基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法

工程科学学报，第38卷，第11期：1515-1521,2016年11月 Chinese Journal of Engineering,Vol.38,No.11:1515-1521,November 2016 D0l:10.13374/j.issn2095-9389.2016.11.002:http://journals.ustb.edu.cn 基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 李启月，刘恺四，李夕兵 中南大学资源与安全工程学院，长沙410083 ☒通信作者，E-mail:897084932@qg.com 摘要针对预控顶分段充填法在深部开采存在的预控顶巷道掘进工序繁杂、顶板易受爆破震动影响等缺点，本文提出垂直 孔与水平孔协同回采的机械化分段充填采矿法（协同回采分段充填法）.该方法通过改变顶板支护工序的顺序，将预控顶变 为后压顶，能够有效地解决顶板围岩稳定性问题.进而对协同回采分段充填法进行优化研究：一方面，通过SURPAC到 ANSYS的模型转换技术，进行采场稳定性数值分析，获得最佳的结构参数：另一方面，通过分区出矿分区支护的方式，解决两 帮支护不到位和出和矿效率低的问题.将该方法应用于新城金矿V#和矿广体开采，结果显示顶板岩移量显著减小，且各项经济技术 指标均得到改善，实现了高应力条件下厚大矿体的安全高效开采. 关键词深部开采：回采：充填：地应力：顶板控制：结构参数 分类号TD853 Sublevel filling method for a heavy orebody in deep mining based on collaborative stoping LI Qi-yue,LIU Kai≌，LlXi-bing School of Resources and Safety Engineering.Central South University,Changsha 410083,China Corresponding author,E-mail:897084932@qq.com ABSTRACT To solve the problems of the precontrol roof sublevel filling method in deep mining,such as the complexity of the exca- vation process of precontrol roadway roofs and the susceptibility of precontrol roofs to blasting vibration,this article introduces a collab- orative stoping based sublevel filling method which utilizes horizontal and vertical holes at the same time.The sublevel filling method can effectively solve the roof stability problem of surrounding rock through changing the precontrol roof into a rear control roof by altering the support order.Furthermore,optimization research is performed on the sublevel filling method based on collaborative stoping:firstly,the structural parameters are optimized by stability analysis using SURPAC and ANSYS:then,the partition drawing and supporting method is applied to solve the problems of the poor support quality of the two sides and the inefficient ore-drawing.A case study of Xincheng Gold Mine shows that the displacement of the roof significantly decreases and the economic indicators improve, indicating safe and high-efficient mining of the thick and large orebody under high geostress. KEY WORDS deep mining:stoping:filling:geostress:roof control:structural parameters 随着浅部矿产资源的日益减少，国内外大量矿山究.现有研究一般集中在高地应力对巷道围岩变形破 转入深部开采.矿山开采深度的增大，导致“三高一扰 坏研究B和深部采场回采顺序及结构参数优化6 动”，即高地应力、高地温、高渗透压和开采扰动问题 等方面，如何富连和张广超针对高地应力下破碎软 日益明显☒，尤其以高地应力对深部开采的影响最 岩巷道稳定性控制的难题提出多层次锚喷网注联合支 为严重.为此，国内外学者对深部开采进行了大量研 护技术，安龙等回通过数值分析对深部厚大矿体的回 收稿日期：2015-12-15 基金项目：国家自然科学基金资助项目(51374243,41372278)

工程科学学报，第 38 卷，第 11 期: 1515--1521，2016 年 11 月 Chinese Journal of Engineering，Vol． 38，No． 11: 1515--1521，November 2016 DOI: 10． 13374 /j． issn2095--9389． 2016． 11． 002; http: / /journals． ustb． edu． cn 基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 李启月，刘 恺，李夕兵 中南大学资源与安全工程学院，长沙 410083  通信作者，E-mail: 897084932@ qq． com 摘 要 针对预控顶分段充填法在深部开采存在的预控顶巷道掘进工序繁杂、顶板易受爆破震动影响等缺点，本文提出垂直 孔与水平孔协同回采的机械化分段充填采矿法( 协同回采分段充填法) ． 该方法通过改变顶板支护工序的顺序，将预控顶变 为后压顶，能够有效地解决顶板围岩稳定性问题． 进而对协同回采分段充填法进行优化研究: 一方面，通过 SUＲPAC 到 ANSYS的模型转换技术，进行采场稳定性数值分析，获得最佳的结构参数; 另一方面，通过分区出矿分区支护的方式，解决两 帮支护不到位和出矿效率低的问题． 将该方法应用于新城金矿 V#矿体开采，结果显示顶板岩移量显著减小，且各项经济技术 指标均得到改善，实现了高应力条件下厚大矿体的安全高效开采． 关键词 深部开采; 回采; 充填; 地应力; 顶板控制; 结构参数 分类号 TD853 Sublevel filling method for a heavy orebody in deep mining based on collaborative stoping LI Qi-yue，LIU Kai  ，LI Xi-bing School of Ｒesources and Safety Engineering，Central South University，Changsha 410083，China  Corresponding author，E-mail: 897084932@ qq． com ABSTＲACT To solve the problems of the precontrol roof sublevel filling method in deep mining，such as the complexity of the exca￾vation process of precontrol roadway roofs and the susceptibility of precontrol roofs to blasting vibration，this article introduces a collab￾orative stoping based sublevel filling method which utilizes horizontal and vertical holes at the same time． The sublevel filling method can effectively solve the roof stability problem of surrounding rock through changing the precontrol roof into a rear control roof by altering the support order． Furthermore，optimization research is performed on the sublevel filling method based on collaborative stoping: firstly，the structural parameters are optimized by stability analysis using SUＲPAC and ANSYS; then，the partition drawing and supporting method is applied to solve the problems of the poor support quality of the two sides and the inefficient ore-drawing． A case study of Xincheng Gold Mine shows that the displacement of the roof significantly decreases and the economic indicators improve， indicating safe and high-efficient mining of the thick and large orebody under high geostress． KEY WOＲDS deep mining; stoping; filling; geostress; roof control; structural parameters 收稿日期: 2015--12--15 基金项目: 国家自然科学基金资助项目( 51374243，41372278) 随着浅部矿产资源的日益减少，国内外大量矿山 转入深部开采． 矿山开采深度的增大，导致“三高一扰 动”，即高地应力、高地温、高渗透压和开采扰动问题 日益明显［1--2］，尤其以高地应力对深部开采的影响最 为严重． 为此，国内外学者对深部开采进行了大量研 究． 现有研究一般集中在高地应力对巷道围岩变形破 坏研究［3--5］和深部采场回采顺序及结构参数优化［6--8］ 等方面，如何富连和张广超［9］针对高地应力下破碎软 岩巷道稳定性控制的难题提出多层次锚喷网注联合支 护技术，安龙等［10］通过数值分析对深部厚大矿体的回

·1516 工程科学学报，第38卷，第11期 采顺序进行优化研究，而对高地应力下采矿方法变革 稳定性、不受中深孔爆破震动的影响，而且缩短生产周 的研究较为少见 期、降低采矿成本，是一种在预控顶分段充填法基础上 采矿方法变革是深部矿体开采的关键步骤，要实 改进的安全、高效的新方法. 现深部矿体安全高效大规模开采，必须采取与高地应 1.2协同回采分段充填法主要施工步骤及优化研究 力条件相适应的采矿技术.高地应力易造成大采高采 垂直孔与水平孔协同回采的机械化分段充填法的 场顶板冒落和两帮片帮，传统解决方法通常采用低采 主要施工步骤为：①在分段回采单元内协同进行垂直 高、小断面的分层充填法进行回采，虽然减小了高地应 孔回采落矿区和水平孔压采顶板，其中垂直孔分为预 力对围岩的影响，但是采场生产能力跟不上矿山日益 裂孔和落矿孔，垂直落矿孔回采落矿区矿体：②垂直落 增长的需求.因此，如何预防和化解高地应力对大采 矿孔全分段一次性爆破落矿后，对单元顶板进行水平 高、大断面采场围岩稳定性的影响，是目前实现深部大 孔压采，单元两帮轮廓由垂直预裂孔控制：③压采护顶 规模开采亟待解决的问题.对于厚大缓倾斜矿体，分 后，普通铲运机和遥控铲运机协同出矿，单元采空区一 段充填法不失为一种高效率的采矿方法，已经在国外 次充填，并为回采下一分段留下凿岩空间.如此循环， 得到广泛的应用1.然而，在高应力条件下，分段充 直至整个采场回采完毕，采矿设计如图1所示 填法在回采过程中存在顶板和两帮围岩稳定性控制问 为了使协同回采分段充填法能实现高地应力下厚 题.通常的方式是采用预控顶巷道维护顶板稳定性， 大矿体的安全高效开采，本文从采场结构参数，采场两 即预先在回采单元顶板掘进一条巷道扩帮至回采单元 帮支护，采场出矿三个方面对协同回采分段充填法进 两帮并进行支护.例如：李启月等针对新城金矿二 行优化研究. 步采场开采技术条件提出了预控顶中深孔下向凿岩分 (1)协同回采分段充填法采场结构参数优化研 段充填法：赵国彦等a针对黄沙坪7911矿体矿岩破 究.采场结构参数的选择应与采矿方法相匹配，同时 碎不稳固等特点实施长锚索预控顶下分段凿岩阶段嗣 还需考虑在高应力条件下，盲目增大分段高度和采场 后充填采矿法.然而，预控顶巷道为独头作业，施工复 跨度可能导致采场围岩失稳，因此合理的结构参数既 杂，成本较高，支护易受爆破震动影响而造成破坏，且 能保证回采作业的安全性，又能最大程度地提高生产 没有解决采场两帮支护问题.因此，优化分段充填法 能力 的围岩支护方式对改善工作环境和提高经济效益有实 (2)协同回采分段法两帮支护技术研究.通过采 际的工程意义 场顶板水平浅孔压采和支护，该采矿法很好地控制了顶 本文以采场顶板围岩控制为着手点，将预先控制 板稳定性，但是由于分段高，两帮暴露面积大，致使两帮 顶板改为中深孔爆破后控制顶板，提出垂直孔与水平 围岩支护不到位，不能保证两帮围岩的稳定性，因此需 孔协同回采的机械化分段充填采矿法，并在山东黄金 要对两帮围岩所有不稳定处进行支护，保证作业安全. 新城金矿V矿体68632号采场进行工业试验 (3)协同回采分段法快速出矿技术研究.因该采 矿法为全分段一次爆破落矿，矿石量大，需进行快速、 1 协同回采分段充填法 高效的出矿，避免矿石在采场积压，同时由于采场长度 1.1协同回采分段充填法的技术思想 大、分段高，应保证出矿的安全性，因此需要一种既能 本文通过改变顶板控制方案，将顶板控制工序的 快速高效的出矿，又能保证安全作业的出矿方式。 顺序由中深孔爆破之前调整到中深孔爆破之后，改预 控顶为后控顶，不仅解决预控顶分段充填法存在的顶 2工程应用 板围岩受中深孔爆破震动影响的问题，还避免预控顶 2.1工程背景 巷道的施工.提出垂直孔与水平孔协同回采的机械化 新城金矿是山东黄金集团的主要生产矿山，是我 分段充填法，采用中深孔全分段一次爆破落进行大 国大型机械化生产的黄金矿山，位于山东省莱州市金 规模开采，通过水平浅孔压采顶板控制中深孔爆破形 城镇境内.新城金矿现主要开采对象为深部V矿体. 成的松动圈达到后控顶的目的.其具体思路为：在分 V矿体平面投影呈凸透镜状，中间厚，两端薄，平均厚 段回采单元内进行上向垂直中深孔凿岩，全分段一次 度57m,沿矿体走向长度短，矿岩稳固性较差.上盘为 爆破落矿，然后以中深孔崩落矿堆为工作底面对中深 绢英岩化花岗质碎裂岩，矿体为黄铁绢英岩化花岗质 孔爆破形成的采场顶板松动圈进行水平浅孔压采，并 碎裂岩，下盘为似斑状花岗闪长岩，按照岩体地质力学 对顶板进行支护. 分类法(Council for Scientific and Industrial Research, 该方法主要特点是将中深孔爆破和浅孔爆破进行 CSR)上盘岩体、矿体、下盘岩体均为Ⅲ级（岩体质量 有机的结合.首先中深孔爆破落矿增大采场生产能 一般).矿山原采用上向水平分层充填法，由于开采深 力，然后浅孔压采控制顶板松动圈.不仅保证了顶板 度已经迈入深部-680m,同时矿石品位下降，无法满

工程科学学报，第 38 卷，第 11 期 采顺序进行优化研究，而对高地应力下采矿方法变革 的研究较为少见． 采矿方法变革是深部矿体开采的关键步骤，要实 现深部矿体安全高效大规模开采，必须采取与高地应 力条件相适应的采矿技术． 高地应力易造成大采高采 场顶板冒落和两帮片帮，传统解决方法通常采用低采 高、小断面的分层充填法进行回采，虽然减小了高地应 力对围岩的影响，但是采场生产能力跟不上矿山日益 增长的需求． 因此，如何预防和化解高地应力对大采 高、大断面采场围岩稳定性的影响，是目前实现深部大 规模开采亟待解决的问题． 对于厚大缓倾斜矿体，分 段充填法不失为一种高效率的采矿方法，已经在国外 得到广泛的应用［11--14］． 然而，在高应力条件下，分段充 填法在回采过程中存在顶板和两帮围岩稳定性控制问 题． 通常的方式是采用预控顶巷道维护顶板稳定性， 即预先在回采单元顶板掘进一条巷道扩帮至回采单元 两帮并进行支护． 例如: 李启月等［15］针对新城金矿二 步采场开采技术条件提出了预控顶中深孔下向凿岩分 段充填法; 赵国彦等［16］针对黄沙坪 79# 1-1 矿体矿岩破 碎不稳固等特点实施长锚索预控顶下分段凿岩阶段嗣 后充填采矿法． 然而，预控顶巷道为独头作业，施工复 杂，成本较高，支护易受爆破震动影响而造成破坏，且 没有解决采场两帮支护问题． 因此，优化分段充填法 的围岩支护方式对改善工作环境和提高经济效益有实 际的工程意义． 本文以采场顶板围岩控制为着手点，将预先控制 顶板改为中深孔爆破后控制顶板，提出垂直孔与水平 孔协同回采的机械化分段充填采矿法，并在山东黄金 新城金矿 V# 矿体 68632 号采场进行工业试验． 1 协同回采分段充填法 1. 1 协同回采分段充填法的技术思想 本文通过改变顶板控制方案，将顶板控制工序的 顺序由中深孔爆破之前调整到中深孔爆破之后，改预 控顶为后控顶，不仅解决预控顶分段充填法存在的顶 板围岩受中深孔爆破震动影响的问题，还避免预控顶 巷道的施工． 提出垂直孔与水平孔协同回采的机械化 分段充填法，采用中深孔全分段一次爆破落矿进行大 规模开采，通过水平浅孔压采顶板控制中深孔爆破形 成的松动圈达到后控顶的目的． 其具体思路为: 在分 段回采单元内进行上向垂直中深孔凿岩，全分段一次 爆破落矿，然后以中深孔崩落矿堆为工作底面对中深 孔爆破形成的采场顶板松动圈进行水平浅孔压采，并 对顶板进行支护． 该方法主要特点是将中深孔爆破和浅孔爆破进行 有机的结合． 首先中深孔爆破落矿增大采场生产能 力，然后浅孔压采控制顶板松动圈． 不仅保证了顶板 稳定性、不受中深孔爆破震动的影响，而且缩短生产周 期、降低采矿成本，是一种在预控顶分段充填法基础上 改进的安全、高效的新方法． 1. 2 协同回采分段充填法主要施工步骤及优化研究 垂直孔与水平孔协同回采的机械化分段充填法的 主要施工步骤为: ①在分段回采单元内协同进行垂直 孔回采落矿区和水平孔压采顶板，其中垂直孔分为预 裂孔和落矿孔，垂直落矿孔回采落矿区矿体; ②垂直落 矿孔全分段一次性爆破落矿后，对单元顶板进行水平 孔压采，单元两帮轮廓由垂直预裂孔控制; ③压采护顶 后，普通铲运机和遥控铲运机协同出矿，单元采空区一 次充填，并为回采下一分段留下凿岩空间． 如此循环， 直至整个采场回采完毕，采矿设计如图 1 所示． 为了使协同回采分段充填法能实现高地应力下厚 大矿体的安全高效开采，本文从采场结构参数，采场两 帮支护，采场出矿三个方面对协同回采分段充填法进 行优化研究． ( 1) 协同回采分段充填法采场结构参数优化研 究． 采场结构参数的选择应与采矿方法相匹配，同时 还需考虑在高应力条件下，盲目增大分段高度和采场 跨度可能导致采场围岩失稳，因此合理的结构参数既 能保证回采作业的安全性，又能最大程度地提高生产 能力． ( 2) 协同回采分段法两帮支护技术研究． 通过采 场顶板水平浅孔压采和支护，该采矿法很好地控制了顶 板稳定性，但是由于分段高，两帮暴露面积大，致使两帮 围岩支护不到位，不能保证两帮围岩的稳定性，因此需 要对两帮围岩所有不稳定处进行支护，保证作业安全． ( 3) 协同回采分段法快速出矿技术研究． 因该采 矿法为全分段一次爆破落矿，矿石量大，需进行快速、 高效的出矿，避免矿石在采场积压，同时由于采场长度 大、分段高，应保证出矿的安全性，因此需要一种既能 快速高效的出矿，又能保证安全作业的出矿方式． 2 工程应用 2. 1 工程背景 新城金矿是山东黄金集团的主要生产矿山，是我 国大型机械化生产的黄金矿山，位于山东省莱州市金 城镇境内． 新城金矿现主要开采对象为深部 V# 矿体． V# 矿体平面投影呈凸透镜状，中间厚，两端薄，平均厚 度 57 m，沿矿体走向长度短，矿岩稳固性较差． 上盘为 绢英岩化花岗质碎裂岩，矿体为黄铁绢英岩化花岗质 碎裂岩，下盘为似斑状花岗闪长岩，按照岩体地质力学 分类 法( Council for Scientific and Industrial Ｒesearch， CSIＲ) 上盘岩体、矿体、下盘岩体均为Ⅲ级( 岩体质量 一般) ． 矿山原采用上向水平分层充填法，由于开采深 度已经迈入深部 － 680 m，同时矿石品位下降，无法满 ·1516·

李启月等：基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 ·1517· 足企业生产量的要求，需对采矿方法进行变革，因此矿 (a) 山引入中深孔回采工艺，由分层充填法改为分段充填 法，采用预控顶方式控制采场顶板稳定性.虽然预控 顶分段充填法工业试验取得了成功，然而在矿山全面 3 推广时，表现出一些不足和问题：①预控顶巷道需承受 中深孔爆破震动的影响，施工要求严格、支护强度要求 8910 增大，而且大规模的中深孔爆破震动可能破坏支护效 果，降低支护强度，导致顶板围岩二次松动：②预控顶 巷道只支护了采场顶板，对采场两帮支护不到位，不能 保障两帮围岩的稳定性：③分段高度过低，采用10m 分段高度不能完全匹配中深孔的生产能力· 因此，本文提出了协同回采分段充填法，解决高地 应力下预控顶分段充填法存在的问题，同时针对V矿 体应用协同回采分段充填法开采的适应性做如下 研究. 1一阶段运输平巷：2一溜井：3一溜井联络巷：4一分段平巷：5一胶 2.2采场结构参数确定 结充填体：6一人工假顶：7一顶柱：8一拉底空间：9一垂直落矿孔： 10一垂直预裂孔：11一崩落矿石：12一垂直孔回采区：13一水平孔 为了获取合理的采场结构参数，保证回采作业顶 压采区 板和两帮的稳定性的同时，满足协同回采分段充填法 图1协同回采分段充填采矿法图.(a)正视图：(b)剖面图：(c) 的生产能力，本文通过有限元软件ANSYS进行模拟对 俯视图 采场结构参数优化.为解决ANSYS建立逼真模型较 Fig.I Sublevel fill mining method of collaborative stoping:(a) 为困难的问题，利用SURPAC模型建立复杂的矿体模 front view;(b)profile:(c)vertical view 型，然后再采用JAVA编的接口程序转换成ANSYS能 够识别的命令流文件，在ANSYS中调入此命令流文件 om=27.20~53.00MPa,最小水平主应力on= 后，自动构建V矿体的ANSYS实体模型.矿体矿岩的 10.57~20.41MPa和垂直应力、=12.06~24.86 岩石力学参数如表1所示.对实体模型进行网格划 MPa.将地应力值施加到V矿体的ANSYS计算模型， 分，得到其计算模型.矿体埋深为400m~800m,由文 得到新城金矿V矿体实际三维地应力的计算模型如 献7]可计算其地应力范围分别为：最大水平主应力 图2所示 表1岩体力学参数 Table 1 Mechanical parameters of rock mass 岩体 变形 密度/ 单轴抗压 内聚力 内摩察 单轴抗拉 模量/MPa 泊松比 (kg'm-3) 强度/MPa MPa 角/() 强度/MPa 上盘岩体 6314 0.254 2636 16.21 1.85 44 0.21 矿体 6792 0.251 2587 23.58 1.32 45 0.07 下盘岩体 6579 0.251 2612 22.50 1.65 45 0.12 430m (b) 480m ■6.22x10 -430m ■6.22x10 5.86x10 5.86×107 5.50x10 480m 5.50x107 -530m 5.14×10 5.14×10 4.78x10 530m 4.78×107 -580m 4.42x10 4.42x107 4.06x10 -580m 4.06x107 630m 3.70x10 日3.70x10 3.34×10 口2.98x10 -630m 3.34×10 2.98x107 -680m 地应力Pa -680m 地应力Pa -730m -730m 图2V矿体实际三维地应力计算模型图.()正视图：(b)侧视图 Fig.2 Actual three-dimensional in-situ stress calculation model of the V*orebody:(a)front view:(b)lateral view

李启月等: 基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 足企业生产量的要求，需对采矿方法进行变革，因此矿 山引入中深孔回采工艺，由分层充填法改为分段充填 法，采用预控顶方式控制采场顶板稳定性． 虽然预控 顶分段充填法工业试验取得了成功，然而在矿山全面 推广时，表现出一些不足和问题: ①预控顶巷道需承受 中深孔爆破震动的影响，施工要求严格、支护强度要求 增大，而且大规模的中深孔爆破震动可能破坏支护效 果，降低支护强度，导致顶板围岩二次松动; ②预控顶 巷道只支护了采场顶板，对采场两帮支护不到位，不能 保障两帮围岩的稳定性; ③分段高度过低，采用 10 m 分段高度不能完全匹配中深孔的生产能力． 因此，本文提出了协同回采分段充填法，解决高地 应力下预控顶分段充填法存在的问题，同时针对 V# 矿 体应用协同回采分段充填法开采的适应性做如下 研究． 2. 2 采场结构参数确定 为了获取合理的采场结构参数，保证回采作业顶 板和两帮的稳定性的同时，满足协同回采分段充填法 的生产能力，本文通过有限元软件 ANSYS 进行模拟对 采场结构参数优化． 为解决 ANSYS 建立逼真模型较 为困难的问题，利用 SUＲPAC 模型建立复杂的矿体模 型，然后再采用 JAVA 编的接口程序转换成 ANSYS 能 够识别的命令流文件，在 ANSYS 中调入此命令流文件 后，自动构建 V# 矿体的 ANSYS 实体模型． 矿体矿岩的 岩石力学参数如表 1 所示． 对实体模型进行网格划 分，得到其计算模型． 矿体埋深为 400 m ～ 800 m，由文 献［17］可计算其地应力范围分别为: 最大水平主应力 1—阶段运输平巷; 2—溜井; 3—溜井联络巷; 4—分段平巷; 5—胶 结充填体; 6—人工假顶; 7—顶柱; 8—拉底空间; 9—垂直落矿孔; 10—垂直预裂孔; 11—崩落矿石; 12—垂直孔回采区; 13—水平孔 压采区 图 1 协同回采分段充填采矿法图． ( a) 正视图; ( b) 剖面图; ( c) 俯视图 Fig． 1 Sublevel fill mining method of collaborative stoping: ( a) front view; ( b) profile; ( c) vertical view σhmax = 27. 20 ～ 53. 00 MPa，最小水平主应力 σhmin = 10. 57 ～ 20. 41 MPa 和 垂 直 应 力 σv = 12. 06 ～ 24. 86 MPa． 将地应力值施加到 V# 矿体的 ANSYS 计算模型， 得到新城金矿 V# 矿体实际三维地应力的计算模型如 图 2 所示． 表 1 岩体力学参数 Table 1 Mechanical parameters of rock mass 岩体 变形 模量/MPa 泊松比 密度/ ( kg·m － 3 ) 单轴抗压 强度/MPa 内聚力/ MPa 内摩察 角/( °) 单轴抗拉 强度/MPa 上盘岩体 6314 0. 254 2636 16. 21 1. 85 44 0. 21 矿体 6792 0. 251 2587 23. 58 1. 32 45 0. 07 下盘岩体 6579 0. 251 2612 22. 50 1. 65 45 0. 12 图 2 V# 矿体实际三维地应力计算模型图． ( a) 正视图; ( b) 侧视图 Fig． 2 Actual three-dimensional in-situ stress calculation model of the V# orebody: ( a) front view; ( b) lateral view ·1517·

·1518 工程科学学报，第38卷，第11期 本文在V“矿体实际三维地应力计算模型中，采用 以实现大规模开采.因此需要优化选择合理的分段高 杀死开挖单元的方法对-680m中段进行回采单元开 度，在安全的作业环境下进行大规模开采 挖模拟分析研究，在保证中段应力合理及采场稳定的 综合考虑V矿体原有的阶段高度和凿岩设备等 前提下，确定出最大的回采单元（分段高度和跨度） 因素，选择五种分段高度8、10、12.5、14和17m进行数 2.2.1分段高度优化 值模拟分析.本文采用固定采场跨度，改变分段高度 分段高度对采场两帮的稳定性起到主要作用.分 的方式，对跨度8、12和16m的采场分别配以不同的 段高度越大，两帮越容易出现片帮现象，危及人员和设 高度参数(8、10、12.5、14和17m),形成15种不同的 备安全；而分段高度较低，则会降低采场生产能力，难 方案，如表2所示 表2分段高度优化方案 Table 2 Optimization scheme of sublevel height 方案 3 6 7 910 1112 131415 跨度/m 8 88 8 8 12 12 1212121616161616 分段高度/m 810 12.514 17 8 10 12.51417 8 1012.514 17 选取两帮位移(U,)和最大主应力（σ，）为指标进 算结果见表3.由于对模型施加了三维梯度增加的初 行分析对比，在ANSYS中模拟计算，得到各个方案的 始地应力，模拟结果出现了两帮最大水平位移点在两 两帮位移对比曲线图如图3所示，各方案U,及σ，计 帮中线偏下的现象 ◆方案1 (a)18 ·方案6 18 。一方案2 16 +一方案7 6 一方案3 +方案4 114 方案8 14 -方案5 2三 ·-方案9 ◆-方案10。 10 8 8 6 6 4 4 ◆一 0 0 30 -24 -18 -12 0 30 -24 -18 12 6 两帮水平位移/mm 两帮水平位移mm 方案11 ,@18 ·方案12 16 +方案13 14 ←方案14 12 -方案15 0 8 6 3 0 -30-24-18-1260 两帮水平位移/mm 图315种方案两帮位移对比曲线图.(a)方案1~5：(b)方案6~10：(c)方案11~15 Fig.3 Displacement comparison of the two sides for the 15 schemes:(a)Plan 1-5:(b)Plan 6-10:(c)Plan 11-15 表315种方案模拟结果对比表 Table 3 Simulation result comparison of the 15 schemes 方案 3 67 8 910 1112 14 15 1/MPa 28.3 29.431.131.933.635.035.837.638.440.341.642.644.145.347.5 U,/mm 11.516.721.423.729.610.516.320.623.5299.415.7202328.5 由两帮水平位移对比曲线及对比分析表可知，在 平位移量和最大主应力的大小，分段高度为8、10、 采场跨度相同的情况下，分段高度决定着采场两帮水 12.5、14和17m时，对应的两帮最大水平位移量分别

工程科学学报，第 38 卷，第 11 期 本文在 V# 矿体实际三维地应力计算模型中，采用 杀死开挖单元的方法对 － 680 m 中段进行回采单元开 挖模拟分析研究，在保证中段应力合理及采场稳定的 前提下，确定出最大的回采单元( 分段高度和跨度) ． 2. 2. 1 分段高度优化 分段高度对采场两帮的稳定性起到主要作用． 分 段高度越大，两帮越容易出现片帮现象，危及人员和设 备安全; 而分段高度较低，则会降低采场生产能力，难 以实现大规模开采． 因此需要优化选择合理的分段高 度，在安全的作业环境下进行大规模开采． 综合考虑 V# 矿体原有的阶段高度和凿岩设备等 因素，选择五种分段高度8、10、12. 5、14 和17 m 进行数 值模拟分析． 本文采用固定采场跨度，改变分段高度 的方式，对跨度 8、12 和 16 m 的采场分别配以不同的 高度参数( 8、10、12. 5、14 和 17 m) ，形成 15 种不同的 方案，如表 2 所示． 表 2 分段高度优化方案 Table 2 Optimization scheme of sublevel height 方案 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 跨度/m 8 8 8 8 8 12 12 12 12 12 16 16 16 16 16 分段高度/m 8 10 12. 5 14 17 8 10 12. 5 14 17 8 10 12. 5 14 17 选取两帮位移( Ux ) 和最大主应力( σ1 ) 为指标进 行分析对比，在 ANSYS 中模拟计算，得到各个方案的 两帮位移对比曲线图如图 3 所示，各方案 Ux及 σ1 计 算结果见表 3． 由于对模型施加了三维梯度增加的初 始地应力，模拟结果出现了两帮最大水平位移点在两 帮中线偏下的现象． 图 3 15 种方案两帮位移对比曲线图． ( a) 方案 1 ～ 5; ( b) 方案 6 ～ 10; ( c) 方案 11 ～ 15 Fig． 3 Displacement comparison of the two sides for the 15 schemes: ( a) Plan 1 － 5; ( b) Plan 6 － 10; ( c) Plan 11 － 15 表 3 15 种方案模拟结果对比表 Table 3 Simulation result comparison of the 15 schemes 方案 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 σ1 /MPa 28. 3 29. 4 31. 1 31. 9 33. 6 35. 0 35. 8 37. 6 38. 4 40. 3 41. 6 42. 6 44. 1 45. 3 47. 5 Ux /mm 11. 5 16. 7 21. 4 23. 7 29. 6 10. 5 16. 3 20. 6 23. 5 29 9. 4 15. 7 20 23 28. 5 由两帮水平位移对比曲线及对比分析表可知，在 采场跨度相同的情况下，分段高度决定着采场两帮水 平位移量和最大主应力的大小，分 段 高 度 为 8、10、 12. 5、14 和 17 m 时，对应的两帮最大水平位移量分别 ·1518·

李启月等：基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 *1519* 不超过12、17、22、24和30mm:分段高度每增加2~ 对模拟结果进行分析可知：在分段高度相同的情 3m,最大主应力增加1~2MPa.由此可见，分段高度 况下，跨度越大，顶板下沉量和最大主应力越大：其中 越高，两帮的水平位移和最大主应力越大，越容易发生 跨度最大的是方案4，其顶板最大下沉量约为32mm, 片帮事故. 最大主应力为24.2MPa,在此情况下很有可能发生冒 根据模拟结果分析，分段高度为8、10、12.5和14 顶事故，属于危险方案 m的方案，两帮水平位移量不超过24mm;而分段高度 根据模拟结果分析，跨度为8m和12m的方案1 为17m的方案，两帮水平位移量接近30mm.根据文 和2的受力情况和顶板下沉量情况均在合理范围内. 献8]的采场结构参数优化研究结论可知，两帮围岩 而方案3和4由于顶板下沉量较大，约为30mm,易发 水平位移不超过25mm为安全可行，而接近30mm则 生冒顶事故，为危险方案，应该排除，即采场跨度不应 易发生片帮事故，危及施工人员和生产设备.结合矿 该设计在12m以上. 岩稳固性可知，采场分段高度应控制在14m以内 根据分段高度和采场跨度的数值模拟的结果分析 2.2.2采场跨度优化 可知，分段高度14m、采场跨度8m和分段高度14m、 采场跨度是影响采场顶板稳定性的关键因素，采 采场跨度12m两种方案均安全可行，但同时考虑到矿 场跨度越大，顶板暴露面积越大，越容易导致冒顶事故 山开采实际情况为一二步采场交替开采，其中一步采 的发生.因此，需要确定合适的采场跨度保证顶板稳 场跨度为8m,二步采场跨度为7m,如将一步采场跨度 定性.本文为实现大规模开采，在安全可行的前提下， 增大到12m则二步采场跨度需相应增大，并且需要调 选择最大的分段高度(14m)进行模拟分析.保持分段 整采场回采顺序.因此，在不影响其他工序，尽量利用 高度不变，比较不同跨度(8、12、16和20m)对采场稳 现有工程的基础上，确定V矿体垂直孔与水平孔协同 定性的影响，形成四种不同方案1、2、3和4（分别对应 回采的机械化分段充填法的结构参数：分段高度14m, 8m×14m、12m×14m、16m×14m和20m×14m四种 采场跨度8m. 回采单元断面尺寸)，由模拟计算得到四种方案最大 2.3采场两帮围岩控制方式及出矿方案 主应力（σ）及y向位移(U,)见表4.同样，将上述四 针对高地应力下分段充填法出矿效率低、两帮支 种方案的顶板下沉量(y向位移)提取出来，制作成四 护不到位等问题，提出采用普通铲运机和遥控铲运机 种方案顶板下沉量对比图如图4所示.由图4可知在 协同出矿的分区域出矿和支护方式，将回采单元分为 同一断面内，顶板下沉量最大值在巷道中心线上，由中 四个区域进行分步出矿，前三个区域采用人工驾驶普 心线向采场两帮，下沉量逐渐减小 通铲运机出矿，并在每个区域出矿完成后对暴露出的 两帮不稳定处进行支护，最后一个区域采用遥控铲运 表4四种方案模拟结果对比 机出矿，该区域不进行支护.具体步骤如下 Table 4 Simulation result comparison of the 4 schemes (1)水平压采区出矿和支护.水平压采结束后， 方案 1 2 3 4 对顶板及两帮进行支护.顶板支护：处理松石，在采场 1/MPa 10.9 12.5 18.0 24.2 顶板中间施工一排长度12m的长锚索，间隔2m.再在 0,/mm 22 25 28 32 顶板打长度2500mm的管缝式锚杆，网度1200mm× 采场跨度m 12 16 20 1200mm(间距×排距)：同时悬挂金属网，金属网材质 -18 16 20 选用A3钢筋，直径8mm的铁丝，编织网格为 100mm×100mm,每张金属网大小为2000mm×1000 -20 mm.喷射混凝土强度等级为C20喷射厚度50mm,分 三次喷射完成.两帮支护：处理松石，局部不稳处打长 度为2500mm管缝式锚杆，网度1200mm×1200mm -26 (间距×排距)：同时悬挂金属网.金属网材质选用A3 -28 钢筋，直径8mm的铁丝，编织网格为100mm×100mm, -30 方案1 每张金属网大小为2000mm×1000mm.喷射混凝土强 ·一方案2 度等级为C20,喷射厚度50mm,分三次喷射完成，顶部 -32 方案3 一方案4 支护后如图5所示 图4四种不同跨度方案的顶板下沉量对比 (2)中深孔落矿区向下出矿和支护.压采区支护 Fig.4 Roof deflection comparison of the 4 schemes with different 完成后，采用铲运机从上分段采场联络巷向下出矿，直 spans 至两帮露出3m高度，坡度为7%~9%，如图5的黄色

李启月等: 基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 不超过 12、17、22、24 和 30 mm; 分段高度每增加2 ～ 3 m，最大主应力增加 1 ～ 2 MPa． 由此可见，分段高度 越高，两帮的水平位移和最大主应力越大，越容易发生 片帮事故． 根据模拟结果分析，分段高度为 8、10、12. 5 和 14 m 的方案，两帮水平位移量不超过 24 mm; 而分段高度 为 17 m 的方案，两帮水平位移量接近 30 mm． 根据文 献［18］的采场结构参数优化研究结论可知，两帮围岩 水平位移不超过 25 mm 为安全可行，而接近 30 mm 则 易发生片帮事故，危及施工人员和生产设备． 结合矿 岩稳固性可知，采场分段高度应控制在 14 m 以内． 2. 2. 2 采场跨度优化 采场跨度是影响采场顶板稳定性的关键因素，采 场跨度越大，顶板暴露面积越大，越容易导致冒顶事故 的发生． 因此，需要确定合适的采场跨度保证顶板稳 定性． 本文为实现大规模开采，在安全可行的前提下， 选择最大的分段高度( 14 m) 进行模拟分析． 保持分段 高度不变，比较不同跨度( 8、12、16 和 20 m) 对采场稳 定性的影响，形成四种不同方案 1、2、3 和 4 ( 分别对应 8 m × 14 m、12 m × 14 m、16 m × 14 m 和 20 m × 14 m 四种 回采单元断面尺寸) ，由模拟计算得到四种方案最大 主应力( σ1 ) 及 y 向位移( Uy ) 见表 4． 同样，将上述四 种方案的顶板下沉量( y 向位移) 提取出来，制作成四 种方案顶板下沉量对比图如图 4 所示． 由图 4 可知在 同一断面内，顶板下沉量最大值在巷道中心线上，由中 心线向采场两帮，下沉量逐渐减小． 图 4 四种不同跨度方案的顶板下沉量对比 Fig． 4 Ｒoof deflection comparison of the 4 schemes with different spans 表 4 四种方案模拟结果对比 Table 4 Simulation result comparison of the 4 schemes 方案 1 2 3 4 σ1 /MPa 10. 9 12. 5 18. 0 24. 2 Uy /mm 22 25 28 32 对模拟结果进行分析可知: 在分段高度相同的情 况下，跨度越大，顶板下沉量和最大主应力越大; 其中 跨度最大的是方案 4，其顶板最大下沉量约为 32 mm， 最大主应力为 24. 2 MPa，在此情况下很有可能发生冒 顶事故，属于危险方案． 根据模拟结果分析，跨度为 8 m 和 12 m 的方案 1 和 2 的受力情况和顶板下沉量情况均在合理范围内． 而方案 3 和 4 由于顶板下沉量较大，约为 30 mm，易发 生冒顶事故，为危险方案，应该排除，即采场跨度不应 该设计在 12 m 以上． 根据分段高度和采场跨度的数值模拟的结果分析 可知，分段高度 14 m、采场跨度 8 m 和分段高度 14 m、 采场跨度 12 m 两种方案均安全可行，但同时考虑到矿 山开采实际情况为一二步采场交替开采，其中一步采 场跨度为8 m，二步采场跨度为7 m，如将一步采场跨度 增大到 12 m 则二步采场跨度需相应增大，并且需要调 整采场回采顺序． 因此，在不影响其他工序，尽量利用 现有工程的基础上，确定 V# 矿体垂直孔与水平孔协同 回采的机械化分段充填法的结构参数: 分段高度 14 m， 采场跨度 8 m． 2. 3 采场两帮围岩控制方式及出矿方案 针对高地应力下分段充填法出矿效率低、两帮支 护不到位等问题，提出采用普通铲运机和遥控铲运机 协同出矿的分区域出矿和支护方式，将回采单元分为 四个区域进行分步出矿，前三个区域采用人工驾驶普 通铲运机出矿，并在每个区域出矿完成后对暴露出的 两帮不稳定处进行支护，最后一个区域采用遥控铲运 机出矿，该区域不进行支护． 具体步骤如下． ( 1) 水平压采区出矿和支护． 水平压采结束后， 对顶板及两帮进行支护． 顶板支护: 处理松石，在采场 顶板中间施工一排长度12 m 的长锚索，间隔2 m． 再在 顶板打长度 2500 mm 的管缝式锚杆，网度 1200 mm × 1200 mm ( 间距 × 排距) ; 同时悬挂金属网，金属网材质 选用 A3 钢 筋，直 径 8 mm 的 铁 丝，编 织 网 格 为 100 mm × 100 mm，每张金属网大小为 2000 mm × 1000 mm． 喷射混凝土强度等级为 C20 喷射厚度 50 mm，分 三次喷射完成． 两帮支护: 处理松石，局部不稳处打长 度为 2500 mm 管缝式锚杆，网度 1200 mm × 1200 mm ( 间距 × 排距) ; 同时悬挂金属网． 金属网材质选用 A3 钢筋，直径 8 mm 的铁丝，编织网格为100 mm × 100 mm， 每张金属网大小为 2000 mm × 1000 mm． 喷射混凝土强 度等级为 C20，喷射厚度 50 mm，分三次喷射完成，顶部 支护后如图 5 所示． ( 2) 中深孔落矿区向下出矿和支护． 压采区支护 完成后，采用铲运机从上分段采场联络巷向下出矿，直 至两帮露出 3 m 高度，坡度为 7% ～ 9% ，如图 5 的黄色 ·1519·

·1520· 工程科学学报，第38卷，第11期 6 1一长锚素：2一锚杆：3一矿界：4一充填体 图5分区出矿及支护方案示意图 Fig.5 Schematic illustration of drawing and supporting of the partition stope 区域所示，出完后对两帮进行支护.支护完成后，再从 破落矿后留下的矿堆面上进行顶部水平压采.压采高 上分段采场联络巷向下出矿，直至两帮露出2m高度， 度3.3m.钻孔设备选用凿岩台车，炮孔孔径42mm,排 如图5的蓝色区域所示，出完后再对两帮不稳定处进 距0.6m,孔距1.0m,孔深4.0m.两帮轮廓已由垂直 行支护，支护方案同上. 预裂孔爆破形成预裂缝，项板轮廓采用水平预裂孔爆 (3)中深孔落矿区水平出矿和支护.向下出矿和 破形成 支护完成后，采用铲运机从下分段采场联络巷进行水 顶板压采结束后，采用普通铲运机和遥控铲运机 平出矿，到采场口向内进去6m为止，如图5的绿色区 协同出矿的分区出矿及支护方式对采场进行出矿和支 域所示，出完矿后对两帮局部不稳处进行支护，支护方 护，出矿后效果图如图6所示. 案同上. (4)中深孔落矿区剩余矿石出矿.中深孔落矿区 水平出矿和支护完成后，用遥控铲运机将残余在采场 内的矿石运出，如图5的红色区域所示，出矿后该区域 不进行支护 3工业试验 试验地点位于V*矿体-680m中段-665m分段 的68632采场.根据数值模拟结果获得的最佳采场结 构参数，即分段高度14m,采场跨度8m来划分回采单 图6采场出矿后效果图 Fig.6 Stope after ore drawing 元，并采用协同回采分段充填法进行回采. 中段采准工程包括分段联络巷、分段平巷和采场 为了验证协同回采分段充填法对采场顶板稳定性 联络巷：切割工程有第一分段拉底空间和切割天井 控制效果较预控顶分段充填法是否有较大改善，本文 分段巷道断面规格为4.3m×3.5m（宽×高)、采场联 采用巷道变形收敛仪监测顶板岩移，选取距离采场口 络巷断面规格为3.6m×3.5m、拉底空间断面规格为 10、25和40m三个断面，每个断面顶板每隔2m布置 8.8m×3.5m和切割天井规格为2m×2m×9m(长× 一个监测点共15个测点，监测到顶板支护到整个采场 宽×高). 充填完毕期间20d的累计岩移量，见表5. 切割槽爆破后，中深孔回采区全分段一次性爆破 表5顶板岩移量累计量 落矿.孔网参数为孔径70mm,预裂孔深10m,排间距 Table 5 Cumulative displacement of the roof 0.9m,预裂孔与落矿孔间距1.0m;落矿孔深7.0m,排 采场 距采场南帮不同距离测点的20d累计岩移量/mm 间距1.8m,炮孔间距2.0m.落矿孔单孔装药量为 深度/m 2m 4m6m 8m 21.17kg,炸药单耗为0.94kg·m3.为减少全分段爆 10 0 1.84 2.23 1.90 0 破震动，降低单响最大药量，同时保证破碎矿石块度均 25 0 3.05 3.52 3.01 0 匀，采用逐孔起爆技术由上盘向下盘崩落矿石 40 2.07 2.46 1.97 0 中深孔回采区爆破后，在-665m分段中深孔爆

工程科学学报，第 38 卷，第 11 期 1—长锚索; 2—锚杆; 3—矿界; 4—充填体 图 5 分区出矿及支护方案示意图 Fig． 5 Schematic illustration of drawing and supporting of the partition stope 区域所示，出完后对两帮进行支护． 支护完成后，再从 上分段采场联络巷向下出矿，直至两帮露出 2 m 高度， 如图 5 的蓝色区域所示，出完后再对两帮不稳定处进 行支护，支护方案同上． ( 3) 中深孔落矿区水平出矿和支护． 向下出矿和 支护完成后，采用铲运机从下分段采场联络巷进行水 平出矿，到采场口向内进去 6 m 为止，如图 5 的绿色区 域所示，出完矿后对两帮局部不稳处进行支护，支护方 案同上． ( 4) 中深孔落矿区剩余矿石出矿． 中深孔落矿区 水平出矿和支护完成后，用遥控铲运机将残余在采场 内的矿石运出，如图 5 的红色区域所示，出矿后该区域 不进行支护． 3 工业试验 试验地点位于 V# 矿体 － 680 m 中段 － 665 m 分段 的 68632 采场． 根据数值模拟结果获得的最佳采场结 构参数，即分段高度 14 m，采场跨度 8 m 来划分回采单 元，并采用协同回采分段充填法进行回采． 中段采准工程包括分段联络巷、分段平巷和采场 联络巷; 切割工程有第一分段拉底空间和切割天井． 分段巷道断面规格为 4. 3 m × 3. 5 m ( 宽 × 高) 、采场联 络巷断面规格为 3. 6 m × 3. 5 m、拉底空间断面规格为 8. 8 m × 3. 5 m 和切割天井规格为 2 m × 2 m × 9 m ( 长 × 宽 × 高) ． 切割槽爆破后，中深孔回采区全分段一次性爆破 落矿． 孔网参数为孔径 70 mm，预裂孔深 10 m，排间距 0. 9 m，预裂孔与落矿孔间距 1. 0 m; 落矿孔深 7. 0 m，排 间距 1. 8 m，炮孔间 距 2. 0 m． 落矿孔单孔装药量为 21. 17 kg，炸药单耗为 0. 94 kg·m － 3 ． 为减少全分段爆 破震动，降低单响最大药量，同时保证破碎矿石块度均 匀，采用逐孔起爆技术由上盘向下盘崩落矿石． 中深孔回采区爆破后，在 － 665 m 分段中深孔爆 破落矿后留下的矿堆面上进行顶部水平压采． 压采高 度 3. 3 m． 钻孔设备选用凿岩台车，炮孔孔径 42 mm，排 距 0. 6 m，孔距 1. 0 m，孔深 4. 0 m． 两帮轮廓已由垂直 预裂孔爆破形成预裂缝，顶板轮廓采用水平预裂孔爆 破形成． 顶板压采结束后，采用普通铲运机和遥控铲运机 协同出矿的分区出矿及支护方式对采场进行出矿和支 护，出矿后效果图如图 6 所示． 图 6 采场出矿后效果图 Fig． 6 Stope after ore drawing 为了验证协同回采分段充填法对采场顶板稳定性 控制效果较预控顶分段充填法是否有较大改善，本文 采用巷道变形收敛仪监测顶板岩移，选取距离采场口 10、25 和 40 m 三个断面，每个断面顶板每隔 2 m 布置 一个监测点共 15 个测点，监测到顶板支护到整个采场 充填完毕期间 20 d 的累计岩移量，见表 5． 表 5 顶板岩移量累计量 Table 5 Cumulative displacement of the roof 采场 深度/m 距采场南帮不同距离测点的 20 d 累计岩移量/mm 0 m 2 m 4 m 6 m 8 m 10 0 1. 84 2. 23 1. 90 0 25 0 3. 05 3. 52 3. 01 0 40 0 2. 07 2. 46 1. 97 0 ·1520·

李启月等：基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 ·1521· 从表5可以看出，顶板岩移量从两帮向中心线逐 研究.岩石力学与工程学报，2004,23（增刊2）：4960) 步增大，同时在采场长度方向也是呈先增大后减小的 [6]Li X F,Xie C J.Optimization of structure parameters of stope in 趋势，因此要特别注意采场中央部位围岩的稳定性控 high-stress zone of deep deposit.Min Metall Eng,2004,24(6):11 (李学锋，谢长江.深部高应力区采场结构参数优化研究.矿 制.与文献9]预控顶分段充填法比较，顶板累计岩 治工程，2004,24(6)：11) 移量平均减小60%.同时与矿山现采用的分层充填法 ]Lu P.Optimization of Deep Stope Structure Parameters and Mining 对比，协同回采分段充填法的采场生产能力提高 Sequence [Dissertation].Chongqing:Chongqing University,2008 60%,矿石贫化率降低76%，损失率降低14%，采矿综 (卢萍.深部采场结构参数及回采顺序优化研究[学位论文]. 合成本降低27.4%.以上经济技术指标的突破，均表 重庆：重庆大学，2008) 明该方法具有良好的经济效益，可作为深部厚大矿体 [8]Li X F,Li X D,Zhou A M.Research on mining sequence of deep 大规模开采的有效方法 orebody at Fankou lead-zinc mine.Met Mine,2004(12):12 (李学锋，李向东，周爱明.凡口铅锌矿深部矿体开采顺序研 4结论 究.金属矿山，2004(12)：12) ]He FL,Zhang G C.Analysis and control of the fractured soft rock (1)提出垂直孔与水平孔协同回采的机械化分段 surrounding a deep roadway.Rock Soil Mech,2015,36(5):1397 充填法，该方法将预控顶改为后压顶，有效控制了顶板 (何富连，张广超.深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控 稳定性，既实现深部大规模开采又能保障采场顶板的 制.岩土力学，2015,36(5)：1397) 稳定性，达到了安全高效开采深部矿体的目的. 010]An L,Xu S,Ren S F,et al.Study on design and optimization of (2)结合SURPAC和ANSYS自身的优势，对多个 mining sequence for deep and large ore body.J Northeast Unit Nat Sci,2013,34(11):1642 采场方案进行模拟，获得匹配协同回采分段充填法的 (安龙，徐帅，任少峰，等.深部厚大矿体回采顺序设计及优化 采场结构参数，同时采用普通铲运机和遥控铲运机协 研究.东北大学学报（自然科学版），2013,34(11)：1642) 同出矿的分区出矿分区支护技术进行安全、高效出矿， [11]Chen L J,Jiao D Y.Design procedure for cemented fill for open 有效地控制了两帮围岩稳定性和提高了出矿效率。 stoping operations.Min Sci Technol,1991,12(3):333 (3)采用协同回采分段充填法在新城金矿V“ [12]Singh U K,Jain P N,Prasad M.Post-pillar behaviour at deep 体进行现场工业试验.试验结果和各项经济技术指标 levels in a copper mine.Int /Rock Mech Min Sci Geomech Abstr, 1995,32(6):585 均显示采用本文提出的方法具有明显的安全、高效和 [13]Okubo C H.Martel S J.Pit crater formation on Kilauea volcano, 经济的特点.垂直孔与水平孔协同回采的机械化分段 Hawaii.J Volcanal Geotherm Res,1998,86(1):1 充填法为国内外同类矿体的开采提供一个新的方法. 14]Arioglu E.Design aspects of cemented aggregate fill mixes for tungsten stoping operations.Min Sci Technol,1984,1(3):209 参考文献 [15]Li Q Y,Chen L,Tan Y,et al.Simulation of the second-pillar [Gu DS,Li X B.Modern Mining Science and Technology for Metal mining stope excavation and its stability analysis based on Ansys. Mineral Resources.Beijing:Metallurgical Industry Press,2006 Sci Technol Rev,2013,31(22):44 (古德生，李夕兵.现代金属矿床开采科学技术.北京：治金 (李启月，陈亮，谭勇，等.基于ANSYS的二步采场分段开 工业出版社，2006) 挖过程模拟及稳定性分析.科技导报，2013,31(22)：44) He M C.Xie H P,Peng S P,et al.Study on mechanics in deep 16] Zhao G Y,Guo Z Y,Li Q Y,et al.Practice of a backfill mining mining engineering.Chin J Rock Mech Eng,2005,24(16):2803 method for broken ore-body at sublevel carving stage.J Guangxi (何满潮，谢和平，彭淑萍，等。深部开采岩体力学研究.岩 Univ Nat Sci Ed,2012,37(2):382 石力学与工程学报，2005,24(16)：2803) (赵国意，郭子源，李启月，等.破碎矿体分段凿岩阶段嗣后充填 B3]Huang X,Liu QS,Qiao Z.Research on large deformation mech- 采矿法实践广西大学学报（自然科学版），2012,37(2)：382) anism and control method of deep soft roadway in Zhuji coal mine. 07] Cai M F,Qiao L,Li C H.Measuring results and regularity of in situ Rock Soil Mech,2012,33(3):827 stress in Xincheng gold mine.Nonferrous Met,2000,52(3):1 (黄兴，刘泉声，乔正.朱集矿深井软岩巷道大变形机制及其 (蔡美峰，乔兰，李长洪。新城金矿地应力场测量及其分布 控制研究.岩土力学，2012,33(3)：827) 规律研究.有色金属，2000,52(3)：1) [4] Zheng PQ.Chen WZ.Tan X J,et al.Study of failure mechanism of 18] Xu J.Study on True 3D Numerical Simulation of Deep and Large-scale floor heave and supporting technology in soft rock of large deformation Stope DDissertation].Changsha:Central South University,2013 roadway.Chin J Rock:Mech Eng,2015,34(Suppl 1):3143 (许杰.深部大型采场真三维数值模拟研究[学位论文].长 (郑朋强，陈卫忠，谭贤君，等.软岩大变形巷道底酸破坏机制与支 沙：中南大学，2013) 护技术研究岩石力学与工程学报，2015,34（增刊1）：3143) 19] Fang Z P.Theory and Practice on Intensified Mining of Thickness [5]Dai Y H,Chen W Z,Liu Q S,et al.Optimization study on cross Borken Orebody in deep DDissertation].Changsha:Central South section of deep mine tunnel under high in situ stress.Chin J Rock University,2013 Mech Eng.2004,23(Suppl 2):4960 (范作鹏.深部厚大破碎矿体强化开采理论与实践[学位论 (戴永浩，陈卫忠，刘泉声，等.深部高地应力巷道断面优化 文].长沙：中南大学，2013)

李启月等: 基于协同回采的深部厚大矿体分段充填采矿法 从表 5 可以看出，顶板岩移量从两帮向中心线逐 步增大，同时在采场长度方向也是呈先增大后减小的 趋势，因此要特别注意采场中央部位围岩的稳定性控 制． 与文献［19］预控顶分段充填法比较，顶板累计岩 移量平均减小 60% ． 同时与矿山现采用的分层充填法 对比，协 同 回 采 分 段 充 填 法 的 采 场 生 产 能 力 提 高 60% ，矿石贫化率降低 76% ，损失率降低 14% ，采矿综 合成本降低 27. 4% ． 以上经济技术指标的突破，均表 明该方法具有良好的经济效益，可作为深部厚大矿体 大规模开采的有效方法． 4 结论 ( 1) 提出垂直孔与水平孔协同回采的机械化分段 充填法，该方法将预控顶改为后压顶，有效控制了顶板 稳定性，既实现深部大规模开采又能保障采场顶板的 稳定性，达到了安全高效开采深部矿体的目的． ( 2) 结合 SUＲPAC 和 ANSYS 自身的优势，对多个 采场方案进行模拟，获得匹配协同回采分段充填法的 采场结构参数，同时采用普通铲运机和遥控铲运机协 同出矿的分区出矿分区支护技术进行安全、高效出矿， 有效地控制了两帮围岩稳定性和提高了出矿效率． ( 3) 采用协同回采分段充填法在新城金矿 V# 矿 体进行现场工业试验． 试验结果和各项经济技术指标 均显示采用本文提出的方法具有明显的安全、高效和 经济的特点． 垂直孔与水平孔协同回采的机械化分段 充填法为国内外同类矿体的开采提供一个新的方法． 参 考 文 献 ［1］ Gu D S，Li X B． Modern Mining Science and Technology for Metal Mineral Ｒesources． Beijing: Metallurgical Industry Press，2006 ( 古德生，李夕兵． 现代金属矿床开采科学技术． 北京: 冶金 工业出版社，2006) ［2］ He M C，Xie H P，Peng S P，et al． Study on mechanics in deep mining engineering． Chin J Ｒock Mech Eng，2005，24( 16) : 2803 ( 何满潮，谢和平，彭淑萍，等． 深部开采岩体力学研究． 岩 石力学与工程学报，2005，24( 16) : 2803) ［3］ Huang X，Liu Q S，Qiao Z． Ｒesearch on large deformation mech￾anism and control method of deep soft roadway in Zhuji coal mine． Ｒock Soil Mech，2012，33( 3) : 827 ( 黄兴，刘泉声，乔正． 朱集矿深井软岩巷道大变形机制及其 控制研究． 岩土力学，2012，33( 3) : 827) ［4］ Zheng P Q，Chen W Z，Tan X J，et al． Study of failure mechanism of floor heave and supporting technology in soft rock of large deformation roadway． Chin J Ｒock Mech Eng，2015，34( Suppl 1) : 3143 ( 郑朋强，陈卫忠，谭贤君，等． 软岩大变形巷道底臌破坏机制与支 护技术研究． 岩石力学与工程学报，2015，34( 增刊1) : 3143) ［5］ Dai Y H，Chen W Z，Liu Q S，et al． Optimization study on cross section of deep mine tunnel under high in situ stress． Chin J Ｒock Mech Eng，2004，23( Suppl 2) : 4960 ( 戴永浩，陈卫忠，刘泉声，等． 深部高地应力巷道断面优化 研究． 岩石力学与工程学报，2004，23( 增刊 2) : 4960) ［6］ Li X F，Xie C J． Optimization of structure parameters of stope in high-stress zone of deep deposit． Min Metall Eng，2004，24( 6) : 11 ( 李学锋，谢长江． 深部高应力区采场结构参数优化研究． 矿 冶工程，2004，24( 6) : 11) ［7］ Lu P． Optimization of Deep Stope Structure Parameters and Mining Sequence［Dissertation］． Chongqing: Chongqing University，2008 ( 卢萍． 深部采场结构参数及回采顺序优化研究［学位论文］． 重庆: 重庆大学，2008) ［8］ Li X F，Li X D，Zhou A M． Ｒesearch on mining sequence of deep orebody at Fankou lead--zinc mine． Met Mine，2004( 12) : 12 ( 李学锋，李向东，周爱明． 凡口铅锌矿深部矿体开采顺序研 究． 金属矿山，2004( 12) : 12) ［9］ He F L，Zhang G C． Analysis and control of the fractured soft rock surrounding a deep roadway． Ｒock Soil Mech，2015，36( 5) : 1397 ( 何富连，张广超． 深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控 制． 岩土力学，2015，36( 5) : 1397) ［10］ An L，Xu S，Ｒen S F，et al． Study on design and optimization of mining sequence for deep and large ore body． J Northeast Univ Nat Sci，2013，34( 11) : 1642 ( 安龙，徐帅，任少峰，等． 深部厚大矿体回采顺序设计及优化 研究． 东北大学学报( 自然科学版) ，2013，34( 11) : 1642) ［11］ Chen L J，Jiao D Y． Design procedure for cemented fill for open stoping operations． Min Sci Technol，1991，12( 3) : 333 ［12］ Singh U K，Jain P N，Prasad M． Post-pillar behaviour at deep levels in a copper mine． Int J Ｒock Mech Min Sci Geomech Abstr， 1995，32( 6) : 585 ［13］ Okubo C H，Martel S J． Pit crater formation on Kilauea volcano， Hawaii． J Volcanol Geotherm Ｒes，1998，86( 1) : 1 ［14］ Arioglu E． Design aspects of cemented aggregate fill mixes for tungsten stoping operations． Min Sci Technol，1984，1( 3) : 209 ［15］ Li Q Y，Chen L，Tan Y，et al． Simulation of the second-pillar mining stope excavation and its stability analysis based on Ansys． Sci Technol Ｒev，2013，31( 22) : 44 ( 李启月，陈亮，谭勇，等． 基于 ANSYS 的二步采场分段开 挖过程模拟及稳定性分析． 科技导报，2013，31( 22) : 44) ［16］ Zhao G Y，Guo Z Y，Li Q Y，et al． Practice of a backfill mining method for broken ore-body at sublevel carving stage． J Guangxi Univ Nat Sci Ed，2012，37( 2) : 382 ( 赵国彦，郭子源，李启月，等． 破碎矿体分段凿岩阶段嗣后充填 采矿法实践． 广西大学学报( 自然科学版) ，2012，37( 2) : 382) ［17］ Cai M F，Qiao L，Li C H． Measuring results and regularity of in situ stress in Xincheng gold mine． Nonferrous Met，2000，52( 3) : 1 ( 蔡美峰，乔兰，李长洪． 新城金矿地应力场测量及其分布 规律研究． 有色金属，2000，52( 3) : 1) ［18］ Xu J． Study on True 3D Numerical Simulation of Deep and Large-scale Stope［Dissertation］． Changsha: Central South University，2013 ( 许杰． 深部大型采场真三维数值模拟研究［学位论文］． 长 沙: 中南大学，2013) ［19］ Fang Z P． Theory and Practice on Intensified Mining of Thickness Borken Orebody in deep［Dissertation］． Changsha: Central South University，2013 ( 范作鹏． 深部厚大破碎矿体强化开采理论与实践［学位论 文］． 长沙: 中南大学，2013) ·1521·