相鄰水平礦柱開采擾動影響分析

袁海濤

（安徽馬鋼羅河礦業(yè)有限責(zé)任公司，安徽 合肥 335419）

1 引言

地下開采形成大量采空區(qū)，易引起地表塌陷等地質(zhì)災(zāi)害問題。隨著國家對礦山環(huán)境保護要求越來越高，原有的無底柱分段崩落法、分段空場法等采礦方法逐步被充填法所替代。因采礦方法的變更，采礦參數(shù)隨之發(fā)生變化，上部中段原有的大跨度礦房與小寬度礦柱結(jié)構(gòu)變?yōu)橄虏恐卸嗡煤蟪涮铋_采礦房礦柱隔一采一結(jié)構(gòu)，結(jié)構(gòu)尺寸不一，不可避免地造成礦柱錯位布置（如圖1所示），從而導(dǎo)致作用于上下兩中段間預(yù)留的水平礦柱出現(xiàn)偏載現(xiàn)象［1］，使得水平礦柱處于較大的拉、剪應(yīng)力集中區(qū)，水平礦柱穩(wěn)定性受到威脅，從而危及礦區(qū)的整體安全。

圖1 垂直相鄰中段礦柱錯位布置

許多學(xué)者對水平礦柱的穩(wěn)定性作出了研究：如劉艷章［2］等將采場頂柱化簡為簡支梁模型，并以此驗證了采空區(qū)頂柱與立柱連接處的穩(wěn)定性；李興權(quán)［3］等將采場預(yù)留頂柱簡化為固定端超靜定懸臂梁，根據(jù)充填參數(shù)和采場結(jié)構(gòu)參數(shù)探究沿頂柱的拉、剪應(yīng)力分布，提出了合理的頂板尺寸區(qū)間；付建新［4］等基于彈塑性理論，將隔離頂柱簡化為固支梁模型，發(fā)現(xiàn)上下采場重疊率為0.3時隔離頂住最為穩(wěn)定。一些學(xué)者從突變理論出發(fā)探究頂柱失穩(wěn)和破壞的原理，如潘岳［5］等將頂板視為固定支承，采用突變理論，對比了對稱和非對稱開挖情況下小偏壓礦柱的失穩(wěn)強度大小，結(jié)果證明非對稱開挖時失穩(wěn)強度較??；劉洪強［6］等建立了由失穩(wěn)和破壞因子為基礎(chǔ)的尖端突變模型，判斷礦柱強度比大于1時即可宣告礦柱破壞；李江騰［7］等基于尖端突變理論和勢能原理，歸結(jié)了頂板相對剛度與失穩(wěn)的內(nèi)在規(guī)律，為合理開采提供了依據(jù)。數(shù)值模擬也是常用的一種研究方式：施健?。?］等對動荷載作用下回采引起頂柱變形及采場與礦柱穩(wěn)定性進行了有限元模擬；鄒平［9］等根據(jù)理論方法和有限元數(shù)值模擬分析，確定了較為穩(wěn)定的礦柱厚度 ；Reddy S K［10］等采用有限差分法軟件FLAC3D模擬爆破硐室在不同開采階段時，隔離礦柱的所受應(yīng)力變化，其結(jié)果顯示其應(yīng)力逐漸向柱中心方向減小，邊緣10米和12米處應(yīng)力最大；李吳禮［11］等采用FLAC3D和安全系數(shù)為開采設(shè)計了兩個方案，經(jīng)對比分析確定了頂板和間柱穩(wěn)定更好的開采方案 ；Shabanimashcool M［12］等建立了FLAC3D三維局部模型，研究Svea Nord煤礦長壁開采過程中隔離礦柱的應(yīng)力變化，在開采過程中隔離礦柱的應(yīng)力上下波動，隔離礦柱的大部分仍然完好無損。吳順川［13］等通過基于充填體-圍巖拱效應(yīng)的水平礦柱穩(wěn)定性研究分析了不同水平礦體厚度情況下礦柱的安全穩(wěn)定情況。張中信［14］等通過通過理論分析和數(shù)值模擬的手段探究了不同回采順序下水平礦柱內(nèi)最大主應(yīng)力變化特征，得出了隔一采一回采順序能保證多水平盤區(qū)同時回采，且能在一定程度上減弱水平礦柱內(nèi)的應(yīng)力集中現(xiàn)象。何曉武［15］等通過高應(yīng)力破碎礦柱階梯式誘導(dǎo)崩落回采研究，發(fā)現(xiàn)通過又到爆破可進一步回收礦石，降低礦石貧化率。

綜上所述，針對礦體回采過程中水平礦柱及采場穩(wěn)定性的問題，國內(nèi)外相關(guān)學(xué)者進行了一定的研究，為水平礦柱及采場的安全穩(wěn)定提供了技術(shù)參考，在對頂柱穩(wěn)定性具有重要影響因素的偏載作用方面研究較少。本文通過建立垂直相鄰中段偏載水平礦柱力學(xué)模型，以結(jié)構(gòu)力學(xué)進行理論解析，探討偏載作用下水平礦柱開采擾動與安全系數(shù)關(guān)系，為礦山安全開采優(yōu)化設(shè)計提供參考。

2 偏載礦柱力學(xué)模型

如圖2所示，假定礦柱受力 ，垂直相鄰中段上下礦柱偏載間距 。根據(jù)結(jié)構(gòu)力學(xué)原理，兩中段間水平礦柱可視為橫梁結(jié)構(gòu)，此時橫梁產(chǎn)生的最大彎矩 ，可表述為：

圖2 偏載礦柱力學(xué)模型

式(1)中： a為相鄰礦房寬度單位：m。

相鄰中段上下礦柱一般布置于垂直方向同一位置，但因采礦方法的變更，礦柱布置偏載不可避免?？紤]到水平礦柱具有一定厚度，上下礦柱錯位較小即偏載不明顯時，偏載作用影響可忽略，反之偏載較大則應(yīng)引起重視。假定上部中段礦柱均布受力，上下礦柱中心線錯位x，如圖3所示上下礦柱寬度滿足c≥b，則上下礦柱非重疊部分受力Fx可表述為：

圖3 偏載水平礦柱重疊區(qū)位置示意圖

根據(jù)材料力學(xué)理論，結(jié)合式(1)、式(2)，相鄰中段水平礦柱上下表面拉（壓）應(yīng)力，可表述為：

式(3)中： t為水平礦柱單位寬度，單位：m。

采用拉應(yīng)力σt與礦巖所能承受最大應(yīng)力σmax之比計算安全系數(shù)，判別橫梁是否破壞，安全系數(shù)計算公式為：

3 開采擾動與安全系數(shù)關(guān)系

某礦區(qū)上部中段采礦方法為無底柱分段空場法，礦房和礦柱寬度分別為50m和10m；相鄰下部中段采礦方法為隔一采一嗣后充填法，一步驟和二步驟礦房寬度均為15m。上下中段間預(yù)留24m厚度的水平礦柱。因采礦方法的變更采礦參數(shù)不一導(dǎo)致上下礦柱不可避免的錯位偏載布置，兩中段礦柱投影如圖4所示，上部中段礦柱與下部中段5-3二步采進路錯位布置，錯位3.5m。為方便分析，礦柱所受上部荷載暫取F=80MN，巖石抗拉強度 σt取 8MPa。

圖4 上下中段礦柱投影位置圖

上下中段采礦方法的不同，出現(xiàn)礦柱錯位布置，從而因偏載作用而引起預(yù)留水平礦柱附加次生應(yīng)力極劇增加，惡化頂板巖體穩(wěn)定性，威脅礦柱的安全回采工作。因此，在下部礦房的開采過程中，偏載預(yù)留水平礦柱能否穩(wěn)定，值得重視和深思。

結(jié)合生產(chǎn)實際，建立偏載預(yù)留水平礦柱與上下中段礦柱力學(xué)模型，量化不同偏載程度作用下預(yù)留水平礦柱弱化關(guān)系。根據(jù)兩中段生產(chǎn)設(shè)計參數(shù)，礦柱寬b為10m，礦房寬a為50m，橫梁單位厚度t為1m，則由式(1)～式(4)可得礦柱偏載距離與安全系數(shù)關(guān)系曲線如圖5所示。隨礦柱偏載距離的增大，中段水平礦柱安全系數(shù)而急劇減小，曲線服從冪指數(shù)關(guān)系，當(dāng)偏載距離為3.5m時對應(yīng)的水平礦柱安全系數(shù)為5.8，較為安全。

圖5 礦柱偏載距離與安全系數(shù)關(guān)系曲線

圖6所示為礦柱錯位為3.5m時水平礦柱計算結(jié)構(gòu)示意圖，圖7所示則為進行水平礦柱回采時水平礦柱厚度與水平礦柱安全系數(shù)關(guān)系曲線。由圖可知，當(dāng)進行水平礦柱的回采時，當(dāng)水平礦柱厚度大于14m時，水平礦柱安全系數(shù)普遍大于2.0，而當(dāng)水平礦柱厚度小于9m時，水平礦柱安全系數(shù)小于1.0，水平礦柱有失穩(wěn)的風(fēng)險。

圖6 礦柱錯位3.5m計算結(jié)構(gòu)示意圖

圖7 水平礦柱厚度與水平礦柱安全系數(shù)關(guān)系曲線圖

4 結(jié)論

（1）采礦方法由分段空場法變更為充填法后，因結(jié)構(gòu)尺寸不一不可避免地造成礦柱錯位布置，從而導(dǎo)致作用于上下兩中段間預(yù)留的水平礦柱出現(xiàn)偏載現(xiàn)象，使得水平礦柱處于較大的拉、剪應(yīng)力集中區(qū)，水平礦柱穩(wěn)定性受到威脅，從而危及礦區(qū)的整體安全。

（2）基于結(jié)構(gòu)力學(xué)原理建立的上下中段礦柱錯位布置偏載作用力學(xué)模型，可快速計算不同偏載程度作用下預(yù)留水平礦柱彎矩、剪力和安全系數(shù)等參量與礦柱厚度的弱化關(guān)系。

（3）由偏載礦柱力學(xué)模型可知，偏載作用對預(yù)留水平礦柱力學(xué)性能劣化影響明顯，隨著水平礦柱厚度的減少，安全系數(shù)越來越小。