新型长锚索预加固合成采矿技术研究

李伟明 王明勤 王小军 赖 伟

（1.中国五矿长沙矿山研究院有限责任公司，湖南长沙410012；2.山东黄金矿业（鑫汇）有限公司，山东青岛266715）

绍兴平水铜矿是一个年处理20万t矿石的中型矿山，自1970年建成投产以来，采矿方法主要为空场采矿。由于深部-385 m水平采场顶柱和上盘围岩不稳固，造成采场垮塌等危害，矿山目前不具备充填采矿条件，所以必须研究较好的采场围岩控制措施，方可保证后续采场在空场条件下生产的安全技术经济指标。

1 岩体工程地质条件

（1）矿体围岩主要为蚀变花岗岩岩组、千糜岩岩组、矿岩岩组、斜长花岗斑岩岩组、浅变质中酸性火山碎屑熔岩岩组。近矿上盘围岩主要为斜长花岗斑岩和千糜岩，其岩层的稳定性较差，开采过程中容易出现垮冒和掉块现象。

（2）运用Q系统、RMR分级、RQD值分级3种分级方法，对矿山井下岩体进行分级，得出了蚀变花岗岩岩组为中等岩体，千糜岩为差岩体，矿体、斜长花岗斑岩岩组为中等岩体、碎屑熔岩岩组为稳定岩体。

（3）对矿山地压活动规律调查分析发现：千糜岩岩组岩体整体强度低、岩层风化、片理化严重，是重要不利因素，对采场的稳定性有直接影响，容易引起岩体沿软弱结构面滑移现象。

2 新型长锚索预加固方案简介

为控制采场上盘围岩的移动，开发岩层加固—矿石回采复合新技术，即直接将崩矿炮孔穿进上盘围岩，围岩中的炮孔段用作锚固孔，矿体中的炮孔段用作正常的崩矿孔，以提高回采的安全性、大大降低开采支护成本。

在采场最上一分段（-408 m水平）的凿岩巷道中钻凿中深孔，炮孔穿过顶柱、矿体直接进入需要支护的上盘围岩内，炮孔加长部分在顶柱和围岩中形成，围岩中加长部分作为长锚索锚固孔。然后顶入长锚索，采用后退式加压注入水泥砂浆。砂浆锚固后即形成从矿体上盘、顶柱到矿体的扇形预锚固结构体。最后在锚索孔下段进行装药爆破。

3 长锚索预加固技术研究

长锚索作为深度加固具有十分好的效果，在采矿生产过程中经过了验证，取得了较好的工程实践效果。

3.1 加固原理

新型长锚索预加固合成采矿技术，是在遇到上盘和顶柱破碎时又需要进行空场采矿的技术基础上探索出来。其原理是在矿体崩落之前先将近矿顶柱及上盘围岩进行预先加固控制，而加固控制并非采用传统的施工方案及工艺，而是采用长锚索加注浆进行。锚索孔在支护成本中占有较大比重，单独进行锚索孔施工，难度和成本均很大，而优先考虑采矿炮孔在一定允许的参数范围内进行加深施工，使得加深部分达到进行锚索孔支护的技术要求。上部顶柱岩层和上盘围岩岩层在加深炮孔内的锚索和浆体的延浸和悬吊作用下，改变了岩层的整体结构特征，同时调整了应力的分布状况，将从整体上加固上部破碎岩体，也大大节省了支护施工成本。锚索和浆体共同作用使得待支护顶板和破碎上盘围岩体形成完整稳固体，很好地加固和控制了待支护破碎围岩体，确保了矿体周边接触环境的稳固性，使得下一步崩落矿体后空场条件下能够维持一段时间的稳固性，确保了采场的安全经济开采。

长锚索支护加固参数的确定是一个比较复杂的工作，为了确定锚索的孔网参数、锚索长度和控制面积等参数，目前主要的理论依据为普氏松散体理论，采用计算的方法确定理论参数，后根据工程情况进行适当的调整和改进。工程理论分析认为在空场矿体崩落后采场顶部会产生一个虚拟的自然平衡拱（即冒落后形成的拱形，如图1所示），在这个即将或已经形成的拱区范围内离层矿岩的重力将会是垮冒的诱力，所以设计计算的长锚索必须承受的拉力即为所要研究的力载，计算长锚索的各项参数将依据此力开展相关的计算和研究。

根据常规普氏计算式，沿采场长轴方向顶部l m范围内的顶压计算过程如下，其计算的基础条件是依据所研究矿体和设计划分的采场结构参数。

式中，a为采场宽度的一半，m；b为理论冒落拱的形成高度，为岩体的体重，kN／m3；f为普氏硬度系数。

则

空场采场范围内所接触的矿岩体种类多，矿岩性质具有分布的不均匀性，导致γ值取值的多样性和难选性，为此根据经验参数对上述理论公式进行一定的修正，其修正后的结构公式为

式中，k为矿岩不均匀系数，0＜k≤1。

采场顶部的总压力P为

式中，L为采场的露空长度，m。

依据所研究矿体的形态和采场的结构参数，设计工程现场取采场平均宽度18 m，即：a=9 m，γ=36.85 kN/m3，L=40 m，k=0.85，f=7，由式（4）计算得出：

3.2 长锚索支护参数计算结果

长锚索支护参数包括长锚索的支护面积、根数、网度、长度、直径和砂浆配比等，系列参数均采用经验公式和实践经验总结得出。

3.2.1 采场顶部长锚索的安装数量

在所对应的空场采场顶部待支护矿岩体和结构体中安装的长锚索，必须要求牵引住顶部平衡拱范围内的总压力P，依据每根长锚索所能承受的拉力，设采场顶部所有的压力均匀分布至各根长锚索上，可得出一个平衡拱范围内所需要安装长锚索的根数为

式中，P为平衡拱内总压力，kN；N为钢丝绳根数；m为安全系数，取1.5；R为钢绳破断拉力，kN。

由R=343 kN，计算得n＝116.998。

3.2.2 锚索网度

依据采场内待支护岩体结构体的形态、工程岩体结构发育情况和计算参数，并依据经验公式将锚索网度D的计算公式简化为

式中，S为采场顶部暴露面积，S=2La，m2。根据矿山实际，取D=2.8 m。

也可根据类似矿山按类比法确定。一般情况下，相同类似岩体，类似工程经验中选取的长锚索网度一般为（3～4）m×（3～5）m，平均每根长锚索的支护面积约为10～15 m2，少量简易工程达到20 m2左右。

3.2.3 长锚索长度

一般长锚索长度是依据岩体结构的发育情况确定，矿山支护的大多数工程经验为8～12m左右。新型长锚索支护的锚索长度确定还需要在具体工程施工环节中考虑凿岩穿孔设备能力、锚索安装方式及注浆工艺等因素，此次工程参数最终按以下两个原则来确定。

（1）依据长锚索具有的组合、悬吊和拉固作用原理，要求支护的长锚索长度应大于待支岩层冒落可能的最大高度，在可控的范围内布置长锚索。

（2）根据冒落体的强度等值原则，即锚索的承受强度和所受载荷与砂浆粘结力应相等。

根据矿山实际，对冒落体岩体进行工程地质结构发育情况进行分析和调查，同时分析其余采场内的垮冒岩块体的形态和尺寸，综合考虑相关类似的工程经验参数，选取长锚索长度为5～10 m，平均在8 m左右。

3.2.4 钢丝绳直径

钢丝绳直径依据其受力用途和施工设备能满足的要求而定，一般直径为15～25 mm的钢丝绳，其破断力在120～350 kN之间。通常理论计算公式是根据长锚索钢丝绳拉断受力大小和钢丝绳外表面积进行计算选取。当使用旧钢丝绳时，钢丝绳的直径应选得稍微大一些。在矿山生产过程中为考虑节约生产成本，一般长锚索支护采用矿山废弃的提升用钢丝绳，起到废物利用的目的。对此我们需要校验现有废弃钢丝绳的承压能力和完好程度充分满足需要即可。根据矿山实际，选取新钢丝绳直径为ϕ20 mm，旧钢丝绳直径为ϕ25 mm，矿山目前废弃的钢丝绳基本能够满足长锚索支护的强度需要。

3.2.5 长锚索支护砂浆配比

长锚索支护砂浆中所采用水泥为当地生产的标号为425或325的普通硅酸盐水泥，砂浆配比中砂子要求主要为细砂，目前的砂浆配比情况暂没有相关经验公式计算，一般是参照工程经验进行确定，水灰比一般为0.3～0.45，灰砂比为1∶2～1∶3。所以，只需要其固结强度达到3.5～4 MPa即可。调研部分矿山的工程经验参数和使用情况，考虑其配比可参照表1中国国内部分矿山的工程经验进行确定。表1为国内部分矿山的支护砂浆比例配制情况和黏结强度值。

?

依据类似工程的经验，在此工程中取水灰比为0.4，灰砂比为1∶3左右进行试验，后期进行小幅调整，工程验证取得了较好的效果。

4 预加固布置方案

理论计算确定了锚索的孔网参数，现施工中通过分析和微调整采场凿岩爆破参数和长锚索支护参数，中深孔采矿炮孔的排距为1.5～2 m，孔底距为1.8～2.2 m，长锚索长度为8 m左右，网度为（3～4）m×（3～5）m，施工的炮孔必须在一定范围内符合锚索孔网参数，崩矿炮孔可小幅调整。经调整后，确定凿岩炮孔可以间隔一排穿过顶柱和矿体上盘围岩，即每2排凿岩炮孔中有一排作为加固孔进行加深施工，既可满足长锚索支护要求又不影响凿岩爆破落矿，新型长锚索预加固方案如图2所示。

5 结论

利用加长上向崩矿炮孔进行长锚索支护加固接触处的围岩体，前期施工稍有难度，但该项研究成果的应用有效控制了采场垮冒等大面积地压灾害，实现了矿山安全生产，大大降低了采场内的贫化损失指标。由于将崩矿和支护加固同时协同进行施工，进而节约了支护成本，实现了预加固合成采矿技术的发展进步，取得了良好的社会经济效益。截止2017年底，在工业试验和推广应用中，安全回采了7个采场，采出矿量约60万t，其中因此项支护技术的改革而增加了采出矿量约12万t，占比较大。

采场最终实现的技术经济指标为：回采损失率4.08%～6.01%，采矿贫化率7.16%～8.15%，采切比12.1～13.5 m/kt，采场生产能力350～400 t/d。

［1］ 何满朝，孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南［M］.北京:科学出版社，2004.He Manchao，Sun Xiaoming.Chinese Engineering of Soft Rock Roadway in Coal Mine Design and Construction Guide［M］.Beijing:Science Press，2004.

［2］ 王卫军，李树清，欧阳广斌.深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究［J］.岩石力学与工程学报，2016，25（10）:2012-2017.Wang Weijun，Li Shuqing，Ouyang Guangbin.Study on technique and test of surrounding rock control of deep shaft coal roadway［J］.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2016，25（10）:2012-2017.

［3］ 康红普，林 健，杨景贺，等.松软破碎硐室群围岩应力分布及综合加固技术［J］.岩土工程学报，2011，33（5）:808-814.Kang Hongpu，Lin Jian，Yang Jinghe，et al.Stress distribution and synthetic reinforcement technology for chamber group with soft and fractured surrounding rock［J］.Chinese Journal of geotechnical engineering，2011，33（5）:808-814.

［4］ 康红普，林 健，杨景贺，等.松软破碎井筒综合加固技术研究与实践［J］.采矿与安全工程学报，2010，27（4）:447-452.Kang Hongpu，Lin Jian，Yang Jinghe，et al.Study and practice on combined technology for reinforcing soft and fractured shaft［J］.Journal of Mining and Safety Engineering，2010，27（4）:447-452.

［5］ 刘文朝.采动影响下破碎围岩巷道注浆加固支护技术［J］.煤炭科学技术，2009，37（6）:17-20.Liu Wenzhao.Grouting reinforcement support technology for gateway with broken surrounding rock under the mining activity influences［J］.Coal Science and Technology，2009，37（6）:17-20.

［6］ 王旭锋，张东生，邵 鹏，等.深部软岩锚喷支护巷道快速掘进技术［J］.采矿与安全工程学报，2011（3）；415-419.Wang Xufeng，Zhang Dongsheng，Shao Peng，et al.A rapid excavation technology for shotcreting and bolting roadway in deep soft rock［J］.Journal of Mining and Safety Engineering，2011（3）.415-419.

［7］ 蔡 斌，喻 勇《.工程岩体分级标准》与Q分类法、RMR分类法的关系及变形参数估算［J］.岩石力学与工程学报，2011，10（8）：1677-1679.Cai Bin，Yu Yong.Relationship among national code，Q system and RMR in rockmass classification and evaluation of deformation parameter［J］.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2011，10（8）:1677-1679.

［8］ 李学华，杨宏敏，等.动压软岩巷道锚注加固机理与应用研究［J］.采矿与安全工程学报，2012（4）；234-238.Li Xuehua，Yang Hongmin，et al.Research on bolt-grouting reinforcement technology in dynamic pressure and soft rock roadway［J］.Journal of Mining and Safety Engineering，2012（4）:234-238.