CN111695790A - 一种保安矿柱开采方法 - Google Patents

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CN111695790A CN202010464941.6A CN202010464941A CN111695790A CN 111695790 A CN111695790 A CN 111695790A CN 202010464941 A CN202010464941 A CN 202010464941A CN 111695790 A CN111695790 A CN 111695790A
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Abstract

本发明公开了一种保安矿柱开采方法，属于采矿技术领域，其主要包括以下步骤：S1：分析矿区地质；S2：采集矿区矿岩；S3：分析矿区矿岩的物理力学参数；S4：矿区岩体质量评价，结合岩体质量评价修正岩体的力学参数；S5：三维建模，建立矿山开采三维数值模型；S6：数值计算分析，利用三维数值模型结合计算模拟软件和基础模型，并设定边界条件和初始条件，用于模拟出不同尺寸的保安矿柱情况下，井筒结构的受力和形变情况；S7：确定井筒保安矿柱开采范围，通过过S6中对不同净半径保安矿柱净半径进行分析计算，得到能提供保护的保安矿柱的最小净半径。本发明具有保证安全的前提下提升保安矿柱开采率效果。

Description

一种保安矿柱开采方法
技术领域
本发明涉及采矿技术领域，更具体地说，它涉及一种保安矿柱开采方法。
背景技术
为保障矿山安全生产，在矿体开采时，保留井筒及重要建(构)筑物周边一定规模的矿体不采，此部分不采矿体称为保安矿柱。留设的保安矿柱，应能充分保障井筒及建筑物的使用安全，防止井筒或建筑物的移动变形甚至发生安全事故，因此矿山设计保安矿柱时，往往取大不取小，保留足够范围的保安矿柱以确保万无一失。但大规模的保安矿柱同样也会造成矿体回收率低、资源浪费的问题。如何在保障安全的前提下，尽量减小保安矿柱的尺寸，提高矿山资源回收率和经济效益,是矿山开采过程中不可回避的重要课题。
目前，公开号为CN103557003A的中国发明专利申请公开了一种铁矿体保安矿柱的开采方法，采用垂直矿体走向布置采场，矿体划分为多个矿块，每个矿块长50m、宽50m、高60m，矿房宽度10m，每一回采循环回采高度2m，拉底巷道规格333.5m,顶柱预留厚度为5m，将矿块划分为矿房、矿柱，矿房、矿柱交替布置，第一步回采矿房，第二步回采矿柱；回采矿房时自下而上水平分层进行，随工作面向上推进，逐步充填采空区，并留出继续上采的工作空间；矿房回采到最上面分层时，进行接顶充填；待充填体强度达到4～5MPa后，再用上向水平分层全尾砂充填法回采矿柱。
上述现有技术存在如下技术问题：保安矿柱的稳定性是一个非常复杂的系统工程问题，它与各种地质因素有关，包括矿山的工程地质条件、水文地质条件、矿区地应力场及岩体的力学特性等。不同地质特征中相同尺寸的保安矿柱的稳定性不同，所以仅仅使用额定的数值对保安矿柱进行精确开采，可能会导致会造成矿体回收率低、资源浪费的问题，也可能造成开采过度造成安全隐患。
发明内容
针对现有技术存在的不足，本发明的目的是提供一种保安矿柱开采方法，具有保证安全的前提下提升保安矿柱开采率效果效果。
本发明的上述目的是通过以下技术方案得以实现的：一种保安矿柱开采方法，主要包括以下步骤：
S1：分析矿区地质，确定矿区矿岩概况、矿山的开采现状以及井筒保安矿柱的情况；
S2：采集矿区矿岩，采集若干种中矿区主要岩石进行检测；
S3：分析矿区矿岩的物理力学参数，分析检测矿岩的容重、单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量、泊松比基本物理力学参数，并做记录；
S4：矿区岩体质量评价，先调查矿山开采区域的岩体工程地质条件，然后根据岩体的岩性对岩体工程地质条件划分工程地质岩组，然后评价不同岩组的工程地质条件，最后结合S3中岩石物理力学参数试验成果，进行岩体质量评价，然后结合岩体质量评价修正岩体的力学参数；
S5：三维建模，建立矿山开采三维数值模型；
S6：数值计算分析，利用三维数值模型结合计算模拟软件和基础模型，并设定边界条件和初始条件，用于模拟出不同尺寸的保安矿柱情况下，井筒结构的受力和形变情况；
S7：确定井筒保安矿柱开采范围，通过过S6中对不同净半径保安矿柱净半径进行分析计算，得到能提供保护的保安矿柱的最小净半径。
通过采用上述技术方案，根据矿区的实际情况剪力模型并且进行分析，对保安矿柱进行更加全面的分析，计算出提供保护的保安矿柱的最小净半径，从而使保安矿柱足够稳定的前提下尽可能减小其净半径，进而提高矿体回收率，减少资源的浪费。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于S2中，对两个以上不同深度的开采区进行采集，岩石样本的岩性至少为两种。
通过采用上述技术方案，增加采样的平均性，使岩石样本可以尽可能全面准确的反应出矿区岩石的整体的基本物理力学参数。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于S2中，利用钻样机上把岩石样本钻成圆柱岩芯，用切割机切成圆柱体，并在磨石机上磨制成试验所要求的规格，试样直径为Ф50mm，高径比约为2∶1，即尺寸为Φ50×100mm，擦干岩石样本，在自然状态下风干。
通过采用上述技术方案，使岩石样本体积保持一直，减少其他物理因素的干扰，增加测试的准确性。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于S4中，调查内容包括：节理方位、节理间距、节理延续性、节理张开度与充填情况和节理分布密度，然后计算岩体体积节理数，然后根据岩体体积节理数换算成RQD指标，利用RQD指标对岩石进行分级。
通过采用上述技术方案，岩体体积节理数和RQD指标可以更加准确的对岩石质量进行评价。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于步骤S4中，采用RQD分级法、RMR分级法和Q系统分级法三种方法进行对岩体分级。
通过采用上述技术方案，RMR分级法和Barton的Q系统分级方法考虑的因素较多、全面，它们又比较接近，作为岩体分级一般来说是比较适宜的。而上述步骤中已经计算出RQD值，所以RQD分级法也十分方便，利用三种不同的分级法，得到更加全面准确的数据。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于步骤S4中岩体质量评价修正岩体的力学参数，修正方法为：
岩石破坏时的主应力之间的关系式：
Figure BDA0002509717560000031
式中：
σ1：破坏时的最大主应力；
σ3：作用在岩石试样上的最小主应力；
σc：试样中完整岩石的单轴抗压强度；
mi,si：常数，取决与岩石性质；
根据S2中的试验结果，
Figure BDA0002509717560000038
值可由以下方法确定：
Figure BDA0002509717560000032
Figure BDA0002509717560000033
式中：y＝(σ1-σ3)2
根据S2中试验的结果，用式上述两个公式可计算出的mi、si值；
根据岩体破坏经验准则：
Figure BDA0002509717560000034
岩体的mb、s和a由岩体分类RMR值和以上计算的mi值来确定，
Figure BDA0002509717560000035
Figure BDA0002509717560000036
Figure BDA0002509717560000037
根据不同岩体的mb、s和a值，应用下列公式确定它们的单轴抗压强度和抗拉强度：
σc＝σci·sa
Figure BDA0002509717560000041
应用下列公式来估计岩体磨擦角φ和内聚力c；
Figure BDA0002509717560000042
Figure BDA0002509717560000043
式中：σ3n＝σ′3max/σci
Figure BDA0002509717560000044
Figure BDA0002509717560000045
通过采用上述技术方案，得到更加准确的岩石样品的物理力学参数，提升最后计算出保安矿柱的最小净半径的精准性。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于S5中，利用CAD-MidasGTS相结合的方法，建立矿山开采三维数值模型；先建立矿体模型，再建立的井筒模型，然后将矿体模型与井筒模型实体结合，形成矿体、井筒合成模型，最后建立地表模型和围岩模型。
通过采用上述技术方案，MidasGTS具有卓越的图形处理功能，建模过程简洁直观，对实体模型的操作也容易实现。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：计算模拟软件为FLAC3D软件。
通过采用上述技术方案，FLAC3D是为岩土工程应用而开发的计算软件，程序中包括了反映地质材料力学效应的特殊计算功能，可计算地质类材料的高度非线性力学行为，可以更加全面准确的模拟出矿区的受力情况。
本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：于S6中，根据在模型中由外之内依次开采，使保安矿柱净半径为逐次递减，每次模拟开采之后，分别对井筒的位移、应力和塑性区进行分析。
通过采用上述技术方案，分析出不同尺寸下井筒的位移、应力和塑性区进行分析，可以更加准确的判断井筒的受力情况。
综上所述，本发明包括以下至少一种有益技术效果：
其一，计算出提供保护的保安矿柱的最小净半径，从而使保安矿柱足够稳定的前提下尽可能减小其净半径，进而提高矿体回收率，减少资源的浪费；
其二，对两个以上不同深度的开采区进行采集，岩石样本的岩性至少为两种，利用钻样机上把岩石样本钻成圆柱岩芯，用切割机切成圆柱体，并在磨石机上磨制成试验所要求的规格，试样直径为Ф50mm，高径比约为2∶1，即尺寸为Φ50×100mm，擦干岩石样本，在自然状态下风干，增加采样的平均性，使岩石样本可以尽可能全面准确的反应出矿区岩石的整体的基本物理力学参数。
其三，采用RQD分级法、RMR分级法和Q系统分级法三种方法进行对岩体分级，得到更加全面准确的数据。
其四，利用岩体质量分类法之后的数据对进行岩体的力学参数。
具体实施方式
实施例：为本发明公开的一种保安矿柱开采方法，主要包括以下步骤：
S1：分析矿区地质，确定矿区矿岩概况、矿山的开采现状以及井筒保安矿柱的情况。
本实施例的矿区构造较为发育，与区域构造相似，仍显地台特征。矿区内具有两个矿体，矿体赋存于泰山岩群山草峪组变质地层中，矿体顶底板围岩主要为黑云母变粒岩和黑云角闪片片岩，少量含磁铁黑云角闪片片岩、磁铁角闪片石英岩等。该矿床采矿权范围内矿体较为连续，矿体内部结构较简单，夹石相对较少。
本实施例矿井采用竖井-斜坡道联合开拓方式，共布置5条井筒，即主井、副井、东1风井、西风井、东2风井和1条斜坡道。其中主井、盲竖井和主溜井三者距离很近，两两相距50-65m，三者共用一个保安矿柱。井筒保安矿柱的大小采用净半径来表示，净半径是指保安矿柱最外端与其保护对象中任一井筒的井壁的最短距离。本实施例的预留的井筒保安矿柱净半径100m。本实施例主要针对该保安矿柱进行开采。
S2：采集矿区矿岩。采集若干种中矿区主要岩石进行检测，矿区矿岩的物理力学参数用于合理评价矿山工程地质条件，井筒保安矿柱安全开采提供依据。
采集岩石样本时优选两个以上不同深度的开采区进行采集。本实施例中根据矿区特性选取变粒岩、磁铁矿和角闪片岩3种岩石样本，采集深度分别为-90m和-140m。
在钻样机上把岩石样本钻成圆柱岩芯，用切割机切成圆柱体，并在磨石机上磨制成试验所要求的规格，试样直径为Ф50mm左右，高径比约为2∶1，即尺寸为Φ50×100mm左右。擦干岩石样本，在自然状态下风干。
S3：分矿区矿岩的物理力学参数。主要分析分析检测矿岩的容重、单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量、泊松比基本物理力学参数。
然后利用250吨全数字型液压伺服刚性岩石力学试验系统(MTS-815型)测试岩石样本的容重、单轴抗压强度、弹性模量、泊松比。本实施例的测试数据如表1所示。
表1 单轴抗压强度及静力受压弹性模量和泊松比测试值
Figure BDA0002509717560000061
然后通过材料试验机采用圆盘劈裂法测试岩石样本的单轴抗拉强度。本实施例的测试数据如表2所示。
表2 劈裂抗拉试验参数测定值
Figure BDA0002509717560000062
Figure BDA0002509717560000071
然后取岩石样本的基本物理力学参数的平均值并且进行汇总，本实施例岩石样本基本物理力学参数平均值的汇总如表3所示。
表3 岩石样本基本物理力学参数平均值
Figure BDA0002509717560000072
S4：矿区岩体质量评价，岩体是一切岩土工程的环境，岩体质量的好坏直接关系到岩体的工程特性和稳定性，了解岩体结构特征及岩体质量评价是进行工程设计与施工的基本依据，进行岩体质量的评价可对岩体做出判别，揭示岩体的基本力学特征，是稳定性评价的基础，也是正确指导设计、合理制定施工方案的重要保证，所以岩体稳定性类别的确定，是岩体稳定性评价的重要影响因素之一。
先调查矿山开采区域的岩体工程地质条件，然后根据岩体的岩性对岩体工程地质条件划分工程地质岩组，然后评价不同岩组的工程地质条件，最后结合前期室内岩石力学参数试验成果，进行岩体质量评价，为矿山下一步开采提供基础资料。下文详细阐述具体操作过程。
需要岩体工程地质条件包括岩体中节理的产状、规模、密度、形态、地下水状况等。其中节理，也称为裂隙，是岩体受力断裂后两侧岩块没有显著位移的小型断裂构造。
主要的调查内容包括：
(1)节理方位，即节理面在空间上的分布状态用倾向和倾角表示，其统计结果用极点等密度图和赤平极射投影图表示；
(2)节理间距，是反映岩体完整程度和岩石块体大小的重要指标，用线裂隙密度(条/m)表示；
(3)节理延续性，即节理裂隙沿走向的延伸长度(m)；
(4)节理张开度与充填情况；
(5)节理分布密度，确定节理优势方位及其状况。
通过岩体体积节理数换算成RQD指标，即：
RQD＝115-3.3·Jv
Figure BDA0002509717560000081
式中：Jv为岩体体积节理数；
n为统计区域内结构面组数；
Si为第i组结构面沿法向每米长结构面的条数；
S0为每立方米岩体非成组节理条数。
调查方法：按体积密度法，用罗盘、钢卷尺、地质锤等进行节理裂隙产状、充填物及厚度、节理壁形状、间距及地下水状况等特征进行详细测量和调查。
调查数据处理：根据现场工程地质调查结果，对同一测点相近产状的节理分组，求其岩体体积节理数和RQD指标，将不同测点的数据按岩组归类。本实施例的现场节理调查统计结果见表4所示。经现场调查，将矿山岩体划分为4个工程地质岩组：变粒岩岩组、矿岩(磁铁矿)岩组、角闪片岩岩组和其他岩石岩组，其中其他岩石岩组中包括有石英岩等，由于此类岩体控制范围较小，对矿山岩体整体稳定性影响不大，所以不做分析。
表4 现场节理调查统计数据
Figure BDA0002509717560000082
Figure BDA0002509717560000091
通过表4数据对工程地质岩组进行分析，计算矿岩岩组的平均节理间距、岩体体积节理数。本实施例中三组工程地质岩分析结构如下：
变粒岩组为矿体上盘围岩，其平均节理间距为29.17cm，平均岩体体积节理数Jv为11.30条/m3，RQD值的平均值为77.71％。
矿岩岩组平均节理间距、平均岩体体积节理数Jv分别为26.68cm、11.65条/m3，RQD为76.39％。
角闪片岩为矿体下盘围岩，其平均节理间距、平均体积节理密度Jv分别为22.71cm、13.60条/m3，换算为RQD值并求得其平均值为70.11％。
岩体质量评价：
采用RQD分级法、RMR分级法和Q系统分级法三种方法进行对岩体分级。
本实施例中RQD值分级结果参见表5，RMR分级结果参见表6，Q系统分级结果参见表7。
表5 RQD分级结果表
岩性 变粒岩 矿岩 角闪片岩
RQD值 70～86 67～81 57～79
RQD均值 77 76 70
分级 Ⅱ Ⅱ Ⅲ
岩石质量 好 好 一般
表6 RMR分级结果表
Figure BDA0002509717560000101
表7 Q系统分级结果
Figure BDA0002509717560000102
Figure BDA0002509717560000111
于S2中的岩体力学参数是依据岩石力学参数特性测试结果，需要考虑岩体的结构效应、地下水、节理裂隙等因素，对岩石力学参数按照RMR岩体质量分类法进行适当的修正。修正方法如下：
岩石破坏时的主应力之间的关系式：
Figure BDA0002509717560000112
式中：
σ1：破坏时的最大主应力；
σ3：作用在岩石试样上的最小主应力；
σc：试样中完整岩石的单轴抗压强度；
mi,si：常数，取决与岩石性质。
根据S2中的试验结果，mi、si值可由以下方法确定：
Figure BDA0002509717560000113
Figure BDA0002509717560000114
式中：y＝(σ1-σ3)2
根据S2中试验的结果，用式上述两个公式可计算出的mi、si值。
最后确定岩体力学参数。根据Hoek，Carranza-Torres(2002)提出的岩体破坏经验准则：
Figure BDA0002509717560000121
岩体的mb、s和a可由Bieniawski的岩体分类RMR值和以上计算的mi值来确定；
Figure BDA0002509717560000122
Figure BDA0002509717560000123
Figure BDA0002509717560000124
式中：GSI为地质强度指标(GeologicalStrengthIndex)，本实施例中分别取变粒岩岩、矿岩和角闪片岩的GSI为66、69和63。
根据不同岩体的mb、s和a值，应用下列公式确定它们的单轴抗压强度和抗拉强度：
σc＝σci·sa
Figure BDA0002509717560000125
应用下列公式来估计岩体磨擦角φ和内聚力c：
Figure BDA0002509717560000126
Figure BDA0002509717560000127
式中：σ3n＝σ′3max/σci
Figure BDA0002509717560000128
Figure BDA0002509717560000129
岩体力学参数是依据岩石力学参数特性测试结果，并考虑了岩体的结构效应、地下水、节理裂隙等因素，对岩石力学参数按照Bieniawski的RMR岩体质量分类法进行适当的修正。根据Hoek-Brown准则，利用加拿大Rocscience公司开发的Roclab1.0软件进行计算，得到岩体力学参数。本实施例中的确定三种岩体的力学参数的如表8所示。
表8 岩体的力学参数
Figure BDA0002509717560000131
S4：三维建模，利用CAD-MidasGTS相结合的方法，建立矿山开采三维数值模型。先建立矿体模型，再建立的井筒模型，然后将矿体模型与井筒模型实体结合，形成矿体、井筒合成模型，最后建立地表模型和围岩模型。
建模的前期处理主要是将建模所需的点、线、面在三维空间内进行准确定位，保留必要的建模要素，删除多余的建模要素，并使之符合建模软件的设定格式和建模要求。
建立矿体模型。建立矿体模型时，需将矿体的各勘探线的平面矿体逐一连接起来，形成矿体实体。为此，首先应将各勘探线剖面进行处理，在平面上将各个剖面完整地呈现出来，处理后的剖面主要展现矿体和围岩的空间分布形态和相对位置关系。经过对建模要素前期处理后，将保存的CAD点线面文件导入建模软件MidasGTS中，由MidasGTS建立三维实体模型。
建立的井筒模型。根据矿井已经开采情况建立井筒模型。具体操作与建立矿体模型的方法相同。根据本实施例的情况井筒模型包括主井、盲竖井、主溜井。并且主井、盲竖井、主溜井均穿过矿体，存在压矿情况，需保留保安矿柱。建模充分考虑后期计算分析的实际需要，将保安矿柱划分为多个不同厚度值。本实施例采用20m、30m、40m和50m四个不同厚度值。将CAD中井筒的各勘探线剖面导入MidasGTS中，连接成面并生成实体。
将矿体、井筒与保安矿柱实体结合，形成矿体、井筒合成模型。
将已赋值的等高线图导入MidasGTS中，利用该软件的地表生成器生成地表模型。由已建立的矿体模型，确定围岩实体模型边界，考虑分析计算的需要，围岩将矿体包裹，并向外延伸。
将已建立的实体模型进行网格化，则为三维数值模型。
考虑到模型几何形态复杂，推测建立模型需要网格数比较多，网格划分采用程序自动划分结合手工优化的方式进行，这样一方面可以得到比较均匀的网格，另外也有利于控制网格的尺寸和大小网格的比例。在网格划分时将矿体和井筒部分的网格细化，并适当控制最大单元和最小单元尺寸间的比例，防止计算时出现比较大的偏差。
根据以上建模思路，建立三维数值模型，其各方向大小：x方向1400m，y方向2700m，z方向约850m。由于模拟范围较大，为避免过多的单元造成计算缓慢，建模过程中采用核心小网格外围大网格的方式确立网格尺寸，将井筒、保安矿柱和矿体单元划分为4～10m3，顶板单元为10m3～50m3，底板单元为30m3～50m3。建立的模型单元总数为87万单元，单元划分由核心到外围，密疏有序过渡，单元划分呈现结构合理，层次分明的格局。
S5：数值计算分析，矿山开采三维数值模型主要用于模拟计算分析，在此之前，还要选择合适的计算模拟软件和基础模型，并设定边界条件和初始条件，以及数值分析的评价原则与方法，用于模拟出不同尺寸的保安矿柱情况下，井筒结构的受力和形变情况。
本实施例计算模拟软件选用FLAC3D软件进，基础模型为Mohr-Coulomb本构模型。
为了弄清楚拉格朗日元法在应用时各参数对计算结果的影响，下面针对采用的本构模型Mohr-Coulomb进行推导。
Mohr-Coulomb模型的破坏包络线由Mohr-Coulomb准则确定。
塑性增量理论假定岩石的应变增量可分解为弹性应变增量ei e和塑性应变增量ei p，即：Δei＝Δei e+Δei p(i＝1,2,3)
1)弹性应变增量
由Hooke法则，弹性应变增量表达式为：
Δσ1＝EΔe1 e+γ(Δee 2+Δee 3)
Δσ2＝EΔee 2+γ(Δee 1+Δee 3)
Δσ3＝EΔee 3+γ(Δee 1+Δee 2)
2)塑性应变增量
Mohr-Coulomb条件为：
τ＝c+σntgφ
Figure BDA0002509717560000141
式中：c为凝聚力；φ为内摩擦角；Δσn为剪切面上的法向应力。
在σ1-σ3平面上，Mohr-Coulomb屈服方程为：
Figure BDA0002509717560000142
式中：
Figure BDA0002509717560000151
由非相关流动法则：
Figure BDA0002509717560000152
式中：g为塑性势面；φ为膨胀角。
塑性应变增量：
Figure BDA0002509717560000153
式中：λs为确定塑性应变大小的函数，为非负的塑性因子。
而：Δσi＝ΔσN i-ΔσO i
式中，N,O分别表示新的和原来的应力状态。
令：
σ'1＝σO 1+EΔe1+γ(Δe2+Δe3)
σ'2＝σO 2+EΔe2+γ(Δe1+Δe3)
σ'3＝σO 3+EΔe3+γ(Δe1+Δe2)
则：
Figure BDA0002509717560000154
式中：
Figure BDA0002509717560000155
φ为膨胀角。
在土木工程或者采矿工程中，在开挖和建筑开始前，存在着原位应力，通过在模型中施加初始条件，可以实现原位应力的重现。
实际建模过程中的边界条件和初始条件如下：
(1)模型底部采用固定约束，约束三向位移，四周采用水平位移约束，固定轴向位移，模型最顶部为自由面。
(2)在Z轴负方向施加重力加速度，大小为9.81m/s2。
(3)由于矿山地表地形为平缓的丘陵，且前期没有进行原岩应力测试方面的工作，故在应力场的初始化过程中只考虑重力的影响。
(4)结合位移边界条件和重力加速度，利用程序自动解算达到平衡，从而形成初始应力场。
S6：井筒保安矿柱模拟开采。根据在模型中由外之内依次开采，使保安矿柱净半径为逐次递减，每次模拟开采之后，分别对三个井筒的位移、应力和塑性区进行分析。本实施例中对保安矿柱净半径为60m、50m、40m、30m和20m五种方案进行分析计算。
矿岩位移状态分为竖向位移和水平位移，各个方案计算的位移云图。
在本实施例中保安矿柱为60m时，井筒受采动影响最小，井筒范围内竖向位移最大值仅为0.6cm。随着保安矿柱尺寸不断减小，竖向位移也相应增加，保安矿柱为50m时，竖向位移最大值为0.8-1cm；保安矿柱为40m时，竖向位移最大值约为2cm；继续减小保安矿柱尺寸，当保留20m保安矿柱时，竖向位移值达到峰值，为3.8-4.2cm。
井筒的竖向位移主要表现为下沉，保留净半径为60m和50m的保安矿柱时，主井、盲竖井和主溜井的下沉量较小，最大不超过1cm；保留40m的保安矿柱时，采动引起的下沉最大值出现在盲竖井的中部偏上位置，约为2cm。若继续减小保安矿柱尺寸，则下沉量呈显著增加趋势，保安矿柱对井筒的“保护”作用将大大降低，最终可使井筒发生较大变形，进而影响井筒的安全使用。
井筒的位移状态中，横向位移决定井筒水平方向移动变形，过量的横向位移将直接导致井筒的剪切破坏，因此，横向位移对井筒的影响同样不可忽视。
横向位移选用x方向和y方向位移予以显示。同样地，保安矿柱越大，位移量越小，反之亦然。在本实施例中保留60m的保安矿柱时，井筒受采动影响最小，井筒范围内横向位移最大值仅为0.5cm。随着保安矿柱尺寸不断减小，竖向位移也相应增加，保安矿柱为50m时，横向位移最大值仍为0.6cm；保安矿柱为40m时，横向位移最大值约为1.0cm；继续减小保安矿柱尺寸，当保留20m保安矿柱时，横向位移值达到峰值，为1.6cm。
井筒周边矿体开采后，应力重新分布，应力场发生了较大的改变。拉应力主要出现在矿体开采后的顶板上方，最大拉应力约为1.5Mpa，最大压应力则由开挖前的24Mpa上升至60Mpa。无论是拉应力还是压应力，均主要集中在开挖的采场周边，而井筒范围内的应力集中程度较低，主应力远小于采场周边应力值。
在本实施例中矿体开挖致主井保护矿柱越来越小，但主井周边拉应力值并未出现明显增加，直至开挖至20m保安矿柱时，主井上部才出现轻微拉应力集中现象，最大拉应力值约为0.5Mpa。相对而言，压应力的变化更为明显，主井周边矿体开采直至保留50m保安矿柱时，井筒周边压应力值为20-24Mpa。继续缩小保安矿柱尺寸，主井下部靠近采场的部位开始出现应力集中，当仅保留20m的保安矿柱时，此时最大压应力值达30-32Mpa，约为保留50m保安矿柱时的1.5倍。
塑性区分布，矿体开采后塑性区主要分布在开挖空间附近，井筒周边岩体仅有少量单元发生拉伸破坏。
在本实施例中由于开挖空间与井筒间尚有一定距离(至少20m)，且一次开挖区域并不大，因此井筒周边的塑性区变化并不明显，当保安矿柱大于30m时，主井周边无塑性单元，保留30m保安矿柱时，主井塑性区仅分布在其周边3m范围内，且仅有极少量塑性单元；减小保安矿柱尺寸，当保留20m保安矿柱时，主井塑性区几乎未发生变化，影响范围仍为其周边3m以内单元。
S7：确定井筒保安矿柱开采。通过S6中对不同净半径保安矿柱净半径进行分析计算，总结出，井筒应力和位移较小的。优选在井筒竖向位移最大值小于5cm，井筒横向位移为小于1.5cm，压应力最大值小于为40Mpa，拉应力最大值小于0.5Mpa的方案，并且不得出现塑性变形。
本实施例中通过对保安矿柱净半径为60m、50m、40m、30m和20m等五种方案进行分析计算，总结得出：当保安矿柱净半径为60m时，井筒竖向位移不超过0.6cm；当保安矿柱净半径为40m时，井筒竖向位移最大值为2cm，继续缩小保安矿柱尺寸，竖向位移将达4cm。
总体而言，井筒的横向位移较小，当保安矿柱净半径为60m时，井筒横向位移为0.5cm；当保安矿柱净半径为40m时，井筒横向位移最大值为1cm，继续缩小保安矿柱尺寸，横向位移将达1.9cm。
保安矿柱过小可导致井筒局部产生应力集中。当保安矿柱净半径为60m时，井筒周边拉应力值接近于零，压应力则与初始状态相差无几；当保安矿柱净半径为40m时，井筒周边仍未产生明显的拉应力区，压应力最大值为30Mpa。缩小保安矿柱尺寸，主应力逐渐开始增加，至保留20m保安矿柱时，拉应力最大值达0.5Mpa，压应力最大值达40-42Mpa。
井筒的塑性区分布范围较小。保留30m保安矿柱时，塑性区限于主井周边3m以内的少量单元；持续缩小保安矿柱规模，至保留20m保安矿柱时，塑性区分布并未发生明显变化，盲竖井和主溜井周边自始至终无塑性区分布。
以上计算分析结果，见表9。
表9不同方案的计算结果
Figure BDA0002509717560000171
Figure BDA0002509717560000181
由以上对比分析，保留净半径不小于40m的主井保安矿柱，可保证主井、盲竖井与主溜井的整体稳定。
本具体实施例仅仅是对本发明的解释，其并不是对本发明的限制，本领域技术人员在阅读完本说明书后可以根据需要对本实施例做出没有创造性贡献的修改，但只要在本发明的权利要求范围内都受到专利法的保护。

Claims (9)

1.一种保安矿柱开采方法，主要包括以下步骤：
S1：分析矿区地质，确定矿区矿岩概况、矿山的开采现状以及井筒保安矿柱的情况；
S2：采集矿区矿岩，采集若干种矿区主要岩石进行检测；
S3：分析矿区矿岩的物理力学参数，分析检测矿岩的容重、单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量和泊松比基本物理力学参数，并做记录；
S4：矿区岩体质量评价，先调查矿山开采区域的岩体工程地质条件，然后根据岩体的岩性对岩体工程地质条件划分工程地质岩组，然后评价不同岩组的工程地质条件，最后结合S3中岩石物理力学参数试验成果进行岩体质量评价，然后结合岩体质量评价结果修正岩体的力学参数；
S5：三维建模，建立矿山开采三维数值模型；
S6：数值计算分析，利用三维数值模型结合计算模拟软件和基础模型，并利用修正后岩体的力学参数设定边界条件和初始条件，模拟出不同尺寸的保安矿柱情况下，井筒结构的受力和形变情况；
S7：确定井筒保安矿柱开采范围，通过S6中对不同净半径保安矿柱净半径进行分析计算，得到能提供安全保护的保安矿柱的最小净半径。
2.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于S2中，对两个以上不同深度的开采区进行采集岩石样本，岩石样本的岩性至少为两种。
3.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于S2中，利用钻样机上把岩石样本钻成圆柱岩芯，用切割机切成圆柱体，并在磨石机上磨制成试验所要求的规格，试样直径为Ф50mm，高径比约为2∶1，即尺寸为Φ50×100mm，擦干岩石样本，在自然状态下风干。
4.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于S4中，调查内容包括：节理方位、节理间距、节理延续性、节理张开度与充填情况和节理分布密度，然后计算岩体体积节理数，然后根据岩体体积节理数换算成RQD指标，利用RQD指标对岩石进行分级。
5.根据权利要求5所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于步骤S4中，采用RQD分级法、RMR分级法和Q系统分级法三种方法进行对岩体分级。
6.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于步骤S4中岩体质量评价修正岩体的力学参数，修正方法为：
岩石破坏时的主应力之间的关系式：
Figure FDA0002509717550000021
式中：
σ1：破坏时的最大主应力；
σ3：作用在岩石试样上的最小主应力；
σc：试样中完整岩石的单轴抗压强度；
mi,si：常数，取决与岩石性质；
根据S2中的试验结果，mi、si值可由以下方法确定：
Figure FDA0002509717550000022
Figure FDA0002509717550000023
式中：y＝(σ1-σ3)2
根据S2中试验的结果，用式上述两个公式可计算出的mi、si值；
根据岩体破坏经验准则：
Figure FDA0002509717550000024
岩体的mb、s和a由岩体分类RMR值和以上计算的mi值来确定，
Figure FDA0002509717550000025
Figure FDA0002509717550000026
Figure FDA0002509717550000027
根据不同岩体的mb、s和a值，应用下列公式确定它们的单轴抗压强度和抗拉强度：
σc＝σci·sa
Figure FDA0002509717550000031
应用下列公式来估计岩体磨擦角φ和内聚力c；
Figure FDA0002509717550000032
Figure FDA0002509717550000033
式中：σ3n＝σ′3max/σci
Figure FDA0002509717550000034
Figure FDA0002509717550000035
7.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于S5中，利用CAD-MidasGTS相结合的方法，建立矿山开采三维数值模型；先建立矿体模型，再建立的井筒模型，然后将矿体模型与井筒模型实体结合，形成矿体、井筒合成模型，最后建立地表模型和围岩模型。
8.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：计算模拟软件为FLAC3D软件。
9.根据权利要求1所述的一种保安矿柱开采方法，其特征在于：于S6中，根据在模型中由外之内依次开采，使保安矿柱净半径为逐次递减，每次模拟开采之后，分别对井筒的位移、应力和塑性区进行分析。
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