戈塘金矿房柱法开采围岩稳定性分析

doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.131

戈塘金矿房柱法开采围岩稳定性分析

陈洲^,¹, 左宇军^,²

1.贵州理工学院矿业工程学院，贵州贵阳 550003

2.贵州大学矿业学院，贵州贵阳 550025

Stability Analysis of Surrounding Rock of Chamber and Pillar Mining in Getang Gold Mine

CHEN Zhou^,¹, ZUO Yujun^,²

1.Mining Engineering College of Guizhou Institute of Technology，Guiyang 550003，Guizhou，China

2.Minging College of Guizhou University，Guiyang 550025，Guizhou，China

通讯作者: 左宇军（1965-），男，湖南湘潭人，教授，从事岩石力学与采矿工程方面的教学与研究工作。zuo_yujun@163.com

收稿日期: 2019-07-14 修回日期: 2020-01-09 网络出版日期: 2020-05-07

基金资助:

国家自然科学基金项目“动力扰动下断层活化诱发煤与瓦斯突出机理研究”. 51574093
贵州省应用基础研究计划重大项目“贵州复杂构造区页岩气赋存与渗透机制研究”（编号：JZ字[2014]2005）、贵州省科技厅基础研究计划（科学技术基金项目）“南方岩溶地区地下暗河下采煤保水机理研究”（编号：黔科合基础[2020]1Y215）和国家自然科学基金项目“黔西南微细浸染型金矿床开采巷道围岩采动致灾与控制机理研究”. 51964007

Received: 2019-07-14 Revised: 2020-01-09 Online: 2020-05-07

作者简介 About authors

陈洲（1989-），男，贵州岑巩人，硕士研究生，从事矿山动力灾害防治的研究工作20150683@git.edu.cn , E-mail：20150683@git.edu.cn

摘要

戈塘金矿矿体厚度变化较大，地质条件复杂。为科学设计井下采场参数，分析采空区顶板的破坏机理及矿柱的承载机理，指导矿山安全生产，以戈塘金矿为研究对象，设计了采场参数，分析了采场围岩稳定性。通过理论计算，采用房柱法开采时，推荐矿柱尺寸为3 m×3 m，矿房跨度不超过10 m；利用有限元软件Phase2对留设不同宽高比的矿柱时采场围岩的稳定性进行了数值模拟分析。结果显示：矿柱内部出现应力集中，采空区顶底板、岩帮为应力降低区域；随着矿柱宽高比的增大，采空区边界附近的应力水平和位移降低，矿柱内应力集中得到缓解，变形量降低。综合分析认为，矿柱宽高比对采场围岩稳定性有一定影响，保持矿柱宽高比约为0.500，可以较好地维持采场稳定。

关键词： 房柱法 ; 围岩稳定性 ; 承载机理 ; 矿柱 ; 矿房跨度 ; 数值分析 ; 戈塘金矿

Abstract

The room and pillar method is one of the mining methods with high labor productivity, which is widely used in small metal mines.Getang gold mine is located in Anlong County，southwest Guizhou Province，with complex geological conditions.The gold ore body directly covers the undulating paleo-karst erosion surface of the Maokou Formation，and its thickness varies from 0.3 m to 76.0 m.The lithology of the top and bottom of the ore body is complex.In order to design the parameters of underground stope scientifically，analyze the failure mechanism of the roof of the goaf and the bearing mechanism of the pillar，and guide the safe production of the mine，this paper used the theoretical calculation combined with the numerical simulation method to reasonably select the stope parameters and carry out the numerical analysis of the surrounding rock stability of the stope.Through the calculation of the mining span theory，the span of the mine is ≤10 m and the recommended pillar size is 3 m×3 m.Due to the large variation of the thickness of the orebody，the stability of the surrounding rock of the stope should be analyzed under different mine height conditions.In this paper, a numerical model of pillar width of 0.300,0.375 and 0.500 was established by using the finite element Phase 2, and the stability of the surrounding rock in the stope was analyzed by numerical simulation.The simulation results show that when the pillar width-to-depth ratio is 0.300，0.375，0.500，the average stress levels of the floor in the goaf are 12.78，8.04，7.03 MPa.The average stress levels of the rock mass are 19.02，13.03，13.06 MPa.The average stress levels of the roof of the goaf are 10.73，7.20，6.04 MPa；The average stress levels inside the pillar are 28.07，18.62，18.54 MPa；The average displacements near the floor of the goaf are 0.83，0.67，0.62 mm；The average displacement near the rock dam is 2.52，1.27，0.95 mm；The average displacement near the top plate is 8.53，4.73，4.45 mm(maximum displacement is 9.80，5.55，5.27 mm)；The average internal displacement of the pillar are 2.05，0.93，0.68 mm，respectively.According to the com-prehensive analysis，we can conclude that:(1)After the mining，the stress concentration inside the pillar is affected by the supporting pressure，and the floor，rock and roof of the goaf are the stress reduction area；the stress level inside the pillar is the highest near the boundary of the goaf.The stress level inside the rock core is second，and the stress level of the floor and roof of the goaf is the lowest.(2)After the mining，the maximum displacement occurs in the vicinity of the roof of the goaf due to the occurrence of the fracture zone and the plastic zone and the pressure of the overburden. Due to the conduction of support pressure，the displacement value of the pillar from top to bottom is gradually reduced.(3)The maximum stress value and maximum displacement inside the pillar appear at the top of the pillar；The pillar width-to-depth ratio has a certain influence to the stability of the surrounding rock of the stope.With the increase of width-to-depth ratio，the average stress level and average displacement near the boundary of the goaf are reduced，the stress concentration in the pillar is alleviated，and the deformation is reduced. In the process of mining，the size of the pillar should be increased appropriately at the location where the depth of the ore body is large and the thickness of the ore body is large.Keeping the width-to-depth ratio of the pillar at about 0.500 can better maintain the stability of the stope.

Keywords： chamber and pillar method ; stability of surrounding rock ; bearing mechanism ; pillar ; the span of mineroom ; numerical analysis ; Getang gold mine

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本文引用格式

陈洲, 左宇军. 戈塘金矿房柱法开采围岩稳定性分析[J]. 黄金科学技术, 2020, 28(2): 271-277 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.131

CHEN Zhou, ZUO Yujun. Stability Analysis of Surrounding Rock of Chamber and Pillar Mining in Getang Gold Mine[J]. Gold Science and Technology, 2020, 28(2): 271-277 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.02.131

房柱法是空场采矿法中的一种，劳动生产率较高^[1]，适用于水平、微倾斜和缓倾斜矿体的地下开采。房柱法是在划分采区或矿块的基础上，交替布置矿房或矿柱，矿房回采时留下规则的连续或不连续矿柱，用以支撑开采空间进行地压管理。房柱法广泛应用于小型金属矿山开采中^[2,3,4]，学者们针对房柱法的基础理论及工程应用开展了大量研究。如刘沐宇等^[5]在工程地质调查基础上，计算了矿柱的点安全系数和可靠指标，为深部矿体的开采规划提供了依据；赵国彦等^[6]分析了矿柱承载机理，运用普氏理论推导出新的矿柱尺寸计算公式，降低了矿石永久损失；王进等^[7]根据采场围岩的应力分布及破坏机理，综合矿柱形状、特性等因素，借助数值模拟软件对人工矿柱结构参数进行了优化；郁富林等^[8]分析了采场稳定性与矿柱尺寸之间的关系，认为矿柱安全系数随矿柱宽高比的增大而增大；王泽江等^[9]对倾斜薄矿脉房柱法开采人工矿柱承载机理进行了分析，并推导了人工矿柱相关参数的计算公式。目前，房柱法研究多集中在回采后采场围岩稳定性分析及采场参数优化，而对于回采前采场参数合理确定及回采过程中参数动态调整方面的研究较少。基于此，本文采用理论计算与数值模拟相结合的方法，合理选取房柱法开采时采场的参数，并对采场围岩稳定性进行数值分析，在维持矿房跨度和矿柱尺寸的基础上，确定矿柱最佳宽高比，回采过程中根据实际情况动态调整矿柱尺寸，维持采场稳定性，对指导矿山安全生产，提高矿山经济效益有积极意义。

1 工程背景

戈塘金矿位于贵州省黔西南州安龙县境内，矿区大地构造位置处于扬子准地台南缘普安旋扭构造变形区的东南部^[10]。矿体赋存于上二叠统龙潭组第一段（P₂l₁），直接覆盖于茅口组起伏不定的古岩溶侵蚀面上。金矿层主体部分为硅化灰岩角砾岩和黏土岩角砾岩，厚度在0.3~76.0 m之间，通常厚3.0~15.0 m，偶有尖灭缺失。矿体顶底板岩性较为复杂。矿体顶板岩性有黏土岩角砾岩，占43%；硅化灰岩角砾岩和硅化黏土岩角砾岩占26%；黄铁矿黏土岩占16%；炭质黏土岩占15%。矿体底板岩性主要为灰岩者，占47%，其余为少量硅化灰岩角砾岩和品位较低的黏土岩角砾岩^[11]。

2 采场参数设计

从地压管理的角度出发，房柱法开采对维护采场顶板围岩稳定性十分有效。采场参数的确定和优化是采矿设计的重要内容，也是当前矿产资源高效开发利用的研究热点^[12,13,14]。科学合理地布置矿房及矿柱，对提高回采工作的安全性和矿石回收率，以及降低采场支护成本具有重要意义。戈塘金矿设计采用房柱法开采，在矿块内划分矿房、间柱和点柱，矿房宽60 m，斜长约为120 m，矿房高度即为矿体厚度，间柱宽3 m，点柱尺寸为3 m×3 m，当局部存在较厚大的不规则矿体时，周边点柱尺寸予以加大。

2.1 矿房跨度理论计算

计算时将工程问题简化为材料力学或结构力学的简单模型，将顶板简化为单位宽度的岩梁，将上覆岩层简化为均布荷载^[15]。本文采用材料力学方法，按照岩梁抗拉强度计算顶板的安全临界跨度，计算模型如图1所示。

图1

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图1 岩梁支承条件

H-岩梁厚度；L-矿房跨度；q-岩梁自重及外部均布荷载。

Fig.1 Supporting condition of rock beam

顶板岩梁的许用应力σ_许可表示为

σ_许=W/M=3γHL²/4bh²（1）

σ_许≤σ_极/n（2）

式中：W为弯矩（N•m），W=γHL²/8；M为阻力矩（N•m），M=bh²/6；b为梁宽，取值为1 m；γ为上覆岩层容重，取值为26.5 kN/m³；L为空区跨度（m）；H为覆岩厚度（上覆岩层厚度与直接顶板厚度h之和）（m）；σ_极为直接顶板抗拉强度，取值为9.0 MPa；n为安全系数，取1。根据矿山实际，取上覆岩层厚度为150 m，取直接顶板厚度h分别为4，6，8，10 m，矿房跨度的计算结果如表1所示。

表1 采空区跨度计算结果

Table 1 Calculation results of goaf span

序号	直接顶板厚度h/m	矿房跨度L/m
1	4	≤6.86
2	6	≤10.22
3	8	≤13.50
4	10	≤16.82

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根据计算结果，考虑矿房跨度对顶板稳定性的影响及顶板厚度对矿柱尺寸的影响，如果直接顶板厚度过小，矿房跨度和矿柱尺寸均变小，将造成小跨度、多矿柱结构，影响回采工作，矿石损失严重。结合矿山实际，取直接顶板厚度≥6 m，预估矿房跨度L≤10 m。

2.2 矿柱尺寸校核

直接顶板为低品位矿石，抗压强度为98.37 MPa，考虑岩体节理裂隙等因素，按削弱系数K_C=1.4进行折减，取直接顶板抗压强度为70.26 MPa。预留矿柱为正方形，边长为a，采用静压法进行矿柱承载力计算，表示为

σ=S_mγH/S_p （3）

式中：σ为单根矿柱承载能力（MPa）；S_m为单根矿柱支承顶板的面积（m²），按S_m=（L+a）²计算；S_p为矿柱横截面积（m²）；γ为上覆岩层容重，取值为26.5 kN/m³；H为矿层埋深，通常取最大值150 m。单根矿柱承载能力需小于等于顶板抗压强度（70.26 MPa），此时计算结果为a≥3.1 m。考虑到矿体埋深较浅，且矿柱尺寸校核中矿体取最大埋深，加之矿体埋深变化较大，矿柱尺寸太大会造成矿石损失增加，所以推荐矿柱尺寸为3 m×3 m，实际生产过程中，在矿石品位较低、矿体埋深较大处可适当加大矿柱尺寸。

3 采场围岩稳定性分析

数值模拟是近年发展起来的一种高效经济的研究方法，在地质、岩土工程和矿山开采等领域均得到了较多应用^[16,17,18]。本文在理论计算的基础上，采用有限元数值模拟软件Phase2^[19,20]对采场围岩稳定性进行仿真模拟，分析采空区边界及矿柱的应力分布及变形情况，为实际生产中的采场围岩控制提供理论依据。

3.1 数值分析模型

戈塘金矿设计采用全断面掘进，矿房高度即为矿体厚度，因矿体厚度变化较大，需在不同矿房高度条件下分别对采场围岩稳定性进行分析。根据实际，在保持矿柱尺寸为3 m×3 m的条件下，分别建立矿房高度为6，8，10 m的数值分析模型，即矿柱宽高比分别为0.500、0.375和0.300的模型。模型采用3节点三角形单元划分网格，定义边界约束条件和施加载荷，采用摩尔—库仑破坏准则进行开挖模拟和计算。由于矿体埋深较浅，模型仅考虑上覆岩层的自重应力，计算简化为平面应变问题。建立模型如图2所示，模型尺寸及参数如表2所示，模型中各岩层力学参数如表3所示。

图2

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图2 数值分析模型

Fig.2 Numerical analysis model

表2 数值分析模型参数

Table 2 Parameters of numerical analysis model

矿柱尺寸/m	矿柱宽高比	矿房跨度/m	矿房高度/m	模型长度/m	模型宽度/m	单元数/个	节点数/个	模型方向
3×3	0.300	10	10	70	83	754	433	竖直剖面
3×3	0.375	10	8	56	71	638	375	竖直剖面
3×3	0.500	10	6	42	59	782	447	竖直剖面

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表3 数值分析模型岩石力学参数

Table 3 Rock mechanics parameters of numerical analysis model

岩性	容重/（kN·m^-3）	泊松比	弹性模量/MPa	抗拉强度/MPa	摩擦角/（°）	内聚力/MPa
炭质泥岩	26.5	0.240	10 350	1.91	36.72	3.95
硅化灰岩角砾岩	27.4	0.260	45 000	9.00	33.25	10.00
灰岩	26.1	0.275	72 500	12.25	42.50	29.40

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3.2 计算结果及分析

由于数值模型仅考虑上覆岩层的自重应力，计算简化为平面应变问题，此处选取应力和位移来分析采场的稳定性。

（1）采场围岩应力分析。图3为采空区边界附近主应力云图，由图可知，采空区断面的4个隅角处及矿柱内部有明显的应力集中现象，采空区顶板、底板及岩帮为明显的应力降低区域。这是因为邻近矿房回采完毕后，围岩活动趋于稳定，支承压力向深部转移，岩体受到破坏形成破碎区和塑性区而泄压，使得采空区顶底板和岩帮出现应力降低区。在应力水平上，矿柱内部的应力水平最高，其次为岩帮内部，采空区底板和顶板的应力水平最低。这是因为继续回采后，形成了新的采空区，矿柱受支承压力作用而出现明显应力集中，岩帮受残余支承压力作用导致应力水平较高。不同宽高比条件下采空区边界最大主应力如表4所示，可以看出当矿柱宽高比由0.300增大至0.500时，采空区底板、岩帮和矿柱的平均应力水平随之减小。

图3

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图3 采空区边界附近主应力云图

Fig.3 Main stress cloud near goaf boundary

表4 不同宽高比条件下采空区边界最大主应力

Table 4 Main stress near goaf boundary under different width-height ratio

宽高比	最大主应力/MPa
宽高比	采空区底板	岩帮	采空区顶板	矿柱
0.300	12.78	19.02	10.73	28.07
0.375	8.04	13.03	7.20	18.62
0.500	7.03	13.06	6.04	18.54

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（2）采场围岩变形。图4为采空区边界附近位移云图，从图中可知，矿房回采后，在采空区顶板附近出现最大位移，这是因为采空区形成后，岩体内部形成破碎区和塑性区，并在上覆岩层压力作用下向采空区显著位移，导致采空区顶板附近位移量较大。由于岩帮受残余支承压力作用，导致岩帮平均应力水平较采空区底板高；因矿柱受支承压力的传导作用，导致矿柱从顶部到底部位移值逐渐降低。不同宽高比条件下采空区边界位移如表5所示，可以看出当矿柱宽高比由0.300增大至0.500时，采空区顶底板、岩帮和矿柱的平均位移随之减小。

图4

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图4 采空区边界附近位移云图

Fig.4 Displacement cloud near goaf boundary

表5 不同宽高比条件下采空区边界位移

Table 5 Displacement near goaf boundary under different width-height ratio

宽高比	位移/mm
宽高比	采空区底板	岩帮	采空区顶板	矿柱
0.300	0.83	2.52	8.53	2.05
0.375	0.67	1.27	4.73	0.93
0.500	0.62	0.95	4.45	0.68

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（3）矿柱稳定性分析。因矿柱受支承压力的传导作用，矿柱内部最高应力和最大位移都出现在矿柱顶部，并显示出从顶部到底部逐渐降低的规律。图5为不同宽高比条件下矿柱的最高应力水平和最大位移曲线图。当矿柱宽高比为0.300时，最高应力水平为36.38 MPa，最大位移为4.5 mm；矿柱宽高比为0.375时，最高应力水平为27 MPa，最大位移为2.1 mm；当矿柱宽高比增加至0.500时，最高应力水平为24 MPa，最大位移为1.5 mm。

图5

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图5 不同宽高比条件下矿柱的最高应力水平及最大位移曲线

Fig.5 Maximum stress levels and maximum displacement curves of pillars with different width-height ratios

根据分析结果，宽高比对矿柱的稳定性有一定的影响。由于矿柱受支承压力作用，导致其顶部有明显压应力集中现象，当矿柱宽高比较低时，矿柱顶部应力水平高，变形量较大，可能造成破坏失稳；随着宽高比的增大，矿柱内部应力集中得到缓解，应力水平降低，变形量降低。上文理论计算及数值模拟均取矿体通常最大埋深150 m，实际上部分矿体埋深有时达200 m以上，因此，结合矿山生产实际及数值模拟结果，回采过程中，在矿体埋深较大和矿体厚度较大的位置适当加大矿柱尺寸，保持矿柱宽高比约为0.500，可以较好地维持采场稳定。

4 结论

（1）理论计算得出，采用房柱法开采时，推荐矿房跨度不超过10 m，矿柱尺寸为3 m×3 m。

（2）矿房回采后，矿柱内部因受支承压力作用出现应力集中，采空区底板、岩帮及顶板为应力降低区域；在采空区边界附近，矿柱内部的应力水平最高，岩帮内部的应力水平次之，采空区底板和顶板的应力水平最低。

（3）矿房回采后，采空区顶板附近因出现破碎区和塑性区并受上覆岩层压力作用而发生最大位移；由于支承压力的传导作用，矿柱从顶部到底部位移值逐渐降低。

（4）矿柱内部的最大应力值和最大位移都出现在矿柱顶部；矿柱宽高比对采场围岩稳定性有一定的影响，随着矿柱宽高比的增大，采空区边界附近平均应力水平和平均位移均降低，矿柱内应力集中得到缓解，变形量降低。回采过程中，在矿体埋深和矿体厚度较大的位置应适当加大矿柱尺寸，保持矿柱宽高比约为0.500，可以较好地维持采场稳定。

参考文献

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被引期刊影响因子

[1]

陈国山，翁春林.金属矿地下开采[M].北京：冶金工业出版社，2009：138-139.