谦比希铜矿主矿体深部保安矿柱稳定性分析*

张 兵 胡文达 李 辉 王贻明(1.北京科技大学土木与环境工程学院；2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室；.中色非洲矿业有限责任公司谦比希铜矿)

·安全·环保·

谦比希铜矿主矿体深部保安矿柱稳定性分析*

张 兵1,2,3胡文达1,2,3李 辉3王贻明1,2
(1.北京科技大学土木与环境工程学院；2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室；3.中色非洲矿业有限责任公司谦比希铜矿)

谦比希铜矿深部矿体采用大直径深孔分段空场嗣后废石充填法开采，存在凿岩巷道稳定性差、上盘垮冒严重等问题，导致采场回采效率低、安全性差，制约矿山生产能力，同时上部采用嗣后分级尾砂充填，隔离保安矿柱仅厚21 m。为保证深部嗣后采场的安全回采，选用FLAC3D对保安矿柱的稳定性进行分析研究。结果表明，在当前条件下，21 m保安矿柱能有效隔离上下采区，防止上部充填尾砂涌入下部采场，保证采场作业安全。

大直径深孔 空场嗣后充填 保安矿柱 分级尾砂

随着谦比希铜矿500 mL以上资源的逐渐枯竭，为维持矿山产能，矿山提前向900 mL深部开拓采矿，目前在垂向上已形成500,700,900 mL 3个采区，其中500 mL采区已接近尾声，900 mL采区为新建采区。700 mL采区以上主要采用上向水平分层充填法、中深孔落矿分段空场嗣后充填采矿法和崩落法回采，深部900 mL采区设计采用大直径下向深孔阶段空场嗣后充填采矿法。因700 mL采区的Ⅱ、Ⅲ盘区采用分级尾砂充填，且采空区上部围岩崩落裂隙带已与上部主含水层连通，存在上部充填尾砂大量涌入900 mL采区，造成淹井的危险，在700～900 mL采区预留一水平保安矿柱，以隔离上下2个采区。鉴于900 mL采区回采顺序为自下而上，且部分采场顶板冒落严重，可能威胁到水平矿柱的安全，因此，需研究水平保安矿柱的稳定性，以便制定相应的对策措施，确保生产安全。

1 开采技术条件

谦比希铜矿床在地质构造上处于赞比亚—刚果(金)铜钴矿带的中部偏南。该矿带呈北西—南东向展布，在赞比亚境内长约150 km，宽约50 km，自北西部的孔科拉(KONKOLA)到南东部的卢安夏(LUANSHYA)，一系列大型、超大型铜矿床分布于卡富埃(KAFUE)背斜的北东翼和南西翼，形成2个次级成矿带。谦比希铜矿床产于南西次级成矿带中部、谦比希盆地的北缘。地理坐标：南纬12°40′，东经28°00′。谦比希铜矿主要是泥质型沉积变质岩型铜矿床,根据设计，主矿体683～878 mL水平矿石量为7496 526 t，平均品位为2.41%。

深部嗣后充填法采区是指704 mL以下对应上部分层法回采的Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ及Ⅴ盘区，走向长790 m，垂高为161 m，见图1。矿体倾角为60°～85°，其中770 mL以上倾角相对较缓，为60°～70°，770 mL以下倾角为70°～85°，为急倾斜矿体。矿体厚5～10 m，平均为8 m，厚度变化均匀。矿体连续性好，没有发现夹石，没有出现无矿天窗。

图1 深部嗣后充填法开采示意

矿体距上盘矿岩界线1.5 m范围内为蚀变破碎带；矿体内部(865 mL)3～5 m较破碎，5～8 m矿岩整体性相对较好，而距下盘边界8～12 m为泥质石英岩，较破碎；距矿体下盘接触带1 m范围内为砾岩，破碎；距矿体底板6～7 m及8～10 m有破碎带，多为石英脉填充，对进路稳定性影响不大，见图2。

图2 深部近矿围岩破碎带分布

2 矿岩物理力学参数

根据南非Roclab及VLC公司提交的岩石力学试报告，主要岩石强度指标见表1。

E.Hoek等在1994年对原Hoek-Brown破坏准则进行了重新定义和扩展。新准则引入了岩体的地质环境因素，认为可以用地质强度指标GSI(the geological strength index)对节理化岩体进行评分和分级，通过岩体的GSI得分来计算及描述其强度和变形特征[1-2]。GSI取值区间为(0，100)，其大小决定于岩体结构面特性。修正后的Hoek-Brown准则可用下式表示：

表1 岩石力学试验测试结果汇总

(1)

式中，σ1为岩体破坏时的最大主应力,MPa；σ3为岩体破坏时的最小主应力,MPa；σci为组成岩体的完整岩块的单轴抗压强度,MPa；mb为岩体Hoek-Brown常量；s，a为岩体特性的常数。

s、a和mb的计算公式如下：

(2)

(3)

(4)

式中，D为岩体扰动参数，表示爆破破坏和应力松弛对节理岩体的扰动程度，非扰动岩体D=0，扰动性很强的岩体D=1,具体值可查表;mi为完整岩块的Hoek-Brown常量，具体值可查表。

根据岩石力学测试结果和理论计算，获得与该矿山矿岩条件吻合的深部矿岩力学参数，见表2。

表2 矿岩体力学参数

3 保安矿柱稳定性分析

为保护地表地貌、地面建筑、构筑物和主要井巷，分隔矿田、井田、含水层、火区及破碎带等而留下不采或暂时不采的部分矿体称为矿柱。矿柱是地下矿山开采重要的结构单元，按留设的用途，又分井筒保安矿柱、境界矿柱，防水矿柱、断层破碎带矿柱等。

深部矿体采用大直径深孔分段空场嗣后废石充填法，回采水平为704～865 mL。其正上方矿体采用的是嗣后分级尾砂充填法，回采水平为650～683 mL，目前已经回采完毕。现根据嗣后采场回采设计参数，选用FLAC3D软件，从应力、位移分析保安矿柱的稳定性。

矿体倾角为75°；矿房沿矿体走向布置，长20 m；矿房的宽度垂直矿体走向，为矿体厚度，8 m。矿房位于矿体中部区域，四周被上下盘围岩和矿体包裹。考虑到整体力学模型，按开挖空间直径(或最大跨度)3～5倍的影响范围进行选取，以上盘围岩一点作为坐标原点，以垂直矿体走向为X方向，沿矿体走向为Y方向，高度方向为Z方向建立模型，其中Z=0平面是各矿房的中间面。模型长(Y方向)200 m，宽(X方向)68 m，高(Z方向)80 m。网格划分遵循细化以满足计算精度，粗划以减少计算工作量的原则，在矿房附近区域加密网格，远离矿房的区域网格稀疏，模型节点为53 025个，单元体为48 000个。

模型3个方向主应力变为(负号表示压应力)：

σz=ρgz，

(5)

σy=σzk1，

(6)

σx=σzk2，

(7)

式中,σz为垂直主应力，MPa；σy为y方向主应力，MPa；σx为x方向主应力，MPa；ρ为矿石密度，2.5 t/m3；g为重力加速度，9.8 m/s2；z为开采深度，714 m；k1、k2为侧压系数，分别取1.2、1.5。

计算得出σz=-17.5 MPa，σy=-21 MPa，σx=-26.25 MPa。

模型上部表面为自由面，需施加应力，其值为上部岩体自重，按下式计算：

(8)

式中,h为坐标原点至模型上表面的高度，40m；其他符号意义同上。

3.1 应力分析

保安矿柱埋深在683～704 mL，厚21 m，对应于模型中的Z=10～31 m。选取Z=12，20 ，28 m 3个截面，矿房回采后截面上最大、最小主应力值见表3。

表3 保安矿柱不同垂高截面的主应力

结合表中数据与原岩应力值可知，最大主应力近于X方向，最小主应力近于Z方向。已知模型的坐标原点处σx=-26.25 MPa、σz=-17.5 MPa，判断Z=12 m、Z=20 m截面上存在应力集中现象，其最大主应力峰值都达到-32 MPa左右，最小主应力峰值也有-18 MPa，而Z=28 m截面应力集中现场并不明显，其受力状态接近原岩应力场条件，说明矿房回采对其影响很小。此外，在靠近矿房的保安矿柱区域，如Z=12 m截面最大、最小主应力峰值谷值之间差距很大，而远离矿房的保安矿柱区域，如Z=28 m截面最大、最小主应力峰值谷值之间差距很小。根据摩尔-库伦准则推论可知，相同条件下，岩体所受最大、最小主应力差值越大，越易破坏。这说明靠近矿房的保安矿柱容易破坏，远离矿房的不易破坏。最后，所选截面中都没有出现拉应力，可以排除保安矿柱被拉伸破坏的可能性。Z=12 m截面最大、最小主应力分布见图3。Z=28 m截面最大、最小主应力分布见图4。

由图3可知，最大主应力近于X方向，矿房正上方是卸压区，应力释放，间隔矿柱正上方是应力集中区。最小主应力近于Z方向，围绕采场形成一个卸压区，应力释放，在矿房正上方最小主应力出现谷值-3.42 MPa。

图3 Z=12 m截面应力分布

图4 Z=28 m截面应力分布

由图4可知，Z=28 m截面上已经看不出最大、最小主应力分布与矿房之间的关系了，说明矿房回采对于这个区域的保安矿柱影响已经不大了。

3.2 位移分析

选取Z=12，20，28 m 3个截面，矿房回采后3个截面上的X、Y、Z方向位移值见表4(其中负号仅表示位移方向与坐标正方向相反)。

表4 保安矿柱不同垂高截面上位移值

由表4可知，保安矿柱不同垂高截面上Z方向位移最大，X方向次之，Y方向最小(Z=28 m截面X方向位移比Y方向位移还小)；随保安矿柱截面垂高增加，3个方向位移值都在快速下降，特别是X、Z方向，Z=28 m截面Z方向位移最大值仅为Z=12 m截面的17.3%，X方向位移最大值仅为Z=12 m截面的15.1%，Y方向位移值也下降为Z=12 m 截面的59%。这与应力分析结果一致，即远离矿房区域的保安矿柱受回采的影响不断下降。

4 结 论

(1)采用改进的Hoek-Brown准则，在矿岩岩石力学参数测试基础上，确定了该矿山矿岩力学参数。

(2)通过FLAC3D数值模拟，从应力和位移对保安矿柱的稳定性进行分析，得出下部矿房回采导致保安矿柱失稳破坏的范围在靠近矿房顶板区域的10 m左右。

(3)分段空场嗣后废石充填法采区与其上部嗣后分级尾砂充填法采区之间留有21 m厚矿柱，在计算条件下，能够隔离下部矿房回采影响，保证采场安全回采。

[1] Hoek E．Strength of rock and rock masses[J]．ISRM New Journal，1994，2(2)：4-16．

[2] Hoek E，Diederichs M S．Empirical estimation of rock mass modulus[J]．International Journal of Rock Mechanics &Mining Sciences，2006(43)：203-215．

Stability Analysis on the Deep Safety Pillars of the Main Orebody of Chambishi Copper Mine

Zhang Bing1,2,3Hu Wenda1,2,3Li Hui3Wang Yiming1,2

(1.Civil and Environmental Engineering School, Universtiy of Science and Technology Beijing;2.Key Laboratory of High-efficient Mining and Safety of Metal Mines, Ministry of Education;3.Chambishi Copper Mine, CNMC Afrian Minerals company Co., Ltd.)

The large diameter deep hole sublevel open stoping with subsequent backfilling with barren rocks is used in Chambishi copper mine,the stability of drilling tunnels is poor, and catastrophic collapse of hanging side is serious. Therfore,the efficiency of stope mining is low, the safety of the stope mining is poor, the mine production capacity is restricted. Besides that, subsequent grading backfilling filling is used to deal with the upper orebody, the thickness of the safety pillar is 21 m. In order to ensure safety mining of the deep subsequent stope, the FLAC3Dsoftware is adopted to analyze the stability of safety pillar. The research results show that, under the current conditions, the safety pillar with the thickness of 21 m can isolate the mining area effectively and prevent the upper filling backfilling into lower stope so as to ensure safety mining.

Large diameter deep hole, Open stoping with subsequent backfilling, Safety pillar, Grading backfilling

*国家“十二五”科技支撑计划课题(编号：2012BAB08B02)；新世纪优秀人才支持计划资助(编号：NCET-13-0669)；国家自然科学基金项目(编号：51374035)；高等学校博士学科点基金(编号：2011000612002)。

2014-08-15)

张 兵(1968—)，男，高级工程师，硕士研究生，100083 北京市朝阳区安定路10号。