陕西有色矿山的若干岩石力学问题探讨

李俊平

(西安建筑科技大学资源工程学院，陕西 西安 710055)

0 引 言

陕西有色金属控股集团公司的矿山遍布渭南、商洛、汉中、宝鸡等多个地市，主要分布在华州区、山阳县、凤县、商南县、洋县、略阳县、勉县等县市。调查发现各露天和地下矿山岩体的普氏系数一般介于4～8，属于中等及其以下稳固性的岩体类型，按国家岩体分级标准基本属于Ⅲ～Ⅴ类岩体[1]。这类岩体的特点是，长期稳定性强度低，埋深超过700 m时容易发生“剥洋葱皮”似的脱落或开裂、变形，钻孔中易掉块，有的还软化性极强，甚至遇水膨胀且膨胀力较大。如果不搞清这类岩体的地压分布规律，盲目地实施采矿开挖、开采，往往会导致边坡严重开裂或垮塌，巷道塌方冒顶，采空区垮塌，地下开采的采场发生冒顶或顶柱及间柱垮塌，巷道开裂、变形，或发生剥落、飞石等岩爆现象，严重影响安全生产。

为了确保安全生产，促进矿山安全生产形势的根本好转，有必要深刻认识边坡稳定性及最终边坡角、采空区及巷道地压、岩爆发生条件等岩石力学问题，以便在岩石力学原理及地压分布规律的指导下合理布置巷道及采场、正确实施开采与开挖。

本文将结合陕西有色金属控股集团公司的实践，逐一剖析边坡稳定性及最终边坡角确定、采空区处理、岩爆治理、巷道支护、采场结构参数确定等岩石力学问题的概念及治理方法，以便为安全高效生产提供设计和施工依据。

1 边坡稳定性及最终边坡角确定

最终边坡角有两种定义方式。一种是露天采矿方法的定义，按经济合理剥采比来确定最终边坡角；另一种是矿山岩石力学的定义，按增陡1°时台阶坡面上所产生的受拉区的加固费用与减缓1°所增加的剥离费用的比较来确定经济合理的最终边坡角[1-2]。现场生产管理实践中，一些生产技术管理人员往往混淆上述概念来管理露天边坡，导致所留置的最终边坡角大于矿山岩石力学所确定的最终边坡角，因而常常诱发边坡滑坡；或者所留置的最终边坡角远小于矿山岩石力学所确定的最终边坡角，因而严重增加了剥离费用。上述两类错误，在金堆城露天钼矿仍时有发生。

设计露天边坡，正确的方法应该是根据产量确定台阶高度，再依据安全平台宽度的有关设计规则和在台阶坡面角的合理取值范围内选取的台阶坡面角，结合露天坑开采深度和底宽构建一系列最终边坡角逐度增大的模型，逐一分析各模型的边坡稳定性，并依据上述矿山岩石力学的定义确定最终边坡角[2-3]。一般施工设计的最终边坡角，在确保预裂爆破成坡并严格控制爆破震动影响的条件下，略小于前述计算确定的最终边坡角0.5°～1°，否则，可以减小2°～3°[3]。按露天开采概念确定的经济合理的最终边坡角，应该略小于按矿山岩石力学所确定的最终边坡角。洋县钒钛磁铁矿按此原则设计露天坑各部位的最终边坡角，不仅确保了边坡稳定，而且在软化性较大的岩体条件下各部位的最终边坡角都不小于44°37′[2]。

边坡稳定性分析，过去习惯性采纳极限平衡法。由于极限平衡法来源于土质边坡的分析，必须事先假定其内存在一个连续的整体滑动面；而露天边坡往往是岩质边坡，由爆破开挖而形成，其内一般不存在连续的整体滑动面，因此，中国恩菲工程技术有限公司采用极限平衡法分析金堆城露天边坡的东帮及北帮，得到介于3～15之间的边坡稳定性系数是毫无工程实际意义的[1]。边坡稳定性分析，目前一般应用FLAC-3D或能计算安全系数的有限元法ABAQUS，结合坡面拉应力区分布，考虑加固与剥离费用，确定经济合理的最终边坡角，再依据边坡类型所许可的安全系数来折减内聚力、内摩擦角，从而计算核准安全系数[1]。

露天边坡的开挖爆破方式，对边坡稳定性维护极为重要。露天矿山形成最终边坡时，通常采用预裂爆破成坡，杜绝应用硐室爆破成坡而严重损坏最终边坡。如果露天穿爆的同段药量超过0.5 t，通常在预裂爆破面与穿孔爆破作业面之间还实施开沟爆破，确保穿孔爆破的爆破震动对最终边坡的影响最小[1,3]。为了预防爆破震动对最终边坡的破坏，一般露天矿山在穿孔爆破过程中还会不定期开展爆破震动测试[1,3]。金堆城露天矿的实际表明，硐室爆破成坡，将在边坡台阶上形成平行台阶坡面的环向拉裂缝，该环向拉裂缝深入到台阶坡肩以内20多米处，严重破坏了边坡的稳定性。为了确保施工简便及预裂爆破效果最佳，可以间隔2 m布置直径约100 mm装药孔，并在2孔中间用牙轮钻或大直径潜孔钻布置不装药的空心孔作为爆破裂纹扩展的自由面；对于易软化或普氏系数介于4左右的洋县钒钛磁铁矿、金堆城露天局部边坡，还可以在装药孔中全长套用有切缝的钢管或工程塑料管，通过该切缝严格控制预裂方向。

2 采空区处理

目前陕西有色金属控股集团公司除个别矿山浅部还有资源外，一般矿体埋深都超过了300 m。对于埋深如此深的矿井，根据矿体倾角、厚度及是否要求深部卸压，可以经济有效地应用切槽放顶法、V型切槽上盘闭合法、硐室与深孔爆破法[4]或急倾斜矿体开采的采空区处理与卸压开采方法[5]，人为地及时控制采空区的垮塌，并充分回收地下资源、降低深部开采地压；待采空区垮塌基本稳定后，一次性修复地表局部因塌陷而破坏的生态环境。采空区长期存在于地下，不可能不塌陷，针对不同采空区形态应用上述处理新方法，能及时、可控地释放开采地压，处理几十万甚至上百万立方米的采空区一般施工费用不超过500万元，在施工完毕后半年内地表塌陷能稳定，还可将采矿废石及地面选矿尾砂就地排入已经处理过的采空区。

切槽放顶法适合处理缓倾斜至水平的采空区，V型切槽上盘闭合法适合处理急倾斜薄脉采空区，硐室与深孔爆破法适合处理急倾斜厚大采空区，急倾斜矿体开采的采空区处理与卸压开采方法适合上部有急倾斜采空区需要处理且深部需要实施卸压开采的矿山[4-6]。

对于埋深比较小且地表不准许塌陷的采空区，应该应用充填法及时处理采空区。对于汝阳等露天台阶下的采空区，应测量覆岩厚度。当覆岩厚度大于露天穿爆的安全厚度时，可以在采矿过程中应用高台阶爆破，一次性处理采空区；当覆岩厚度小于露天穿爆的安全厚度时，应废石或沙子充填采空区，以防穿爆设备及车辆掉入台阶下部的采空区而造成事故；如果采空区处在露天最终边坡的正下方，应该胶结充填采空区，以便确保最终边坡的稳定。

3 岩爆控制

岩爆倾向性及过高的支承压力，是岩爆发生的充分必要条件。秦岭地区一般垂直地压超过岩体单轴抗压强度的40%时，岩爆倾向性岩石会发生“剥洋葱皮”似的剥落，无岩爆倾向性岩石会发生开裂或大变形[1,6]。

陕西有色金属控股集团公司的各地下矿，当矿体埋深超过700 m时，在灰岩、大理岩、片麻岩、花岗岩等岩爆倾向性岩体中掘进、采矿时，都会发生剥落或飞石等岩爆现象。为了控制岩爆伤人，可以应用急倾斜矿体开采的采空区处理与卸压开采方法既处理上部采空区并回收残矿，又实施深部采场的卸压开采，从而消除岩爆发生的应力条件[5,7]。对于缓倾斜至水平的埋深较大的矿体开采，可以先在矿体走向的两端根据计算的压力拱的宽度布置巷道似采场，分别将这两个巷道似采场的岩爆控制问题变成巷道的岩爆控制问题，等这两个巷道似采场开采完毕并形成了压力拱后，再回采其之间的压力拱下的其它采场，因而实现了其卸压开采[1,6]。

巷道岩爆控制，往往在掘进断面的辅助眼中，沿正中心及两侧接近拱腰部位呈三角形地各选取眼间距不超过2 m的1个辅助眼，实施掘进进尺2倍的超深凿岩，并装满药与辅助眼一同爆破[8]；而且在巷道拱腰部位的两帮，每个掘进进尺各凿一个深约2～2.5 m的震动爆破孔，仅孔底装药1/3卷(约40～50 g)并紧密堵塞20 cm长的黄泥，实施震动爆破[9]。一般巷道帮墙震动爆破的孔深为巷道宽度的70%～80%，巷道宽度较大时震动孔深度取下线，否则取上线；为了避免爆破震动损坏巷道壁面，一般震动孔深度不小于2 m[9]。

按照上述工艺，二里河铅锌矿、东塘子铅锌矿成功控制了巷道及采场岩爆，文峪金矿、陈耳金矿各成功掘进了一条埋深超过1 500 m的盲竖井，并安全实施了深部巷道掘进。

对于煌斑岩、斑岩、页岩、碳质板岩、千枚岩等无岩爆倾向的岩体，埋深超过一定深度后，不会发生剥落或飞石等岩爆现象，但会发生巷道、顶板开裂及变形，这是一个巷道、顶板的支护问题。

4 巷道支护

滑镁岩、严重风化的斑岩等片理化、粉化的岩石或过断层等破碎带，巷道边掘进边垮塌，一般无法应用锚网支护，这时可以应用长9 m、直径2.5～3.5寸的无缝钢管或注浆后的上述无缝钢管或22～25 mm直径的螺纹钢，实施超前管棚支护，然后边掘进边喷射3～5 cm厚的混凝土封闭。

徐家沟铜矿的研究表明：对于滑镁岩等遇水膨胀性较大的岩石，根据岩体厚度或松动圈深度应用超过其厚度的长锚索，一般间隔3 m布置一排长约10～15 m的长锚索，每排安装5～7根上述长锚索及条形网锁紧巷道断面及方网，在锚索中间用排距、间距约1 m，长约3 m的锚杆固定方网而替代钢拱架，这样锚喷网支护效果更好；对于膨胀力较小的细碧岩巷道，如果不二次采动影响，直接类似上述预应力锚杆、方网喷浆支护即可，如果二次采动还必须在采动前类似上述预应力锚索补强[10]。为了控制巷道的膨胀变形，锚杆、锚索在顶、底脚处往往呈45°角安装，锚杆、锚索都应施加预应力，预应力分别为3 t、20 t，且在底板中部配合开切深约700 mm、宽约800 mm的槽卸压并填筑碎石[10]。对无膨胀变形的破碎、松散岩体，类似上述管棚支护并喷混封闭，或浇灌钢筋混凝土支护，可以成功控制巷道地压[11]。

除了滑镁岩、斑岩等片理化、粉化的岩石及断层等破碎带外，一般开裂、变形的巷道应该采纳锚喷网支护；因采动影响而受拉的巷道，应该应用预应力约3 t的锚杆。铅硐山、二里河的实践表明，本中段留矿法、阶段矿房法采场采准、切割前，应预应力锚喷网支护脉外巷道，脉外巷道离采场下盘的水平距离不应小于12 m，否则，采场采矿后普通锚喷网支护的巷道也会发生大面积垮塌[12]。

为了经济有效地确保巷道稳定，建议各矿根据自己的岩体条件及地压，对巷道稳定性实施分类。各矿山的Ⅲ～Ⅴ类岩体，可以参照如下描述分4类，即：岩性较好、地压不大的巷道不支护；岩性稍差或可能因开采而出现微弱拉应力区，但最大拉应力不会超过岩体单轴抗拉强度的20%，且基本不太产生开裂的巷道，素喷5～8 cm混凝土支护；岩性较差或因开采地压而只出现分布不密集裂纹的巷道，锚杆条网喷浆支护；会普遍产生较大的受拉区，且最大拉应力超过岩体单轴抗拉强度的20%，或密集分布的裂纹将岩体切割成小块的巷道，应锚杆方网喷浆支护。

管缝锚杆的安装原理要求锚杆直径大于钻孔直径1～2 mm。在陕西有色金属控股集团公司各矿山的Ⅲ～Ⅴ类岩体中应用管缝锚杆，常常因钻孔内掉块而锚杆尾部不能安装到紧贴岩面而失效，因此工人往往让钻孔直径大于锚杆外径2～3 mm，导致锚杆锚固力过低或失效，常发生多根锚杆连同岩体一起垮塌。为了杜绝上述事件的发生，建议永久支护采纳直径20～25 mm的螺纹钢树脂锚杆全面取代管缝锚杆。一般大断面巷道或硐室支护用直径22～25 mm、长3 m的螺纹钢锚杆，小断面巷道用直径18～22 mm、长2.25～2.5 m的螺纹钢锚杆，前者采纳2卷直径20～28 mm、长600 mm的树脂卷，后者采纳1卷前述的树脂卷。锚杆安装的钻孔，一般采纳直径28～30 mm的钻头凿岩。

5 地下开采的采场结构参数确定及顶板维护

在缓倾斜至水平的房柱法、全面法生产采场，应该应用李俊平提出的梁跨度设计公式及点柱承载公式合理设计矿柱间距、点柱尺寸，确保顶板不垮塌，禁止全面法不规则、过大间距地布置点柱[1,4]。对点柱之间的顶板局部裂缝，可以采用锚杆、条网或方网补强支护；在Ⅲ～Ⅴ类围岩下为了确保生产过程中顶板不发生局部冒落，尤其矿体埋深较大且采场顶板悬空跨度超过3 m时，应在采场中间间隔2～3 m应用钢支架或20～40 t支撑力的单体液压支柱支撑顶板。立柱支撑顶板而减跨时，若顶、底板岩石软弱，可以给立柱“穿鞋”、“带帽”。

留矿法、阶段矿房法等空场法采场，设计过程中定性确定顶柱、间柱尺寸及采场长度，往往是引起矿柱大量损失或者地压过大而导致采场在开采过程中发生顶柱、间柱垮塌的主要原因。二里河铅锌矿的实践表明，无论深部、还是浅部采场，应用正交数值模拟研究采场地压，据此确定上述顶柱、间柱尺寸及采场长度，可以经济、高效地管理采场地压，实现采场安全开采；反之，定性地或一成不变地按照浅部采场的结构尺寸设计深部采场，往往会导致深部采场边采边垮塌而无法安全开采[13]。

在开采过程中，为了避免冒落事故，在倾斜及急倾斜的留矿法生产采场，应尽量在联络道内应用水平深孔或中深孔落矿；人员不得已而必须在悬空顶板下作业时，应该类似上述房柱法、全面法在采场中间间隔2～3 m布置一排钢支架或20～40 t支撑力的单体液压支柱支撑顶板。为了防止支柱下陷或漏顶，可以给支柱用长约3 m的30号槽钢“穿鞋”或用长约1.5～2 m的槽钢“带帽”。厚大矿体开采的阶段矿房法、崩落法采场，可以在凿岩巷道内上向扇形中深孔或深孔落矿，从而避免人员在悬空顶板下作业。

四方金矿、千家坪钒矿的实践表明，崩落法采矿的分层高度、进路间距是一对紧密联系的参数，它们决定了放矿椭球体的形态，直接影响着放矿效果。千家坪钒矿应用50 m中段高度及8 m进路间距时矿体放出率不超过25%，将中段高度改为25 m后矿体放出率仍不超过46%，建议开展分层高度12.5 m及进路间距8 m的现场放矿试验，力争大幅度提高矿体放出率。

6 结 论

矿山岩石力学原理是采矿方法设计及安全施工的科学根据，正确认识采矿方法及其相关的矿山岩石力学原理及概念是确保合理确定采矿方法、结构参数及安全施工工艺的前提条件，正确认识地压分布规律是合理地压管理及安全施工的主要依据。