0   前言

武山铜矿自投产以来, 曾先后使用过分段崩落采矿法、整体钢筋砼假顶分层崩落采矿法、下向进路水砂充填采矿法、下向分层进路式充填采矿法。目前, 下向分层进路式充填采矿法已在大部分采场推广使用。

在这种采矿法使用过程中, 因受各种因素影响, 采场地压频繁显现, 主要表现为顶板下沉、冒落、沿工作面切落、矿壁片帮、支架变形和折裂等, 给安全生产带来很大威胁。为此, 应用岩石力学薄板理论并结合现场实测, 对武山铜矿现行使用的下向分层进路式充填采矿法的采场假顶进行稳定性分析。

1   下向分层进路式充填采矿法简介

1.1   开采条件

武山铜矿分南、北两个矿带。北矿带矿体主要是含铜黄铁矿, 中间含高岭土和煌斑岩夹层, 十分松软、破碎, 上盘近矿围岩为强风化褐铁矿和高岭土, 亦十分松软, 下盘近矿围岩为石英砂岩, 较为稳固; 南矿带属隐伏矿体, 浅部岩溶较发育, 矿体附近的灰岩含有隐伏洼地和裂隙发育带。

1.2   采场布置与结构参数

采场沿矿体走向布置, 长100m, 中段高40m, 厚等于矿体水平向厚度, 平均16.8m, 中段内划分为4个分段, 分段高10m, 每分段距矿体20m左右的下盘围岩内布置一条脉外分段平巷, 分段平巷与主斜坡道相通, 在采场走向的中部从分段平巷垂直于矿体布置上坡、平坡和下坡三条分层联络道, 将每个分段再划分为3个回采分层, 分层高3.3m。采矿方法示意图见图 1。

图  1  下向分层进路式充填采矿法示意图

1.阶段运输巷道; 2.分段平巷; 3.废石溜井; 4.矿石溜井; 5.分层联络道; 6.切割平巷; 7.回采进路

下载: 全尺寸图片 幻灯片

1.3   采准切割

采准工作包括:阶段运输平巷、分段平巷、矿石溜井、废石溜井、分层联络道等。

切割工作主要是沿矿体走向靠下盘掘进切割平巷(3m×3m)。

1.4   回采工作

切割平巷掘至采界后, 垂直矿体走向布置回采进路, 并由采场两翼向中央后退回采, 在分层联络道口处收层, 回采进路断面为3.2m×3.3m。7655型气腿式凿岩机凿岩, 2#岩石硝铵炸药和毫秒微差导爆管爆破, WJD-0.75型电动铲运机出矿。

1.5   支护

采场采用直径160~200mm的松原木棚架支护, 切割平巷柱距0.6~0.8m, 回采进路柱距0.8~1.2m。

1.6   假底铺设与尾砂充填

出矿并整平进路底板后, 铺设钢砼假底。假底总厚度300mm, 钢筋保护层厚度50mm, 混凝土标号C15, 螺纹钢直径14mm, 网度200mm×200mm。每回采完一条进路, 铺设一次钢筋混凝土假底(作为下分层假顶)。

铺好假底后, 由地表充填站用管道输送分级尾砂充填回采进路, 并采用采一充一的充填方式。

2   假顶稳定性分析

2.1   分析方法

采用理论研究与现场实测相结合的分析方法。利用岩石力学薄板理论建立支架载荷、顶板下沉量的力学模型, 以定性分析假顶的稳定条件及其影响因素; 通过现场实测取得测试数据, 对其归类分析, 找出假顶变形规律, 确定假顶稳定的时空区域。

2.2   假顶稳定性理论分析

2.2.1   无支护条件下假顶内力计算

沿进路方向取一单位宽度作为计算单元, 计算模型为图 2所示的简支薄板梁。

图  2  无支护条件下假顶内力计算模型

下载: 全尺寸图片 幻灯片

截面弯矩分布^[1] :

最大弯矩发生在跨中截面上, 最大弯应力发生在该截面上下边缘:

式中:W—抗弯截面模量;

b—计算单元宽度;

h_H—假顶厚度;

q—单位均布载荷;

l—板梁长度。

由式(1)、(2)推得:

2.2.2   支护条件下支架载荷计算

假顶和支架相互作用的简化计算模型如图 3所示。

图  3  假顶和支架相互作用的简化计算模型

下载: 全尺寸图片 幻灯片

由于假顶的刚度远比其上方尾砂充填体的刚度大, 所以假顶承受的充填体重量和假顶自重形成的载荷可视为均布荷载。而支架承受的载荷可取为集中荷载。

由假顶和支架的共同变形条件, 可求出支架载荷^[2] :

式中:f_q—载荷作用下的假顶挠曲;

f_R—因支架反力作用引起的挠曲减小量;

λ₁—顶板刚度;

λ₂—支柱刚度;

R—支架载荷。

而

式中:ε_N—充填体蠕变系数;

E_H—假顶的弹性模量;

I_H—假顶的惯性距;

q_H—假顶承受的载荷。

由此得:

2.3   现场实测及其分析

对北矿带W₁采场做过较全面的假顶下沉量和支架载荷测试, 依据原始测试数据, 经归类整理得表 1实测结果。

表  1  W₁采场假顶下沉量和支柱载荷实测结果

下载: 导出CSV 

| 显示表格

为更好地揭示假顶稳定性变化规律, 将表 1数据绘成图 4所示的假顶下沉量~时间、支架载荷~时间、假顶下沉量~工作面距离关系曲线。

图  4  假顶稳定性变化图

(a).假顶下沉量~时间关系曲线; (b).支架载荷~时间关系曲线; (c).假顶下沉量~工作面距离关系曲线

下载: 全尺寸图片 幻灯片

2.3.1   假顶下沉量与时间的关系

由图 4(a)可以看出, 假顶下沉可分为如下5个阶段。

(1) 假顶刚暴露时, 在很短时间内发生瞬时变形f₁。

(2) 随时间延长, 假顶的弹性变形增加, 蠕变形也增加, 经过3d顶板下沉量达f₂, 这时, 可见假顶有细小裂隙, 裂隙产生后, 假顶中形成三铰拱。

(3) 到第4d, 由于拱的中部和两端的铰点被局部压坏, 假顶下沉量急剧增大, 直到铰点不再压坏为止, 这时, 假顶下沉量达到f₃。

(4) 第4~7d, 铰点处的蠕变变形缓慢增长, 假顶下沉近于停止, 第7d后变形又渐增, 直到第11d, 铰点完全被压坏。

(5) 第11d后, 假顶迅速下沉, 第12 d观测时, 下沉量达50.30mm, 作业人员在此处增设支架。

2.3.2   支架载荷与时间的关系

由图 4(b)可以看出, R~t关系的变化规律与~t关系基本相同。

(1) 假顶暴露后, 前4d的支架载荷迅速增大。

(2) 第4~7d, 载荷趋于稳定。

(3) 第7d后, 载荷又迅速陡增, 在此期间, 支架特性遭受破坏。

(4) 第11d后载荷迅速降低, 表明支架已被压坏。

2.3.3   假顶下沉与工作面距离的关系

由图 4(c)可以看出以下几种情况。

(1) 距工作面5m以内时, 假顶较稳定。

(2) 距工作面5~7m处, 假顶发生破裂, 此时下沉量增大。

(3) 距工作面7~14m处, 由于假顶和支架共同作用, 假顶又较为稳定。

(4) 距工作面14~20m处, 假顶和支架变形增大。

(5) 距工作面20m以外, 支架受到严重破坏, 刚度下降, 假顶急剧下沉, 如不及时维护, 此处将出现垮塌。

2.4   假顶稳定性分析结论

(1) 假顶稳定性薄板理论分析表明:无支护时若δ_max < (δ_拉)、支护时若R < (R_许)或f_kp < (f_kp许), 其假顶是稳定的; 由(3)、(7)、(8)式可以看出, 影响假顶稳定的因素主要有假顶载荷q^H、假顶特征(E_H、I_H)、充填体性质ε_N、支架刚度(λ₁, λ₂)、巷道长度l、假顶完整性等。

(2) 假顶稳定性是假顶-支架系统共同作用且与时空相关的复杂过程; 假顶暴露后, 在一定的时空范围内是稳定的, 随着时空的延伸, 稳定性随之下降; 在支架特性不被破坏的前提下, 假顶下沉量可以控制在一定的限度内, 其变化值在一定的时空范围内具有明显的规律性。

(3) 提高假顶质量增加E_H、I_H值, 选用合适的充填材料减小ε_N值, 合理安排采矿顺序, 加快回采速度和及时充填, 以减小巷道暴露时间和面积, 合理选择支护形式, 在不同地段选用刚度不同的多种支护材料, 对提高假顶稳定性都是有益的。

3   结语

上述对武山铜矿下向分层进路式充填采矿法采场假顶稳定性分析, 是基于岩石力学薄板理论和现场实测相结合的方法展开的, 对武山铜矿的安全生产起到了一定的指导作用, 对其他类似矿山亦有参考价值。但必须指出, 采场假顶的稳定性变化是一个极为复杂的过程, 加之各地矿山的地质开采条件不尽相同和薄板理论固有的基于均质材料研究的局限性, 因此, 不同矿山以及矿山的不同开采块段的假顶稳定性研究, 都有其不同的特点, 需要不断寻求更为精确、适用、可靠的采场假顶稳定性分析方法。