刘 海， 葛启发， 王志远， 朱维根， 张爱民

(1.香格里拉市云矿红牛矿业有限公司， 云南 香格里拉 674400； 2.中国恩菲工程技术有限公司， 北京 100038；3.北京科技大学土木与环境学院， 北京 100083)

1 前言

矿区地处滇西云岭支脉，区内地势南高北低，东高西低，海拔4 000～4400m，相对高差400m以上，为深切割高山峡谷地貌。本区属寒温带气候，年平均气温5.4℃，最热月平均气温13.2℃，最冷月平均气温-3.8℃，日照百分率为49.6%。5-10月气候较为温和，11月至第二年4月为积雪期。年平均降雨量619.9mm，雨季(5-10月)降水量占全年降水量的87.1%。无霜期仅128天。矿区处次稳定区，抗震设防烈度为Ⅶ度。

矿区主矿体产于大理岩边部矽卡岩带中，呈似层状。走向北西—南东向，倾向235°～255°，倾角61°～87°。主矿体倾角大、矿层陡立，利于岩层的稳定。矿层上部向北西倾伏，下部倾向南东，同一矿层的顶板与底板相互转换。矿层的顶板与底板岩性主要是三种，大理岩、角岩化变质石英砂岩、糜棱岩化变质石英砂岩(含部分板岩)。矿石工业类型以矽卡岩型铜矿石为主，次为角岩化变砂岩型铜矿石，RQD为62%，矿体稳定性较好。

矿层的主要顶板、底板，空间展布连贯。结构面较发育，多为Ⅳ、Ⅴ级结构面，延伸性差的为主，多闭合状，钙质、泥质充填为主。原生层(板)理面延伸性极好，宽度一般几毫米，个别达几厘米，砂泥质充填软弱夹层，对硐室围岩稳定性影响大。然而，由于产状与矿层相近，与硐室围岩稳定性的关系不大，不对硐室围岩稳定性起控制作用。岩石强度高，缓倾角结构面不发育，结构面的展布与坑道的延伸空间组合关系不是最不利于围岩稳定的；矿层顶板、底板稳定性较好。

该矿属于矽卡岩矿床，矿体变化较大，矿山分为西部高品位薄- 中厚矿体群和东部较低品位的中厚- 厚矿体带，矿山目前采用浅孔留矿嗣后充填法进行地下开采，上下盘围岩稳定性较差，容易垮塌造成废石混入，导致采场贫化率高、生产效率低，不能达到矿山的生产任务要求。同时，矿山位于环境脆弱的保护区附近，地表不容许塌陷，矿山充填搅拌站即将建成，根据矿山的实际情况，以“安全、高效、经济、环保”为原则，拟对东部矿体进行单独的采矿法研究[1-3]。

2 采矿方法选择

2.1 可供选择的采矿方法

针对该矿区东部中厚矿体且不允许崩落的特点，以“安全、经济、高效”的原则，根据国内外部分矿山的生产经验，经过采矿方法初选后，确定分段空场嗣后充填法和分层充填法为备选采矿方法[4-6]。这两种采矿方法矿块参数如下。

1)分段空场嗣后充填采矿法

采场沿矿体走向布置，采场长60m，宽为矿体厚度，采场高度即为中段高度，分4个分段，分段高度12.5m。采场之间留6m间柱，每隔10～12m的布置一条出矿进路。采场底部采用平底结构。结合开采技术条件，需要有效控制采场空区的暴露面积，一般情况下，采场设计为两步骤回采，即一次回采两个分段，从下往上依次回采；针对局部破碎带及裂隙发育地段，可按照单个分段进行回采作业[7-8]。

2)点柱式上向水平分层充填采矿法

采场沿走向布置，采场长60m，两侧分别设置厚度3m的采场矿柱，厚度为矿体厚度。采场内留点柱，点柱断面尺寸为4.5m×4.5m。分层充填高度4m，分层下部3.5m采用灰砂比1∶20的充填料进行充填；分层上部0.5m采用灰砂比1∶4胶结充填，掘进的废石就近用铲运机运到采场充填[9-10]。

2.2 采矿方法技术经济比较

根据采矿方法选择的原则，采用技术经济各项指标进行综合比较，其比较结果见表1。

表1 采矿方法主要技术经济指标比较表

通过表1可以看出，方案Ⅱ虽然贫化率指标很好，但由于该方案盘区生产能力低，采矿成本偏高，该方案经济效益差。方案Ⅰ按现时50 000元/t铜价，可比净现值高于方案Ⅱ，经济效益较好，因此，推荐选择方案Ⅰ，即分段空场嗣后充填采矿法。

2.3 采矿方法回采工艺

分段空场嗣后充填采矿法如图1所示。

1) 采切工程

采准工程有分段出矿巷道、分段凿岩巷道、出矿穿脉、出矿进路、人行回风天井、出矿水平回风穿脉等；切割工程有切割槽。分段出矿巷道布置在下盘脉外，通过采区斜坡道使其与上下联通，凿岩巷道沿矿体走向脉内布置，凿岩巷道通过人行回风天井连接，出矿分段凿岩巷道通过联络道与分段巷道连接。

2) 回采

1-运输巷道；2-炮孔；3-出矿进路；4-分段巷道；5-凿岩巷道；6-采准斜坡道；7-人行通风井；8-矿石溜井；9-矿柱；10-充填体；11-矿石图1 分段空场嗣后充填采矿法

凿岩采用YGZ- 90型中深孔钻机在分段凿岩巷道内凿上向扇形炮孔，排距为1.5m，孔底距为1.5～2m，钻孔直径70mm。采用粒状铵油炸药和非电导爆系统起爆。每次爆2～3排孔，可以多分段同时侧向崩矿，爆破后形成梯段工作面。爆下的矿石用2m3的ACY- 2型柴油铲运机集中在采场底部出矿。

3) 采场通风

新鲜风流由中段石门进入装矿巷道冲洗工作面，或经过人行回风天井或采准斜坡道进入分段凿岩工作面，污风由采场空区经充填水平回风天井排出地表。

4) 充填

为了严格控制空区暴露面积和暴露时间，在一次回采结束后，及时对采空区进行全尾砂胶结充填。在顶、底部5m厚分别采用灰砂比1∶6和1∶10的进行胶结充填，中间15m厚可采用灰砂比1∶20的胶结充填。充填体设计抗压强度为1.2～1.5MPa，最终设计强度需要进行试验确定。

3 基于Mathews稳定图的采场暴露面积分析

Mathews稳定图法是1981年提出的，该方法最初统计了50个工程实例的稳定数和崩落水力半径，并把他们的关系绘制成了稳定图，其相对简单但理论上并不严密。起初该方法被加拿大用于空场采矿设计并制定了相应的工业标准。在此之后，Diederichs和Kaiser、Trueman等将工程实例的数量增加到了500例，并重新绘制了稳定图。Mawdesley采用对数回归的方法，对稳定区、大破坏区等进行了重新定义，在采用对数坐标系后各不同的区带间，可用平行的直线表示[11-12]。

基于对数回归分析改进的Mathews稳定图如图2所示，Mathews稳定图法中的调整系数如图3所示。

图2 基于对数回归分析改进的Mathews稳定图

图2所示的Mathews稳定图被两条直线划分了3个区域：稳定区、破坏或主要破坏区及崩落区。其中，稳定-破坏线表示，落在这条线上的工程，采场稳定的概率为57%，破坏或主要破坏出现的概率是43%，崩落出现的概率为0%；破坏- 崩落线表示，落在这条线上的工程，采场稳定的概率为0%，破坏或主要破坏出现的概率是5%，崩落出现的概率为95%。稳定区表示在此区域的工程时稳定的，破坏或只要破坏区表示在此区域的工程稳定的概率是0%～57%，破坏发生的概率是5%～43%，崩落发生的概率是0%～95%，崩落区表示在此区域的工程发生持续崩落。

Mathews稳定图的应用分为2个步骤：首先确定矿岩体的稳定数N，该指标表征岩体在给定的应力条件下的自稳能力；其次是估算采场的水力半径S，该指标表征拉底面的几何形状。

形状因子或水力半径S计算方法为

(1)

式中：S0——采场帮壁面积；

C0——采场帮壁周长；

a——采场长度，m；

b——采场宽度，m。

稳定数N类似于Laubscher崩落图中的MRMR，其计算方法为

N=Q′×A×B×C

(2)

(3)

式中，Q′为NGI分类方法所获得的岩体质量Q指标，近似于Q分类方法的Q值；A为岩石应力系数；B为节理产状调整系数；C为重力调整系数，A，B，C均参考图3取值。

图3 Mathews稳定图法中的调整系数

4 采场暴露面积和稳定性研究

4.1 采场暴露面积研究

本次研究采场直接顶板岩组为矿体，平均埋深100m，顶板与水平面夹角0°，上盘暴露面与水平面夹角70°～90°，上盘围岩分大理岩和低品位矿石两种情况。

1)直接顶板暴露面积计算

该区域矿体岩组的岩体质量参数RMR=66，由式(3)计算得出，Q′=11.52。

由于缺乏相关地应力测量资料，本研究取采场平均埋深100m估算采场中线采矿产生的压应力为4.5MPa，矿体岩组单轴抗压强度为50.75MPa，通过计算压应力之比σc/σ1=50.75/4.5=11.3；查图3得出A=1。

通过矿山已有裂隙调查成果分析，矿体岩组内共发育两组优势节理，其产状分别为316°∠51°、195°∠31°；查询图3得出，B=0.35。

本研究采场与水平面夹角为0°；由图3得出C=1。

因此，计算稳定数N=Q′×A×B×C=11.52×1×0.35×1=4。

采场直接顶板稳定数N=4，对比图2，此时极限稳定状态的采场形状系数S≈5。此外，本次研究区域采场长度根据工程实际确定为42m，根据采场稳定性要求，根据式(1)计算采场极限宽度bmax为13.1m，即采场的最大跨度不能超过13.1m。

2)上盘大理岩组暴露面积计算

该区域矿体上盘大理岩组的岩体质量参数RMR=58，由式(3)计算得出，Q′=4.74。

由于缺乏相关地应力测量资料，本研究取采场平均埋深100m估算采场中线采矿产生的压应力为4.5MPa，上盘大理岩组单轴抗压强度为21.74MPa，通过计算压应力之比σc/σ1=21.74/4.5=4.8；查图3得出，A=0.45。

通过矿山已有裂隙调查成果分析，大理岩组内共发育三组优势节理，其产状分别为269°∠81°、14°∠49°、159°∠42°；查询图3得出，B=0.3。

本研究采场与水平面夹角为70°～90°；由图3得出C=5.6～8。

因此，通过式(2)计算，上盘为大理岩组稳定数N=3.2～5。

针对该区域较典型的区域，采用Mathews稳定图法对该矿区域内的采场暴露面积进行了综合分析，采场直接顶板稳定数N=3.2～5，此时极限稳定状态的采场形状系数S≈4～6。通过计算，极限斜长b≈10～16.8m，采场极限垂直高度9～16.8m，该高度对于分段空场嗣后充填法较小。

3)上盘矿体暴露面积计算

根据矿山的实际情况上盘围岩为低品位矿石，处于矿体中，通过上述计算得出：Q′=11.52，A=1，B=0.3，C=5.6～8。

通过计算，上盘为矿体稳定数N=18～27，此时极限稳定状态的采场形状系数S≈10～13。通过计算，极限斜长b≈38～68m，采场极限垂直高度36～68m，该高度对于分段空场嗣后充填法是比较适合的。

4.2 采场稳定性分析

通过对采场暴露面积计算，如果以较不稳固的大理岩作为直接上盘，其采场高度只有9～16.8m，对于中深孔高度来说，这个距离是不经济的；而通过调整上盘围岩性质，部分贫矿作为上盘围岩，其稳定性较好，采场高度可达36～68m，这与实际是相符的。因此，采用Mathews稳定图法计算分析，一方面得出采场稳定性尺寸，盘区走向长60m，宽度不超过13m，高度不超过36～68m；另外一方面证明，该区域的采矿方法选择的可行性。

5 结论

针对矿岩不太稳固和品位不太高的中厚矿体开采的技术难题，本文以某铜矿东部矿体为研究背景，选择高效、经济的采矿方法，分析了回采单元的合理尺寸和采场稳定性，可以得出以下结论：

(1) 在采矿方法初选中，选择了分段空场嗣后充填和点柱式上向水平分层充填两种采矿方法，从技术经济的比较可以看出，采用分段空场嗣后充填采矿法的经济效益最好。

(2) 通过上盘围岩性质对采场稳定性的影响分析，建议该区域保留部分低品位矿石作为采场上盘围岩，以实现高效的开采，这与实际情况是相符的。

(3) 通过Mathews稳定图法计算分析，一方面得出采场稳定性尺寸，盘区走向长60m，宽度不超过13m，高度不超过36～68m；另外一方面验证了该区域的采矿方法选择的可行性。

(4) 该区域开采地应力、围岩性质对采场稳定性影响较大，生产过程应根据实际情况开展相关研究工作，及时进行采场结构参数的调整，以实现矿山持续、高效、经济的开采。