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·