乳山金矿深部采场结构参数的数值模拟精.docx

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乳山金矿深部采场结构参数的数值模拟精

乳山金矿深部采场结构参数的数值模拟

董卫军1,苏永华2,孙玉堂3,陈国平3,宋文志3

（1.北京矿冶研究总院,北京　100044;2.,

3.山东金洲矿业集团,山东

摘　要:

。

利用采场结构,

。

关键词;;尾砂充填;矿房参数;采场稳定性

1　问题的提出

山东省乳山金矿已有30多年的开采历史,主要采矿方法为浅孔留矿法。

根据多年的采矿实践活动和地压观察,在-385m水平以上的开采过程中采场和巷道均是安全的。

但在-385m水平开采时出现片帮和岩柱剥落现象。

随着采深的增加,采矿方法的适应性成为地下结构稳定的主要影响因素之一。

根据大量的研究和分析,从安全和经济角度考虑,在-485m以下采用分级尾砂充填采矿法是合适的,但采矿单元的具体参数必须用适当的方法优化确定。

2　工程概况

2.1　矿床开采地质条件

乳山金矿矿区有10个矿体,分为主矿体、次矿体和零星矿体。

其中Ⅱ号矿体为主矿体。

Ⅰ、Ⅳ号矿体为次要矿体。

Ⅱ号矿体呈脉状产出,以含金黄铁矿石英脉为主。

赋存标高在120m~-870m之间,长140m~470m;厚度为1.5m~2.5m,矿体平均厚度为2m。

区内矿体围岩的蚀变较发育。

根据矿体及围岩地质条件,Ⅱ号矿体围岩可分为3个区。

Ⅰ区位于矿区中部,厚为3~5m。

矿体及近矿围岩受多组节理裂隙的切割,是一复杂的软硬相间的复合岩体,由细块状结构岩体组成。

Ⅱ区位于Ⅰ区的两侧,厚为10~15m,主要是强至中等蚀变的绢云母钾化混合花岗岩,系完整中等块状结构岩体,故Ⅱ区为较稳定岩体。

Ⅲ区位于Ⅱ区的两侧,厚为85~190m,主要为混合花岗岩夹透镜状的黑云母斜长片麻岩,系完整的大块状结构岩体,故Ⅲ区基本为稳定的岩体。

根据国际流行的岩体分级方法,各区岩体稳定性分级结果如表1。

表1　矿岩稳定性CSIR分类

分类参数Ⅰ区岩体Ⅱ

区岩体Ⅲ区岩体σ

c

（MPa（A182.598.2147.5

评分值71012

RQD（A2909698

评分值171819

节理间距（A30.280.300.65

评分值121523

节理条件（A4表面微粗糙

表面较粗糙,

坚硬

表面粗糙,坚硬

评分值101215

地下水（A5潮较干燥干燥

评分值568

总分值516177

分级级别ⅢⅡⅡ

稳定性描述中等稳固稳固稳固

　　矿区发育较大的断层有5组F1,F2,F3,F4,F5,其中对采矿影响较大的是F1断层。

2.2　矿区地应力

根据国家地震局地壳应力研究所在-195m水平和-235m水平及中科院武汉岩土力学研究所在-435m水平、-485m水平、-450m水平及-535m三个水平的地应力测试结果分析,矿区地应力场为:

σ

x

=σx0+λγΗ

σ

y

=σy0+λγΗ

σ

z

=σz0+γΗ

（1

式中:

σx0=8.95MPa,σy0=5.54MPa,σz0=1.06MPa,侧压系数λ取0.668,岩体容重γ取2644kg/m3。

第2卷第2期

Vol.2　No.2

采矿技术

MiningTechnology

2002年6月June　2002

3矿房长度数值模拟

3.1　模拟程序选择

数值模拟方法有多种,如有限元、离散元、边界元、无界元、流行元等。

适合于岩土、采矿、地质工程的数值试验程序有很多。

国内外岩土工程界广为应用的FLAC3D是有限差分程序。

FLAC3D采用的“显式拉格朗日”算法和“混合-离散分区”技术,能够非常准确地模拟材料的塑性破坏和流动。

成刚度矩阵,所以,FLAC3D

程问题的理想工具。

到广泛应用,。

由于岩石是一种脆性材料,当外荷载达到岩石强度后,材料发生断裂破坏,产生弱化现象,应属于弹塑性体。

在FLAC3D中,一般对于弹塑性材料,判断其破坏与否的基本准则有DruckerPrager准则和Mohr-Coulomb准则。

根据大量的理论分析和实验结果,其中Mohr-Coulomb准则具有较强的适应性,因此本次计算中采用该破坏准则。

该准则在计算中对破坏的处理过程如下,对应于剪切破坏的线性破坏面:

fs=σ1-σ3Ν<+2cN<（2式中,N<=（1+sinφ/（1-sinφ,σ1为最大主应力（压应力为负,σ3为最小主应力,φ为摩擦角,c为粘结力。

如果fs<0就意味着发生剪切破坏。

两个强度参数φ,c通常基于实验室三轴试验确定。

当法向应力变为张应力时,则摩尔-库仑准则就失去它的物理意义。

但是,为了简化,屈服面被扩展到最小主应力σ3等于单轴抗拉强度σt那一点的张拉区内,最小主应力永远不能超过其抗拉强度,即

ft=σ3-σt（3　　如果fs>0就意味着张拉屈服破坏发生。

岩石和混凝土的抗拉强度通常由巴西圆盘实验确定。

注意抗拉强度不可能超过σ3值,该点对应于摩尔-库仑包络线的顶点。

最大值为:

σtmax=c/tanφ（4

3.2　计算模型

本研究内容主要模拟充填采矿法从-485m开始向深水平开采时能保证采场结构稳定的矿房参数。

已定中段高度为50m,在待定的两个最为关键的参数中,矿房的宽度由矿脉的宽度确定,取平均值2.0m,计算中主要确定的参数是矿房长度。

根据生产安排和Ⅱ号矿体的赋存情况,本次计算主要模拟-485m水平到-685m水平四个中段。

据矿体的走向和倾向,计算数学模型大小为800m×800m×500m（长×宽×高,

Z轴正方向,X轴方向为正。

-

Z轴方向最低标高为,-水平切断,作为应力边界条件处,500m。

限于篇幅,以下主要以-485m水平的02#采场为例。

在模拟时假设周围采场已经全部采完,采空区仅有未胶结的尾砂。

这样相对于采场尾砂的受力是最为不利的,相对整个矿山的采矿来说是趋于安全的。

整个模型划分为54291个节点,48000个多面体单元。

在计算过程中,考虑了对采矿有较大影响的断层,计算的立体模型见图1。

矿体、围岩、断层及充填体力学参数见表2。

图1　计算模型局部立体图

表2　围岩及矿体力学参数表

分区

容重

（kN/m3

弹模

（GPa

泊松比

（MPa

抗剪

（压断强度C0（MPaφ（°Ⅰ28.027.40.263.281.4933Ⅱ26.0523.70.23.281.4943Ⅲ26.4426.50.182.971.7638充填体25.868.85MPa0.400.01226.50F1断层土23.052.0MPa0.300.010926

　　模拟计算的边界条件为:

x=0和x=800平面上采用位移边界条件,沿X轴方向水平固定。

位移为零,u=0;y=0和y=800平面上沿Y方向水平固定,位移为零,v=0;在z=0平面上沿Z方向垂直固61采矿技术　　　　　　　　　　　　　　　　　　2002年6月

定,位移为零,w=0;z=500平面上施加应力边界

条件,按照σz=σ0z+γH,具体施加的应力为:

τ0

xy=-4.70MPa,τ0yz=0.64MPa,τ0zy=0MPa,τz

0=12.164

MPa。

3.3　模拟的实施和监测

模拟方案是根据矿脉、围岩的基本条件和以前的生产实践经验制定的。

矿房走向长度以60m为

起点,如果60m时采场结构稳定,再把长度扩大,直至找到最大的稳定长度。

际监测原理,在模拟过程中,的位移趋势。

势收敛,原则是,1m深处、2m深处各布置一个监测点,每隔30m分别在围岩1m深处、2m深处布置监测点,在垂直方向每隔20m布置一排监测点。

计算方案一:

表3列出了采场走向长度为60m时,整个采场采充完毕后,上盘监测点的最大位移和各监测点的最大移动速率。

图2是采场以一采一充的作业方式开采完毕后,

采场的最大不平衡力趋势图,从图2可以看出,最大不平衡力趋势收敛,说明采场结构从总体上是稳定的。

所有监测点中,上盘近矿位移的最大值在193~235mm之间,监测点的位移曲线在一定的计算时步后,曲线展平,位移不再增大,说明监测点的位移收敛。

所有监测点的位移速率都趋向于零,说明在一定的时步后,围岩不再移动,处于静止状态。

从采场的受力平衡结构、采场围岩的位移收敛情况、速率发展趋势3个方面都说明,采场结构是稳定的,采场顶板在采充结束后不会发生大的破裂。

计算方案二:

表3列出了当采场长度为70m时整个采场采充完毕后,上盘监测点的最大位移和各监测点的最大移动速率。

其中除8#监测点位移有不稳定趋势外,其他监测点的位移趋势都是收敛的,各监测点的最大位移在191~238mm之间,采场基本是稳定的,8#监测点的位移在采场结构总平衡后,

其位移和速率还不收敛,说明该监测点可能跨落,是个别地方的局部跨落,特点是靠近角点。

　　当采场长度为60m和70m时,采场采充完毕后,两者相同点在于采场结构总体上基本是稳定的。

不同点在于,从监测结果发现,总体上顶板的位移后者比前者要大。

后者顶板1m深处的位移绝大部分地方都超过了22cm,而前者位移一般在19cm左

右;当采场长度为60m时,采场监测点位移和速率

都是收敛的,而当长度增大到70m时,采场局部有些应力集中处开始失稳。

表3　采场上盘监测点位移及速率趋势

监测点

方案一

（m

方案二

（

速率

（nm/时步#0.80.19449970#

547.20.238599.80.194912740.19721.444#

0.197219840.229359.75#

0.19721.3530.238654.36#

0.1971525.20.2303.6377#

0.234512.150.19132.438

#

0.22973.6900.1928.6×1079#

0.2310

5015

0.238

194.2

图2　长度为60m时采场结构最大不平衡力趋势图

　　计算方案三:

当采场走向长度为80m时,四个角点（应力集中处的应力出现突然降低、位移突然增大,表明这几个监测点在回采和充填的某一个时候,产生了断裂而脱离母体。

由于所选监测点在采场的四角上,它们对采场的稳定性具有指标性作用。

因此根据这几种情况可以判断采场结构和围岩稳定状况是不够理想的。

4　结　论

综合前述模拟结果,在-535水平采用分级尾砂充填法采矿时,采场的最大长度必须控制在70m内。

通过模拟,根据同样的分析原理,在-535m~-585m水平、-585m~-635m水平采场的最大走向长度应分别控制在60m和50m之内。

进入-635m水平以下,非胶结分级尾砂充填的强度已经不够,必须在专题研究的基础上提高尾砂充填强度后再确定采场的长度。

本项研究利用数值模拟方法,根据程序功能和

（下转第28页

7

1第2卷第2期　　　　董卫军　苏永华　孙玉堂　陈国平　宋文志　乳山金矿深部采场结构参数的数值模拟

石覆盖。

自下而上分层爆破,每一分层各硐室采用导爆管并联主导爆索复式起爆法分段起爆。

硐室爆破时,与硐室相通的联络就成了保证爆破作用最薄弱的部分。

为提高爆破能量的利用率,在爆破之前,必须进行硐室堵塞工作。

堵塞时用掘进工程遗留的细碎石装袋堵塞,堵塞的长度一般为硐室最大边的3~5倍,或者大于最小抵抗线。

堵塞是关键的一环,直接关系到爆破的成败,必须要保证堵塞质量,同时要注意保护好起爆线路。

装药量Q可按下式计算:

　　Q=KW3（0.4.3

式中:

Q———

　W———,m;

　n———爆破作用指数;

　K———常数。

由于爆破漏斗是下向的,不需要抛掷,故n取0.7~0.8,K经试验取0.3~0.4。

相邻硐室之间的距离,通常取最小抵抗线W的1~1.2倍。

（3安全距离的确定。

硐室爆破时,必然产生爆破地震、空气冲击波、飞石等爆破危害,因而危及采场附近的人员、设备、构筑物及井下安全。

因此硐室爆破必须事先计算安全距离,合理确定爆破参数,采取有效措施以确保安全。

通常采用质点振速来确定安全距离。

振速计算公式为:

V=K（Q1/3/Rα

式中:

V———质点振动速度,cm/s;

　Q———最大一响炸药量,kg;

　R———质点到爆源中心的距离,m;

　K———与岩石性质有关的系数,软岩可取120~80,中硬岩取80~120,坚硬岩取30~80;

　α———衰减指数,一般取1.5。

计算出振动速度后,可根据爆破安全规程评价和确定构筑物的安全状况。

2.3　硐室爆破效果与经济分析

（1爆破效果。

-30m中段2123、1719、1517等采场采用了硐室爆破崩落法,经过试验,取得了满意的效果。

以1517采场为例,最小抵抗线设计为6m,每个硐室装药量为45~,经分层爆破后,矿。

,因此是

（。

1517采场的底部结构与传统,只是增加了上部的硐室工程,因此该采场比浅孔留矿法多投入工程120m。

采场回采总成本如下:

120m工程费1.8万元,1.1t炸药费用0.539万元,人工费用0.096万元,其它0.0188万元,共计2.4538万元。

浅孔留矿法采矿直接成本为7.8元/t,该采场落矿量为6870t,其总成本为53586元,因此采用硐室爆破法可节省费用29048元,其经济效益是非常显著的。

3　结　论

硐室爆破崩落法是一种特殊的采矿方法,它成功解决了破碎矿体间采难的问题,具有以下优点:

（1安全性好。

工程主要布置在脉外,脉内施工均为小规格工程

其暴露面积较小。

不象留矿法那样,人员是在大暴露面积下作业。

由于暴露面积小、时间短,因此安全性好。

（2工艺简单、施工方便。

主要工程是掘进分层硐室及联络巷,结构简单。

（3成本低,效益高。

由于硐室药包集中爆破,与浅孔留矿法相比,节省了掘凿上山及其爆破材料。

从而节约了材料费和动力费,因此成本低、效益高。

但是,硐室爆破法不易控制采幅,贫化率较大。

其次,硐室外口堵塞质量要求较严,爆破参数还需进一步优化。

（收稿日期2002-04-09

　　（上接第17页

采场稳定力学原理,确定了乳山市金矿深部采用分

级尾砂充填采矿方法时各水平矿房的最大走向长

度,为乳山金矿深部采矿设计提供了参考依据。

参考文献:

[1]高　磊.矿山岩石力学[M].北京:

机械工业出版社,1987.

[2]ITASCAConsultingGroup,Inc.FLAC3DVersion2.0Use’s

Manual,1997.

[3]B.H.G.Brady,E.T.Brown.Rockmechanicsforundergroundmining.London,GeorgeAllen&UnwinLtd.1985.

（收稿日期:

2002-03-25

作者简介:

董卫军,男,1964年出生,高级工程师。

1999年毕业于北京科技大学,获工学博士学位;现任北京矿冶研究总院矿山工程研究所所长,主要从事采矿工程、岩体工程等领域的研究。

82采矿技术　　　　　　　　　　　　　　　　　　2002年6月