué)參數(shù)見表1。
表1 巖體力學(xué)參數(shù)
本次模擬包括6個回采時步、4種隔離礦柱厚度,因篇幅所限,僅列出各方案回采過程中的最大與最小主應(yīng)力云圖。
3.3.1 最大主應(yīng)力對比分析
根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果,最大主應(yīng)力出現(xiàn)在第4回采時步(見圖4)。
(a)方案1
由圖4可以看出,最大主應(yīng)力基本出現(xiàn)在礦房兩幫。在礦房開挖過程中,由于應(yīng)力重新分布,頂?shù)装宄霈F(xiàn)了應(yīng)力釋放區(qū)。對比礦房1、9和礦房4、6的最大主應(yīng)力云圖可以發(fā)現(xiàn),礦房充填以后并未有效改變其頂?shù)装宓膽?yīng)力分布狀態(tài);但從實際生產(chǎn)來看,充填體在采空區(qū)內(nèi)部起到了支撐作用,能有效阻止采空區(qū)的進一步變形。模擬結(jié)果顯示,4種方案的最大主應(yīng)力峰值分別為8.292、9.539、7.488、8.243 MPa,即最大主應(yīng)力峰值排序為方案3<方案4<方案1<方案2。
3.3.2 最小主應(yīng)力對比分析
各方案的最小主應(yīng)力云圖如圖5所示。由于在FLAC3D中默認拉應(yīng)力值為正,壓應(yīng)力值為負,因此根據(jù)最小主應(yīng)力云圖可以確定最大拉應(yīng)力值的大小。由圖5可知,在礦房回采過程中,最大拉應(yīng)力出現(xiàn)在礦房頂板處,根據(jù)現(xiàn)場情況,頂板一般是受拉破壞,表明數(shù)值模擬結(jié)果與實際相符。4種方案的最大拉應(yīng)力值分別為0.591、0.592、0.583、0.600 MPa,均未超過礦石抗拉強度0.730 MPa。最小主應(yīng)力峰值排序為方案3<方案1<方案2<方案4。
(a)方案1
3.3.3 位移量峰值
因篇幅所限,位移云圖不在此一一列出。位移量變化情況如圖6所示。
(a)頂板沉降峰值折線圖
由圖6(a)可知:當(dāng)隔離礦柱厚度為15.0 m時,頂板沉降量僅為1.192 cm;而當(dāng)隔離礦柱厚度減小至9.5 m時,頂板沉降量達到了7.436 cm;隔離礦柱厚度下降至7.6 m和8.1 m時,沉降量均有增大。由此看出,頂板沉降量隨著隔離礦柱厚度的減小呈現(xiàn)逐漸增大的趨勢。4種方案的頂板沉降峰值分別為1.192、7.436、12.360、10.680 cm,即頂板沉降峰值排序為方案1<方案2<方案4<方案3。
由圖6(b)可知,各方案底板鼓起峰值較為接近。4種方案的底板鼓起峰值分別為0.722、0.719、0.743、0.739 cm,即底板鼓起峰值排序為方案2<方案1<方案4<方案3。
綜上可知,各方案均存在其優(yōu)勢指標(biāo),如最大主應(yīng)力與最小主應(yīng)力峰值均為方案3優(yōu)于其他方案,而位移峰值則是方案1和方案2優(yōu)于其他方案。如根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果主觀判斷最優(yōu)方案可能會使最終結(jié)果出現(xiàn)偏差,故本文采用Critic客觀賦權(quán)方法,以回采率為經(jīng)濟指標(biāo)對隔離礦柱厚度進行優(yōu)選,以期獲得隔離礦柱最優(yōu)厚度。
Critic方法是由DIAKOULAKI提出的一種客觀權(quán)重賦值法,該方法主要適用于多屬性、多目標(biāo)的決策,其主要思路是基于決策矩陣信息,建立數(shù)學(xué)模型計算權(quán)值[10]。Critic客觀賦權(quán)法綜合模型構(gòu)建步驟如下。
4.1.1 數(shù)據(jù)預(yù)處理
為消除量綱的影響,各指標(biāo)應(yīng)使用以下兩個公式之一進行歸一化處理:
(6)
(7)
式中,max(xij)和min(xij)分別為某一指標(biāo)在該類指標(biāo)中的最大值和最小值,xij為第i種隔離礦柱厚度的第j個評價指標(biāo)。其中式(6)適用于效益型指標(biāo)歸一化,式(7)則適用于成本型指標(biāo)歸一化。以歸一化后的數(shù)據(jù)建立評價矩陣M′。
4.1.2 計算評價指標(biāo)變異性及沖突性系數(shù)
標(biāo)準(zhǔn)差σj是評價指標(biāo)變異性的表征量,在此假設(shè)Critic客觀賦值法評價矩陣M為一個m×n的矩陣,評價指標(biāo)的沖突性系數(shù)計算式為
(8)
4.1.3 計算權(quán)重系數(shù)
各評價指標(biāo)的客觀權(quán)重確定是以指標(biāo)內(nèi)的變異性和沖突性來綜合表征的,其計算式為
(9)
根據(jù)評價指標(biāo)的權(quán)重系數(shù),可獲得權(quán)重矩陣W=[w1w2…wn]。
4.1.4 建立綜合評價模型
結(jié)合上述構(gòu)建的歸一化評價矩陣M′與權(quán)重矩陣W的轉(zhuǎn)置矩陣相乘,即可獲得綜合評價模型ST,其表達式為
ST=M′×WT,
(10)
式中,WT為權(quán)重矩陣W的轉(zhuǎn)置矩陣。
在模擬結(jié)果的基礎(chǔ)上,以礦石回采率為經(jīng)濟指標(biāo)進行評價,以獲得隔離礦柱最優(yōu)厚度。各方案評價指標(biāo)見表2。
表2 各方案評價指標(biāo)
根據(jù)表2,利用式(6)、式(7)對其進行歸一化處理,得到歸一化評價矩陣
結(jié)合Critic賦權(quán)法,根據(jù)評價矩陣求出各指標(biāo)標(biāo)準(zhǔn)差即變異系數(shù)σj(見表3),計算評價指標(biāo)的相關(guān)系數(shù)(見表4),根據(jù)相關(guān)系數(shù)計算指標(biāo)沖突性系數(shù)(見表5),結(jié)合式(9)計算各指標(biāo)權(quán)重系數(shù)(見表6),最后將評價矩陣與權(quán)重系數(shù)相乘得到各方案的最終得分(見表7)。
表3 評價指標(biāo)變異系數(shù)
表4 評價指標(biāo)相關(guān)系數(shù)
表5 評價指標(biāo)沖突性系數(shù)
表6 評價指標(biāo)權(quán)重系數(shù)
表7 各方案最終評分
從表7可以看出,方案1、方案2、方案3評分結(jié)果較為接近,其中方案1評分最高,即最優(yōu)的隔離礦柱厚度為15.0 m。
a.通過厚跨比法、K.B.魯佩涅依特法、平板梁法以及結(jié)構(gòu)力學(xué)法對某鎳礦崩落法轉(zhuǎn)充填法過渡階段隔離礦柱厚度進行了理論計算,得到隔離礦柱在安全系數(shù)為2.0時的理論厚度分別為15.0、9.5、7.6、8.1 m。
b.經(jīng)數(shù)值模擬計算,得到了4種不同隔離礦柱厚度下的最大主應(yīng)力峰值、最小主應(yīng)力峰值、頂板沉降峰值、底板鼓起峰值。
c.以最大主應(yīng)力、最小主應(yīng)力、頂板沉降、底板鼓起和回采率5個參數(shù)作為評價指標(biāo),采用Critic賦權(quán)法構(gòu)建評價模型,對隔離礦柱厚度進行優(yōu)選,最終得出最優(yōu)隔離礦柱厚度為15.0 m。