姑山铁矿后和睦山矿区卸压开采方案研究_王文杰

第15卷第9期　2006年9月中　国　矿　业
C HINA MINING MA GAZINE
　V o l.15,N o.9September 2006
矿山 科技　姑山铁矿后和睦山矿区卸压开采方案研究
王文杰　任凤玉　周宗红　袁国强
(东北大学资源与土木工程学院 沈阳110004)
摘　要:针对姑山铁矿后和睦山1#矿体矿岩软破的开采条件,提出用分段崩落法取代空场法开采倾斜中厚矿体的技术方案;应用F LA C 3D 对分段崩落法的卸压范围进行了数值分析,据此确定出适于卸压的采场结构,由此形成了无底柱分段崩落法开采倾斜矿体的卸压开采方案。

该方案目前正在实施之中。

关键词:倾斜中厚矿体　卸压开采　诱导冒落　数值分析
中图分类号:T D322+.5 文献标识码:B 文章编号:1004-4051(2006)09-0052-03
THE RESEARC H OF DEPRESSURIZED MINING SCHEME IN
HOUHEMUSHAN MINING AREA OF GUSHAN IR ON MINE
W ang We njie Ren Fengy u Zhou Zo ng hong Yuan G uo qiang
(Colleg e of Resources and Civil engineering ,No r theastern U nive rsity Sheny ang 110004)
Abstract :Based on the conditio n of cracking o re and rock bo dy a nd low strength in Houhemushan min -ing area of G ushan iro n mine ,the paper put fo rw ard the depressurization sublev el caving metho d instead o f the opensto pe me tho d to mine the medium -thickness o re ;T o simulate the pro blem ,a nume rical analy sis method ,FL AC3D is applied to analy sis the depressurization range of sublevel caving me tho d.T he paper de -termined the suitable sto pe structur e by the numerical results ,so formed the depressurized mining scheme o f sublevel caving method to mine medium -thickness a nd sloping ore body and implementing now.
Key wo rds :M edium -thickness and sloping o re body Depressurized mining I nduced fa lling N ume ri -cal analy sis
收稿日期:2006-03-18
作者简介:任凤玉(1956-)　男　辽宁盘锦人　东北大学教授　博士生导师　主要从事金属矿床地下开采方面的教学与科研工作。

王文杰(1978-)　男　东北大学博士研究生　主要从事采矿工艺及其数值计算方面的研究工作。

1　概述
后和睦山铁矿采用地下开采,首采中段为-100m 中段,开采标高-50m ～-100m 水平之间、1#
矿体的上部矿段。

矿体走向NW -SE ,倾角一般45°～55°,水平厚度15～30m ,平均23m 。

矿石以疏松块状、粉状为主,不稳固;矿体下盘为厚层变质岩(平均厚度23.13m ),以半坚硬为主、少量软弱,硬度系数f =2～4,稳固性差。

矿体上盘围岩一般坚硬完整,稳定性好,单轴抗压强度一般大于60M Pa 。

矿床以岩溶裂隙水为主,水文地质条件比较简单。

由于顶板围岩稳固性较好和矿体倾角适合于空场下放矿,原设计采用分段凿岩、阶段出矿的空场法开采。

在-100m 水平采准时发现,下盘围岩与
矿体的稳固性比预计差很多,脉外沿脉巷道,采用
了光面爆破和喷锚网支护,虽然缝管式锚杆的间距只有0.6～0.8m ,但依然难以控制围岩的大变形与破坏,局部地压大的地段,成巷后不足2个月即需要进行二次支护。

在-100m 水平布置在矿体里的两条穿脉探矿巷,采用2.0×2.0m 2的巷道断面,裸巷掘进,只有一条掘进到上盘边界,素喷支护后很快发生冒落;另一条只掘进到矿体中部,因冒落严重被迫停止掘进。

由此分析,矿体允许暴露面积极小,根本不容许阶段空场的存在,只能采用小暴露面积的巷道式作业的采矿方法,经过分析对比,改用沿脉布置进路的分段崩落法开采。

由于矿体倾角不足,回采进路需布置在下盘脉外,由于下盘围岩稳定性差,此时进路的稳固性能否得到保证,是这一采矿法能否正常应用的关键,而为了确保沿脉巷道的稳固性,除了加强支护之外,需要卸载围岩的压力〔1-2〕。

为此,我们应用数值分析方法,研究了强采卸压的可行性。

2　卸压开采数值分析
第9期王文杰等:姑山铁矿后和睦山矿区卸压开采方案研究
2.1　数值分析模型的建立
为了研究后和睦山铁矿首采中段卸压开采的可行性,需要对不同回采方案回采过程中采动地压分布规律进行数值分析。

鉴于FLAC 在岩土工程及矿业工程分析中的独特优势
〔3-5〕
,根据现场调查情
况以及矿体条件,采用FLAC 3D
建立了相应的数值模型,模拟矿体条件:倾角α=500,矿体水平厚度B =23m 。

计算模型长×宽×高为300m ×100m ×200m 。

根据图1所示的不同回采方案,建立了不同的数值计算模型,方案1建立的模型共计61446个节点,55050个单元;方案2建立的模型共计55022个节点,49310个单元。

图1　不同回采方案图
矿区地质构造比较简单,地下已有工程的地压活动状态表明,矿山压力以垂直压力为主。

因此,在模拟计算中只考虑重力场的作用。

根据地质报告、后和睦山铁矿结构面调查及点荷载实验结果,估算的主要岩体力学参数见表1。

表1　岩体物理力学参数
岩体类型体重(t /m 3)
弹性模量(GPa )
泊松比摩擦角(°)
内聚力(M Pa )
抗压强度(M Pa )
抗拉强度(M Pa )
混合矿3.500300.25455.825.80.15上盘灰岩2.660750.34515.877.60.3下盘变质岩
2.620
40
0.3
36
8.0
48.0
0.2
2.2　计算结果分析
(1)方案1回采后应力场分布特征
图1中方案1的1、2、3分别表示计算中监测点的位置。

当两条进路不同时回采时,从垂向应力等值线图2中的测点应力变化曲线可以看出,在同分段另一条进路部位(测点1),应力发生了明显的集中;而下分段的测点2部位应力则有所释放,起到了一定的卸压效果;而测点3部位应力则基本没有发生太大变化。

图2　不同时回采后测点应力曲线
当同分段两条进路同时回采结束后,应力场发生明显的重新分布,空区两侧出现应力集中现象,空区正下方出现一定的应力降低区。

从图3监测点的应力变化曲线可以看出,上分段回采后,布置在下盘岩石里面的进路部位(测点2)应力发生明显的降低,而布置在矿体中的进路部位(测点3)应
力变化不大。

这表明,按方案1布置的回采进路,
只有其下盘岩石中的进路可以实现卸压效果,而布置在矿体中的所有进路都不能实现这一目的。

图3　同时回采后测点垂向应力曲线
(2)方案2回采后应力场分布特征
在方案2的计算中,在回采分段的下分段部位布置了如图6所示的7个测点,其中测点2和测点
6是回采空区边界向下分层的投影位置,测点4是下分层进路位置。

当第一分段回采结束后,其空区两侧出现应力集中现象,而在空区底部出现一定的应力降低区。

从图5测点应力变化曲线可以看出(从上向下依次是测点3、4、5、6、7、2、1曲线),测点3、4和5部位处应力降低最大,其次是6和7,只有测点1部位应力没有降低。

这表明,只要在回采空区边界在下分段的投影范围内,都是应力降低区域,但是越靠近空区中间部位,降低量越大。

因此,采用
53
方案2布置的进路形式,完全可以达到卸压开采的目的。

图4　测点位置
图5　测点垂向应力变化曲线
3　卸压开采方案
从数值模拟结果来看,方案1不管是同分段两条进路同时回采还是不同时回采,都不能实现卸压目的,布置在矿体中的进路更需要提高支护等级,这样从安全和经济角度考虑,是不合理的;方案2则可以完全实现卸压开采的目的,但是炮孔过长,中深孔施工难度较大。

为便于生产,需要在保证卸压效果的基础上,减少中深孔的凿岩深度。

从方案2的数值计算结果来看,处于上分段空区投影范围内的下分段都属于卸压区,这就说明,只要上盘空区边界超过下分段进路位置,就可实现卸压的目的。

因此,我们设计了图6所示的回采方案,只崩
落卸压所需的范围,其余未崩落矿体,使其在放矿中自然冒落。

图6　1#矿体回采方案图
4　卸压开采方案的施工要求
根据无底柱分段崩落法卸压开采方案,当首分段回采后,其下分段采场便可得到有效卸压。

因此,实施卸压开采技术的关键是首采分段的崩落回采效果。

后和睦山1号矿体的首采分段,矿岩松软破碎,采动压力大,巷道稳定性差,为保证整个回采工艺环节的顺利实施,需要加强施工管理,实施强化开采。

巷道掘进。

1号矿体矿、岩松软破碎,回采巷
道的掘进,宜采用简易光面爆破技术,尽量减少因掘进爆破对巷道周边围岩的扰动,缩小爆破震动圈范围,提高围岩的承载能力。

支护。

为保证卸压方案的顺利实施,首采分段所掘巷道,应全部采用及时且强度高的支护,如长短锚杆结合的喷锚网支护;对地压大、变形大的巷道,可采用喷锚网联合支护,必要时可使用U 型可缩性支架,对局部围岩特别是破碎变形大的部位进行二次支护。

对于下分段关键工程或局部破碎带,仍需采用喷锚网等较高级别的支护形式。

对处
于卸压区内的回采进路,可采用喷射混凝土等简易支护。

首采分段加快回采速度。

在矿块施工完采切工程和中深孔后,为加快回采进度,每次爆破出矿循环可只放出补偿空间,由此缩短巷道的服务期限。

落矿工作。

上分段若回采不完全,对下分段对应部位的巷道稳定性有很大影响,因此要提高回采质量,保证连续回采。

包括维护好进路,提高中深孔和爆破质量,减少悬顶、隔柱和残柱。

同时,回采时必须保证炮孔深度和回采空区范围,以实现崩落卸压目的,同时形成连续暴露面积,以促使顶板矿石自然冒落。

出矿控制与回采指标。

在卸压开采的第一分段崩落后,为防止顶板冒落气浪危害,只放出松散矿量,其余残留在采场的大部分矿石,则从下分段开始,按低贫化放矿方式〔6〕控制出矿,逐步回收。

地下开采是一个复杂的岩体活动过程。

导致应力场再分布的因素也很多,数值计算是在把地质条件和开采活动进行很大程度的简化后所得到的结果,因此数值结果并不完全代表矿山的真实情况,只能作为设计、生产的参考依据。

而在生产中,还应加强地压活动规律以及岩体变形的监测,确保方案的正常实施。

5　结语
(1)后和睦山铁矿的卸压开采数值分析表明,
(下转第58页)
图8　井眼直径与维持井壁稳定的
最小注入压力值的关系
3　结　论
本文基于对岩石细观力学本构关系的认识,利用RFPA2D渗流与应力耦合作用分析系统,结合工程实例,对煤层气开采过程中,对钻进结构效应比较明显的煤岩层中水平井眼的尺寸效应,进行了数值模拟分析。

数值模拟结果,再现了井眼周边裂纹萌生、扩展,应力迁移、释放,最终造成煤岩层坍塌的全过程;并定量的研究了井眼结构尺寸对所需井底压力大小的影响。

结果表明,煤层井壁失稳的主要问题是割理、裂隙发育,岩石脆性大、强度低,在地层应力、煤岩自重及其他外界因素的耦合作用下,煤岩体发生断裂破坏。

井眼尺寸对维持井壁稳定的井底压力影响较大,且井眼直径越大,对维持井壁稳定的井底压力要求越高。

数值分析结果,可作为煤层气开采作业中的钻孔尺寸设计、煤层坍塌防治及其机理分析的参考依据。

参考文献
〔1〕　孙茂远,杨陆武,刘申平.煤层气基础理论研究的关键科学问题[J].煤炭科学技术,2002,30(9):46-48.
〔2〕　李志刚.煤岩力学特性测试与煤层气井水力压裂力学机理研究[J].石油钻探技术,2000,28(3):10-13.
〔3〕　梁大川,蒲晓林,徐兴华.煤岩坍塌的特殊性及钻井液对策[J].西南石油学院学报,2002,24(6):28-31.
〔4〕　陈　隅,黄庭芳.岩石物理学[M].北京:北京大学出版社,2001.
〔5〕　程远方,黄荣樽.钻井工程中泥页岩井壁稳定的力学分析[J].石油大学报(自然科学版),1994,18(4).
〔6〕　张建国,程远方,孙明波.塔里木煤层坍塌力学机理的实验研究[J].石油钻探技术,2000,28(3)21-23.
〔7〕　Tang C. A.,et.al.,2002.Coupled analysis of flow,stress and damage(FSD)in rock failure.lnt.J.Rock Mech.&
M in.Sci.39:477-489.
〔8〕　W. C.Zhu., C. A.Tang.,2004.Micromechanical M odel for Simulating the Fracture Process of Rock Mech.Rock Engng.
37(1):25-56.
(上接第54页)
在中厚倾斜矿体条件下,传统的巷道布置方法(方案1)不能实现卸压开采效果;为实现卸压开采的目的,需改进采场结构(方案2)。

同时,利用矿石破碎易于冒落的特点,可采用强制崩落与自然冒落相结合的落矿方式(图6),为此减小中深孔深度,便于施工。

(2)采用“卸压开采”的无底柱分段崩落法方案,从第二分段开始,可以大大降低采准工程的成巷难度。

但是,对于首采分段,由于没有卸压,需采取合理的巷道掘进与支护技术,以及强化回采技术,以便实现正常回采。

(3)在中厚软破矿岩条件下,实施无底柱分段卸压开采,是一项很有价值的新工艺,具有推广应用价值。

参考文献
〔1〕　任凤玉等.玉石洼铁矿难采矿体采矿方法研究[J].金属矿山,1994(7):12-16.
〔2〕　任凤玉等.西石门铁矿南区崩落卸载采矿法试验研究[J].
中国矿业,2003,12(1):39-41.
〔3〕　Itasca Consulting Group,Inc.FLAC3D(Fast Lagrangian Anal-ys is of Continua in3D)Version2.10,Users M anual[M].
USA:Itasca Consulting Group,Inc.,2002.
〔4〕　朱建明等.FLAC有限差分程序及其在矿山工程中的应用[J].中国矿业,2000,9(4):78-82.
〔5〕　李廷春等.三维快速拉格朗日法在安全顶板厚度研究中的应用[J].岩土力学,2004,25(6):935-939.
〔6〕　任凤玉.随机介质放矿理论及其应用[M].北京:冶金工业出版社,1994:114-126.。