董秋平，徐浩，周科平，高德銳，楊念哥

(1.攀鋼礦業(yè)有限公司攀枝花鐵礦， 四川 攀枝花市 617025；2.中南大學 資源與安全工程學院， 湖南 長沙 410083)

0 引言

攀枝花鐵礦尖山地下礦前期采用露天開采，目前礦山已經轉入地下開采階段，所采用的采礦方法為無底柱分段崩落法。礦體北部和西部處于攀枝花倮密路的兩段路段，考慮崩落法開采對公路穩(wěn)定性的影響，部分礦體被遺留下來成為保安礦柱，積壓了大量優(yōu)質礦產資源。隨著開采深度的增加，保安礦柱壓礦量不斷增加，可開采礦量降低，礦山生產服務年限縮短甚至面臨關閉。為了避免浪費國有優(yōu)質礦產資源和延長礦山生產服務年限，礦山擬采用設置隔離礦柱和轉崩落法為分段鑿巖階段出礦嗣后充填法對保安礦柱及深部礦體進行回采。為充分減小保安礦柱及深部礦體回采對公路穩(wěn)定性的影響，有必要對分段鑿巖階段出礦嗣后充填法回采時的采場結構參數(shù)進行優(yōu)化，以選擇最優(yōu)的采場結構參數(shù)，從而實現(xiàn)保安礦柱高效、低成本的協(xié)同回采。

采場結構參數(shù)一方面影響著采場的穩(wěn)定性；另一方面也影響著礦山開采的經濟效益。因此，從安全生產和經濟效益最優(yōu)兩方面考慮，合理選取采場結構參數(shù)對于地下礦山開采顯得尤為重要。目前常用的確定采場結構參數(shù)方法主要有數(shù)值模擬[1-3]和Mathews穩(wěn)定圖法[4-5]。本研究以尖山地下礦為工程背景，對擬采用的不同采場結構參數(shù)方案進行數(shù)值模擬，選取公路保護帶和隔離礦柱底板的最大拉應力和下沉位移作為衡量指標，對不同采場結構參數(shù)下公路保護帶和隔離礦柱的穩(wěn)定性進行分析，確定出最適宜攀枝花鐵礦尖山地下礦保安礦柱回采的采場結構參數(shù)，實現(xiàn)礦山安全、經濟和高效開采。

1 工程概況

攀枝花鐵礦尖山地下礦位于四川省攀枝花市東區(qū)，礦石屬于中品位高硫低磷釩鈦磁鐵礦，富含釩鈦資源，開采價值極高。尖山地下礦有Ⅳ、Ⅷ、Ⅶ、Ⅵ、Ⅴ 5個礦帶，礦體呈單斜層狀、似層狀及透鏡狀產出，傾角50°～60°，長度約850 m，有效長度650 m左右，平均厚度187.62 m。由于無底柱分段崩落法主要通過爆破后破碎的覆蓋層補充空區(qū)，具有一定的松散性，抗拉能力較差；而分段鑿巖階段出礦嗣后充填法通過膠結充填的方式補充采空區(qū)，頂板應具有自穩(wěn)能力，因此需設置隔離礦柱實現(xiàn)兩種采礦方法的高效銜接。攀枝花倮密路與礦體和保安礦柱位置關系如圖1所示，礦山在1260～1220 m水平提前預留了水平形狀隔離礦柱，其中隔離礦柱下部礦體及保安礦柱全采用分段鑿巖階段出礦嗣后充填法進行回采。為了保證公路穩(wěn)定性和降低回采成本，設計一步驟采場采用膠結充填，二步驟采場采用廢石回填。采場垂直礦體走向布置，長度100 m，中段高度60 m，分層高度20 m，每3個分層為一個中段，采用“隔一采一”的回采方式，盤區(qū)回采順序為自東向西、自南向北回采。

圖1 攀枝花倮密路與礦體和保安礦柱位置關系

2 方案設計與模型建立

2.1 方案設計

根據攀枝花鐵礦尖山地下礦開采現(xiàn)狀以及相關設備的情況，參照類似礦山，推薦擬采用的采場結構參數(shù)方案為以下3種，詳見表1。

表1 采場結構參數(shù)方案

2.2 數(shù)值模型建立

數(shù)值模型的建立采用 MidasGTSNX軟件。首先，在已有的礦體模型的基礎上，運用3Dmine對礦體進行優(yōu)化并通過實體驗證；然后，導出.dxf文件并運用 CAD軟件炸開線條并保存；最后，再將地表模型、露天坑模型、斷層模型等導入MidasGTSNX軟件生成實體并劃分網格建立數(shù)值模擬計算的基礎模型。根據彈塑性理論，地下工程開挖僅對距開挖中心點 3～5倍跨度范圍內的巖體產生影響[6]。因此，根據礦體尺寸計算得到模型的范圍為長×寬×高：4300 m×3575 m×1593 m，數(shù)值計算模型如圖2所示。

圖2 數(shù)值計算模型

根據不同采場結構參數(shù)方案和盤區(qū)劃分情況，分別在基礎模型上切分礦房、礦柱和盤區(qū)柱，得到了各方案對應的數(shù)值計算模型。圖3（a）顯示了方案1的數(shù)值計算模型，每個盤區(qū)包括6個采場，按照采場所在方位及其開采順序分別進行編號，S1～S6代表南1至南6采場、M1～M6代表中1至中6采場，N1～N6代表北1至北6采場，每個采場包括3個礦房（一步回采）和2個礦柱（二步回采）；階段內留有5個垂直走向方向和2個沿走向方向的盤區(qū)柱。圖3（b）和圖3（c）分別為方案 2和方案3的數(shù)值計算模型，采場劃分方式均與方案1相同，由于方案3礦房礦柱寬度大，每個盤區(qū)沿走向只布置了5個采場。

圖3 各方案的數(shù)值計算模型

為了分析攀枝花鐵礦尖山地下礦不同采場結構參數(shù)下地表公路和隔離礦柱的穩(wěn)定性，數(shù)值模擬過程中在公路安全保護帶（公路外圍20 m）和隔離礦柱底板設置了監(jiān)測點，獲取開采過程中公路安全保護帶和隔離礦柱的位移、應力變化情況。圖4顯示了公路安全保護帶和隔離礦柱底板的監(jiān)測點位置（圖為方案 1中監(jiān)測點示意情況），其中白色標識為地表公路，黃色標識為公路安全保護帶，五角星為監(jiān)測點的位置。

圖4 公路、采場頂板監(jiān)測點布置

2.3 地應力和礦巖力學參數(shù)確定

通過現(xiàn)場地質取樣加工成標準試樣后，采用試驗機開展室內巖石力學試驗，獲得巖樣的單軸抗壓強度、抗拉強度等巖石力學參數(shù)?；贖ook-Brown準則進行折減獲取相應的巖體強度[7]，得到本次數(shù)值模擬所需的巖體力學參數(shù)，具體參數(shù)結果見表2。

表2 巖體物理力學參數(shù)

3 結果分析

隔離礦柱下部礦體及保安礦柱回采過程中，影響公路安全的因素主要有兩方面：一是公路保護帶最大拉應力未超出巖體極限抗拉強度發(fā)生拉伸破壞；二是公路保護帶最大下沉位移未超過允許范圍（＜50 mm）導致巖體發(fā)生垮落[8]。因此，本文選取公路保護帶最大拉應力和最大下沉位移作為衡量指標對不同采場結構參數(shù)回采時的公路穩(wěn)定性進行分析。

3.1 公路保護帶最大拉應力

圖5為不同采場結構參數(shù)下公路保護帶的拉應力云圖，由于云圖數(shù)量較多，僅選取第 18步開挖時（即第二階段采充）公路保護帶的拉應力云圖進行分析。由圖5可知，無論何種采場結構參數(shù)，公路保護帶都未出現(xiàn)拉應力，最大拉應力主要出現(xiàn)在露天坑底部及邊坡，即公路保護帶不易發(fā)生拉伸破壞，一定程度上保證了公路的穩(wěn)定性，但分析公路是否安全仍需要考慮公路保護帶下沉位移的綜合影響。

圖5 各方案對應的公路保護帶拉應力云圖

3.2 公路保護帶下沉位移

圖6為不同采場結構參數(shù)下公路保護帶最大下沉位移隨開挖步數(shù)的變化曲線。由圖6可知，公路保護帶最大下沉位移呈先緩慢增大再快速增大的趨勢，即以第9步開挖（第一階段采充結束）為分界線。第9步開挖前曲線先緩慢增長后迅速增長，第9步開挖后曲線也呈現(xiàn)先緩慢增長后迅速增長的趨勢，原因在于開采順序為由東向西進行，即先采充距離公路較遠的采區(qū)，公路受到采動影響較小，再采充距離公路較近的采區(qū)，公路受到采動影響較大。此外，隨著充填開挖的進行，采場結構參數(shù)越大，公路保護帶最大下沉位移越大，方案 1、方案2、方案3這3種方案最大位移分別為44 mm、45 mm、51 mm，即方案1、方案2的最大下沉位移均小于安全界線值50 mm，但方案3的最大下沉位移大于安全界限值50 mm。結果表明：通過最大下沉位移可判斷方案1、方案2條件下公路安全保護帶屬于安全范圍，方案3條件下公路安全保護帶存在安全風險。

圖6 公路保護帶最大下沉位移隨開挖步數(shù)變化曲線

圖7為不同采場結構參數(shù)方案下公路保護帶最大下沉位移云圖。由于云圖數(shù)量較多，僅選取第18步開挖時（即第二階段采充）的公路保護帶處位移云圖進行分析。由圖7可知，最大下沉位移主要發(fā)生在露天坑及邊坡，方案3條件下公路保護帶下沉位移最大，并超過安全界線值50 mm，方案1、方案2條件下沉位移均滿足安全界線值，且這兩種方案公路保護帶下沉位移差異并不是太大，但兩種方案開采生產能力有較大差別。因此，在保證公路安全的前提條件下，為了提高礦山生產能力和效率，建議攀枝花鐵礦尖山地下礦結構參數(shù)按方案 1選取。同時，在保安礦柱回采過程中，應當對邊坡和公路保護帶的下沉位移進行實時監(jiān)測，預防危險情況的發(fā)生。

圖7 各方案對應的公路保護帶位移云圖

3.3 隔離礦柱最大拉應力

圖8為不同采場結構參數(shù)下隔離礦柱底板最大拉應力隨開挖步數(shù)的變化曲線。由圖8可知，第一階段采充結束后，隔離礦柱底板的最大拉應力隨開挖步數(shù)的增加而急劇增大，同時方案3隔離礦柱底板的最大拉應力比方案1和方案2大。第二階段采充結束后，隨開挖步數(shù)的增加采場頂板最大拉應力緩慢增加，原因是第一階段礦體開采已完成，應力釋放形成拉力拱進而起到一定的支撐作用，因此在向下的采充過程中對隔離礦柱底板的穩(wěn)定性影響較小。此外，方案1和方案2隔離礦柱底板最大拉應力分別為 1.19 MPa和 1.16 MPa，均低于礦體（Fe1）抗拉強度，方案 3隔離礦柱底板最大拉應力為1.30 MPa，超過礦體（Fe1）抗拉強度，隔離礦柱發(fā)生垮落的風險更高。

圖8 隔離礦柱底板最大拉應力隨開挖步數(shù)變化曲線

圖9為不同采場結構參數(shù)下隔離礦柱底板的最大拉應力云圖，由于云圖數(shù)量較多并且各采場結構參數(shù)方案的云圖特征相似，只展示了方案1采充第9步（第一階段采充）和采充第18步（第二階段采充）時最大拉應力云圖。由圖9可知，第一和第二階段采充結束后，隔離礦柱的最大拉應力主要出現(xiàn)在每個盤區(qū)中間，靠近盤區(qū)間柱的最大拉應力較??；同時，靠中間盤區(qū)的隔離礦柱底板最大拉應力比靠東西兩側盤區(qū)的最大拉應力大，因此在第一和第二階段采充過程中要注重中間盤區(qū)隔離礦柱底板的管理。

圖9 方案1隔離礦柱底板最大拉應力隨開挖步數(shù)變化曲線

3.4 隔離礦柱最大位移

圖10為不同采場結構參數(shù)下隔離礦柱底板最大下沉位移隨開挖步數(shù)的變化曲線。由圖10可知，隔離礦柱底板最大位移隨開挖步數(shù)增大而增大，且呈現(xiàn)先急劇增大后緩慢增大的趨勢，尤其在第一階段采充時，隔離礦柱底板的最大下沉位移變化較快，其中方案1、方案2、方案3隔離礦柱底板的最大下沉位移分別為161 mm、155 mm、170 mm，即方案3隔離礦柱底板下沉位移最大，采用該采場結構參數(shù)進行保安礦柱回采時，采場穩(wěn)定性存在一定的安全隱患。

圖10 隔離礦柱底板最大下沉位移隨開挖步數(shù)變化曲線

圖11為不同采場結構參數(shù)下隔離礦柱底板的下沉位移云圖。由于云圖數(shù)量較多，只展示了方案1采充第9步（第一階段采充）和采充第18步（第二階段采充）時的下沉位移云圖。由圖11可知，隔離礦柱底板下沉位移越靠近中間盤區(qū)數(shù)值越大。因此，保安礦柱回采過程中應當注重中間盤區(qū)的管理，并根據實際情況進行支護工作以保證采場穩(wěn)定安全。

圖11 方案1隔離礦柱底板最大下沉位移隨開挖步數(shù)變化曲線

4 結論

（1）采用 FLAC3D開展了攀枝花鐵礦尖山地下礦采場結構參數(shù)優(yōu)化仿真分析，方案3公路保護帶位移為51 mm，大于安全位移50 mm界線；方案1、方案 2均滿足安全要求，但這兩種方案生產能力具有一定差距，在保證公路安全的前提下，為了提高礦山生產能力和效率，建議攀枝花鐵礦尖山地下礦的采場結構參數(shù)按方案1選取。

（2）隔離礦柱底板最大拉應力隨開挖步數(shù)增大而增大，方案3隔離礦柱底板最大拉應力略大于礦體（Fe1）抗拉強度，隔離礦柱發(fā)生垮落的風險更高；此外，隔離礦柱底板最大拉應力的峰值位于礦體中央，回采過程中應當加強對該區(qū)域的應力監(jiān)測。

（3）隔離礦柱底板最大下沉位移隨開挖步數(shù)增大而增大，方案1隔離礦柱底板最大下沉位移較小，隔離礦柱發(fā)生垮落的風險低；此外，隔離礦柱底板最大下沉位移出現(xiàn)在礦體中央，回采過程中應當加強對該區(qū)域的位移監(jiān)測。

綜上所述，根據數(shù)值模擬計算結果可得知，當沿礦體走向一步回采寬度、二步回采寬度均為20 m時，才能夠在保證公路安全的前提下，保證礦山安全高效回采，從而盡可能提高礦山經濟效益。