池秀文,呂占勝,張文舉,張聰瑞
(1.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院,湖北 武漢 430070; 2.礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖北 武漢 430070)
保安礦柱的圈定問題是礦山深部開采中重要的研究內(nèi)容[1],湖北三鑫金銅股份有限公司(以下簡稱三鑫金銅礦)采用充填采礦法,為保護(hù)地表工業(yè)場地及井筒,留有較多保安礦柱,尤其是桃花嘴-570 m以下中段,保安礦柱壓礦嚴(yán)重。為最大限度減少保安礦柱圈定范圍,提高礦產(chǎn)資源采出率,同時(shí)又能有效地保護(hù)地表地貌和井筒等重要建筑物,減少采動(dòng)損害,深入開展保安礦柱圈定方法的研究很有意義。
文獻(xiàn)[2]記載,紅透山銅礦井筒下部壓礦嚴(yán)重,傳統(tǒng)法圈定保安礦柱范圍較大,使用安全深度結(jié)合巖移角重新圈定井筒保安礦柱,將圈定范圍上界由-289 m改為+73 m,保安礦柱范圍大面積減少,實(shí)踐證明用安全深度圈定保安礦柱是可行的。
安全深度的概念被提出后,由于礦山地質(zhì)條件的復(fù)雜性,開采因素多樣性,多個(gè)參數(shù)難以確定,所以始終沒有明確的確定安全深度的方法[3-5]。揚(yáng)重工[6]提出的用采深比和跨深比的概念預(yù)測安全深度,實(shí)際上屬于經(jīng)驗(yàn)預(yù)測。王志方[7]提出安全深度計(jì)算方法,認(rèn)為礦體賦存深度大于開采引起的上覆巖層冒落帶和下沉帶之和時(shí),下沉移動(dòng)便不會(huì)傳遞到地表,此時(shí)下沉帶頂端以下即為安全開采深度。崔希民等[8]從地表建筑物的臨界變形著手,分析安全開采深度與保護(hù)物等級變形要求的關(guān)系,計(jì)算出安全開采深度,為指導(dǎo)地下開采和建筑物搬遷提供理論依據(jù)。鑒于以上不足,以壓礦嚴(yán)重的三鑫金銅礦桃花嘴礦區(qū)為工程背景,運(yùn)用理論計(jì)算以及有限元數(shù)值模擬對安全深度的確定進(jìn)行研究。
三鑫金銅礦桃花嘴礦床壓礦量較多,桃花嘴礦床共有3個(gè)礦體群,分布有十幾個(gè)礦體,其中以桃Ⅱ礦體群中的Ⅱ-4礦體規(guī)模最大,銅金屬儲量占有量達(dá)整個(gè)礦區(qū)的77%,是礦山銅產(chǎn)量的主要來源。本次研究以Ⅱ-4礦體為研究對象,Ⅱ-4礦體賦存深度為-210~-620 m,水平厚度20~40 m,礦體走向35°,礦體傾角為60~75°,為北西方向傾斜,礦體內(nèi)礦石類型豐富,主要包含銅礦石、金礦石、鐵礦石等。
地下開采活動(dòng)對巖層及地表影響的根本原因是下沉量,因?yàn)橛傻乇硐鲁烈鸬膬A斜變形、水平變形、曲率才是造成地表地貌、地表重要建筑物損壞的直接原因,因此主要研究傾斜變形、水平變形、曲率與安全深度之間的數(shù)學(xué)關(guān)系。
概率積分法是基于隨機(jī)介質(zhì)理論基礎(chǔ)提出的[9-10],概率積分法關(guān)于傾斜變形的最大值imax,水平變形的最大值εmax與曲率最大值kmax的計(jì)算見式(1)~(3)。
(1)
(2)
(3)
式中:Wmax為地表最大下沉量;β為采動(dòng)影響角,tanβ為采動(dòng)影響正切值;H為開采深度;b為水平移動(dòng)系數(shù)。
由式(1)~(3)可得與之相對應(yīng)的開采深度,見式(4)~(6),式中Wmax表達(dá)式見式(7)。
(4)
(5)
(6)
Wmax=mηqcosα
(7)
式中:q為下沉系數(shù);α為礦體傾角;m為開采厚度,對于充填開采的礦山,需要引用等效采厚概念;η為等效采厚系數(shù);其他符號含義同上。
煤炭工業(yè)局的文獻(xiàn)中規(guī)定地表磚石結(jié)構(gòu)建筑物的臨界變形值分別是i臨界=3×10-3m/m,ε臨界=2×10-3m/m,k臨界=0.2×10-3m-1,工業(yè)場地建筑多為磚石結(jié)構(gòu),需要將地下開采引起地表變形值控制在臨界值內(nèi)。當(dāng)由開采深度引起的地表變形在臨界值內(nèi)時(shí),開采深度是安全的,三個(gè)變形指標(biāo)臨界值分別對應(yīng)三個(gè)臨界開采深度,故將各項(xiàng)臨界值代入式(4)~(6)中得出臨界開采深度,見式(8)~(10)。
Hi=333mηqcosαtanβ
(8)
Hε=760bmηqcosαtanβ
(9)
(10)
確定臨界開采深度H臨時(shí),取Hi、Hε、Hk之間的最大值。
參考類似充填開采礦山的預(yù)計(jì)參數(shù),結(jié)合本礦研究區(qū)域的頂板巖性和充填條件,確定概率積分參數(shù)為,b=0.3,q=0.322,tanβ=2,開采厚度m=20 m,等效采厚系數(shù)η=0.2,礦體傾角60°。將各項(xiàng)參數(shù)代入式(8)~(10)中,得:Hi=428.9 m,Hε=293.6 m,Hk=139.9 m。
則取H臨=Hi,臨界開采深度認(rèn)為賦存在-428.9 m以下的礦體開采不會(huì)對地表產(chǎn)生影響,即充填開采臨界安全深度為-428.9 m。
通過數(shù)學(xué)計(jì)算,得出臨界安全開采深度為-428.9 m,為驗(yàn)證以及進(jìn)一步確定安全開采深度,本次模擬研究區(qū)域?yàn)?470~-420 m中段,將礦體分為12層,第一分層厚度為5 m,其余各分層為4 m。為了更清晰地觀測井筒位移應(yīng)力變化情況,確定模型尺寸:長(x)×寬(y)×高(z)=140 m×300 m×140 m,井筒位于模型左側(cè),直徑6 m,井壁厚度0.5 m。模型中X軸方向?yàn)檎蛳驏|,Y軸方向?yàn)榈V體走向方向,Z軸方向?yàn)榇怪狈较蛳蛏?。井筒、礦體相對位置見圖1。
圖1 井筒、礦體相對位置示意圖
圖2 FLAC3D中礦體、井筒模型圖
表1 礦巖物理力學(xué)參數(shù)
在調(diào)研礦山地質(zhì)資料與現(xiàn)場試驗(yàn)的基礎(chǔ)上,對室內(nèi)巖石物理參數(shù)進(jìn)行工程化處理,得到模擬用的礦巖物理力學(xué)參數(shù),見表1。
模擬內(nèi)容為開采過程中采場頂板下沉量與塑性區(qū)分布、井筒位移與應(yīng)力變化情況。通過判定開采過程力學(xué)參數(shù)的變化情況,從而判定開采活動(dòng)是否對頂板、井筒造成影響,即可找到開采安全深度。
4.1.1 頂板下沉量分析
取不同分層開采時(shí)XZ平面上的切面,分析不同分層開采時(shí)頂板下沉量和開采活動(dòng)對上覆巖層的影響,取第二分層(-462 m)、第五分層(-450 m)、第八分層(-438 m)、第十一分層(-426 m)的位移云圖,詳見圖3。
圖3 開采各分層時(shí)頂板位移云圖
由圖3可知,初期開采時(shí),開采引起的位移變化區(qū)域較小,第二分層開采時(shí)位移變化主要集中在頂板,頂板最大下沉量21.9 mm,隨著開采向上進(jìn)行,頂板下沉量不斷增大,開采十一分層時(shí)頂板最大下沉量為31.4 mm,下沉量均在安全范圍內(nèi)。隨著開采向上進(jìn)行,位移變化區(qū)域不斷增大,第八層開采和第十一層開采時(shí)位移變化區(qū)域趨于穩(wěn)定,開采八分層以下礦體對上部巖層影響有限,可認(rèn)為進(jìn)入安全深度范圍。
4.1.2 頂板塑性區(qū)分析
取不同分層開采時(shí)XZ平面上的切面,分析不同分層開采時(shí)頂板塑性區(qū)分布情況,取第二分層、第五分層、第八分層、第十一分層的塑性區(qū)分布圖,詳見圖4。
圖4 開采各分層時(shí)頂板塑性區(qū)分布
對比不同分層開采時(shí)塑性區(qū)分布,在開采過程頂?shù)装逶l(fā)生過剪切破壞和拉伸破壞,說明開采過程中曾存在破壞。隨著開采向上進(jìn)行,塑性區(qū)域不斷擴(kuò)大,開采活動(dòng)對下部的影響大于上部,開采第八分層以下礦體時(shí)對上覆巖層的影響有限。
4.2.1 井筒位移變化分析
每年度召開兩次各街道耕保人員會(huì)議,落實(shí)該年度耕地質(zhì)量監(jiān)測工作;研究部署工作任務(wù),確保工作能夠順利開展;在關(guān)鍵環(huán)節(jié)召開技術(shù)培訓(xùn),通過技術(shù)培訓(xùn),提高耕地質(zhì)量監(jiān)測人員的業(yè)務(wù)水平,促進(jìn)全區(qū)耕地質(zhì)量監(jiān)測工作高質(zhì)量完成。
為了分析不同分層礦體開采時(shí),井筒豎向位移、水平位移的變化情況,做XZ平面(Y軸垂直面)、XY平面(Z軸垂直面)的切面,對不同時(shí)期的井筒豎向位移、水平位移進(jìn)行比較。分別取第二分層、第五分層、第八分層、第十一分層的位移云圖,詳見圖5。
由圖5可得出,在開采初期井筒整體下沉量均勻,隨著開采向上進(jìn)行,井筒上部的下沉量增加明顯,井筒上部下沉量大于下部,開采活動(dòng)對上部的影響較大;開采初期井筒水平位移量為負(fù),主要受到附近巖層拉應(yīng)力作用,第八層開采后不再出現(xiàn)負(fù)位移,且隨著向上開采井筒水平位移不斷增大。
4.2.2 井筒應(yīng)力分析
不同分層礦體開采后,分析井筒豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力變化情況,做XZ平面、XY平面的切面,對井筒豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力變化進(jìn)行橫向?qū)Ρ?。分別取第二分層、第五分層、第八分層、第十一分層應(yīng)力云圖,詳見圖6。
由圖6可得出,井筒的豎向應(yīng)力大于水平應(yīng)力,且水平應(yīng)力分布均勻,隨著開采向上進(jìn)行水平應(yīng)力有減小的趨勢,各分層水平應(yīng)力變化不大;開采初期,井筒豎向應(yīng)力分布均勻,井筒整體應(yīng)力變化小,隨著開采向上進(jìn)行,井筒上部應(yīng)力變化不明顯,井筒下部應(yīng)力變化較快,且隨著開采向上進(jìn)行不斷加快,當(dāng)開采到第八層和第十一層時(shí)井筒下部豎向應(yīng)力明顯大于上部。
圖5 開采各分層時(shí)井筒豎向位移、水平位移云圖
通過分析各分層開采時(shí)頂板下沉量與塑性區(qū)分布、井筒位移與應(yīng)力變化情況,得出:開采第八分層以下礦體時(shí)對上部巖層影響有限,采空區(qū)上部塑性破壞區(qū)域較小且趨于穩(wěn)定,巖移活動(dòng)不再向上傳遞;井筒水平、豎向位移變化不大,且變化較為規(guī)律,對井筒不造成影響。把第八分層的開采深度-442 m代入式(1)~(3)中,可得此時(shí)的井筒傾斜變形值i=2.9×10-3m/m,水平變形值ε=1.3×10-3m/m與曲率值k=2.0×10-5m-1,均在臨界變形值內(nèi),符合安全規(guī)定。因此可認(rèn)為第八分層位置處為開采安全深度,即安全深度為-442 m。
以安全深度-442 m為上邊界,留出井筒保護(hù)帶寬度20 m,結(jié)合巖移角60°對安全深度以下礦體重新圈定保安礦柱,與傳統(tǒng)法相比大大減小了圈定范圍,釋放大量壓礦。安全深度方法與原有傳統(tǒng)方法圈定保安礦柱的范圍對比見表2。
圖6 開采各分層時(shí)井筒豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力云圖
表2 兩種方法圈定礦柱范圍對比
基于隨機(jī)介質(zhì)理論的概率積分法,反演了深部充填開采安全深度理論公式,計(jì)算了臨界開采深度為-428.9 m。通過有限元數(shù)值模擬對理論計(jì)算進(jìn)行驗(yàn)證以及進(jìn)一步的精確化,對各分層開采時(shí)頂板下沉量與塑性區(qū)分布、井筒位移與應(yīng)力變化進(jìn)行了數(shù)值計(jì)算、分析,得出開采第八分層以下礦體時(shí)對頂板、井筒不造成影響,進(jìn)一步確定了安全開采深度,即安全開采深度為-442 m?;诎踩疃壤碚搶Ρ0驳V柱進(jìn)行重新圈定,與原有傳統(tǒng)方法相比,減少了大量圈定范圍,釋放了大量壓礦量,提高了礦產(chǎn)資源利用率,提高了礦山經(jīng)濟(jì)效益。