复杂构造条件下自然崩落底柱巷道变形控制

李争荣，侯克鹏，冯兴隆，刘华武

(1.云南迪庆有色金属有限责任公司，云南 迪庆 674400；2.昆明理工大学，云南 昆明 650093)

自然崩落采矿底柱稳定性[1]因布置密集的放矿漏斗、通风、卸矿硐室等工程而受到削弱。随着拉底爆破、放矿等采矿诱导动压作用，底柱巷道稳定性变差，特别是多断层复杂构造附近巷道变形破坏严重，返修安全隐患大、费用高。一旦支护不当，断层复杂构造地段巷道最先垮塌，在地压作用影响下甚至导致“多米诺骨牌”效应式的灾害，再难采用其他采矿方式采矿，造成大量资源损失[2-6]。为此，国内外学者往往重视自然崩落法工艺应用的前期研究[7-9]，而对采矿过程中的稳定性研究较少。本文以自然崩落法某铜矿山为例，结合断层交汇带已支护巷道受拉底爆破、放矿等采矿活动交变荷载的作用，统计底柱巷道的开裂点和频次，分析底柱巷道开裂变形的破坏机理，提出合理的地压控制措施和加固支护方式，以解决底柱巷道频繁垮塌，保证矿山安全稳定生产，为类似的矿山开采提供参考。

1 工程背景

1.1 工程概况

某铜矿矿山探获铜金属量400多万t，主矿体长2 300 m，垂深17～800 m，矿体呈大透镜状，空间上呈北西向展布“马鞍”状。矿体在平面上为不规则的“多节葫芦”形，南部宽度300～600 m，北部宽度120～500 m。矿体呈北西走向，倾向北东，倾角65°，矿体中心矿化连续，中部矿体品位高，向四周逐渐变低。矿体含矿岩石主要为石英二长班岩和石英闪长玢岩。矿体含Cu平均品位0.43%，伴生有金、银、钼等金属元素。矿山采用自然崩落法开采。

1.2 断层及节理

矿区断层、节理裂隙等构造发育，随着部分巷道工程的揭露，探明开采区域内5条纵横交错的断层(图1)，断层岩体破碎(表1)、呈粉状散体结构，无自稳能力。 经坑道节理产状统计，矿区存在三组主要优势节理，倾向均值分别为163.85°、214.27°、341.66°，倾角分别为65°、70°、52°，矿区节理裂隙构造密集发育。

图1 开采区域断层分布图Fig.1 Distribution of faults in the mining area

表1 开采区域主要断层性质Table 1 Major fault properties of the mining area

1.3 岩体质量评价

通过矿山的RMR评价体系矿岩工程质量评价，选取完整岩石强度、岩芯质量指标(RQD)、节理间距、节理条件和地下水条件等指标，综合评价结果见表2，岩体质量为Ⅲ类。矿区内地层岩性较单一，岩体结构类型以块状结构为主，以坚硬岩石为主，局部破碎带较发育。 矿山工程地质复杂程度为中等类型。

表2 岩体质量评分表Table 2 Rock mass quality score sheet

1.4 底部结构巷道支护设计

根据矿体开采技术条件，结合最新破碎巷道和卸矿硐室的支护理论[1]，以及自然崩落法的应用情况[5-9]，设计出矿巷道采用双层喷锚网+长锚索支护，即每层支护厚度100 mm，混凝土强度等级为C25。锚杆选用Ф22 mm长3 m的三级螺纹钢，孔内砂浆全长锚固，锚杆间距0.8 m×0.8 m，托板为200 mm×200 mm×10 mm的钢板。 金属网Ф6.5 mm钢筋制作，网度150 mm×150 mm。锚索(由两根Ф15.20 mm的1×7标准型钢绞线组成)的间距1.5 m，排距1.5 m，拱顶锚索长8 m，墙壁锚索长6 m，灰砂比为2∶1的砂浆全长黏结。

2 复杂多断层段底柱巷道随崩落出矿过程的变形状况

矿山以2 500 m2/月的拉底速度推进，已完成拉底面积超过6万m2，共200多个出矿点。随着拉底爆破、出矿冲击等采矿作业的进行，地压显现日益突出，拉底推进线附近的出矿巷道出现顶板下沉、底鼓、两帮收敛等剧烈变形，特别是多断层交汇段出矿巷道变形开裂严重，见图2(a)。 微震监测事件数值变化明显(图2(b))，巷道顶板下沉速度高达50 mm/d，监测的应力值超过10 MPa。出矿巷道严重变形导致出矿设备运行困难，巷道支护维护频繁，生产管理难度大，矿山安全隐患大。

3 底部结构巷道破坏变形机理

结合自然崩落法的采矿特点，分析采矿作业过程中的底柱巷道受力规律，其变形破坏原因主要有以下几种情况。

3.1 拉底峰前应力激化断层错动，岩柱或岩墙加剧巷道破坏

随着生产出矿工作的推进，拉底面积扩大，矿体崩落向上发展，拉底推进线(拱脚)处出现应力集中。经现场微震、巷道收敛计和应力计等综合监测结果显示，拉底推进线前后25 m间的底部结构变形明显，微震事件数多、应力值大、巷道收敛，拉底推进线前20 m区域属于危险区域，其应力值最大。崩通地表后，拱脚处应力虽得到一些释放，但仍属于应力集中区。拉底推进线前方的应力范围和大小，主要取决于拉底方式、速度以及上覆岩层的厚度等。当断层交汇位置的支护型式不合理或长期未持续松动出矿时，峰前应力值极易超过岩体和支护体的极限承载力，沿断层或软弱面发生流变破坏，逐渐出现密集断裂纹，不及时支护将造成巷道垮塌。另外，开采区的5条纵横交错的断层将矿体切割成大小不均的10多个矿块，岩体整体破碎，拉底爆破控制不好易形成岩墙、岩柱等爆破质量问题。岩墙、岩柱等处理不及时，会积聚巨大应力，随着拉底面积扩大导致其影响范围内的巷道长期应力集中，加剧巷道的破坏。

3.2 西侧岩体放矿滑动，多应力作用加剧底柱巷道变形

地表塌陷区范围由矿体赋存特点、矿岩可崩性、地质构造等因素决定，理想无断层矿体崩落往往是沿边部放矿口向拉底区域内某一角度向上发展，地表塌陷外圈形状与井下拉底区域形状为相似图形，形成“倒八”或“正八”形状的塌陷区。

结合放矿理论和塌陷形状相似性分析，地表理论塌陷区形状(细实线圈)应与拉底推进线(虚线圈)形状相似，但实际形状出入较大(图3)。 由图3(a)中东侧的粗细实线重合，推测塌陷区东侧边界与拉底基本一致，而西侧实际塌陷边界(粗实线)超出理论边界(细实线)间距约100 m，结合西高东低的地形地貌特点分析，认为地势高的西侧地表散体向地势低凹的东侧下滑，见图3(b)。 结合格里菲斯节理面破坏理论分析，位于坡顶段西侧破碎矿体(楔形体)在断层和节理作用下被切割，随着拉底、出矿等采矿影响下逐步贯通形成优势滑动面，受重力作用逐渐向下移动，初步分析西侧下滑楔形体体积约250万m3。底部结构巷道受西侧楔形体下滑作用力，经过模拟，其下滑作用力高达11.3 MPa，受到剪切破坏。

图3 理论崩落与实际崩落范围对照图Fig.3 Theoretical collapse and actual collapse range

3.3 断层构造结构面的存在，削弱巷道支护体强度

结合现场断层情况，采用FLAC3D软件模拟底柱已进行喷锚网+长锚索联合支护巷道在穿过厚1.5 m，倾角65°的断层段的受力情况分析，模拟时矿山岩体力学参数见表3，巷道支护体力学参数见表4，断层构造段巷道模拟的应力特征和位移特征模拟情况见图4。模拟分析认为，过断层处的底柱巷道在采用了喷锚网+长锚索联合支护后的竖向位移和最大主应力减小，稳定性有一定改善，但在断层方向仍存在一定的塑性区，存在不稳定性。

图4 过断层段的双层喷锚网支护巷道模拟图Fig.4 Simulation diagram of double-layer spray anchor net support roadway through fault section

表3 岩体力学参数Table 3 Rock mass mechanical parameters

3.4 崩落中放矿椭球体变化，反复加、卸底部结构应力

崩落面与散体面能始终保持有7～8 m的间隙是最适宜的放矿控制管理高度。放矿速度过快，易突发冲击波；放矿速度过慢，崩落矿石易被压实，出现板结。周杭[5]认为，漏斗放矿时因散体内主应力的改变会出现高动态应力现象。另外，矿石粒径影响放矿椭球体的直径，松散和颗粒较小的矿石容易形成瘦长型的椭球体，反之形成胖椭球体。同样的放矿速度，断层附近的矿石颗粒相对其他区域较小，形成瘦长型椭球体，而在底部结构间距不变的情况下，容易使椭球体影响区域不能覆盖到相邻穿脉区域或不能与相邻放矿椭球体相交，则在出矿穿脉上形成放矿残余脊柱(图5)，长期的脊柱压力的存在，造成应力集中，不利于底部结构稳定。

图5 放矿点间距和放矿带关系图Fig.5 Relationship between the spacing of the ore deposits and the ore zone

4 地压控制及支护措施

4.1 底部结构地压控制措施

1) 加快断层附近的拉底速度，减小前锋应力滞留时间。随着崩落面积扩大，作用于底部结构的拱脚应力增大，一旦有断层穿过，巷道的整体强度变弱，时间一长巷道将沿着断层的薄弱处开裂变形破坏。依据岩体蠕变理论，过断层地段或破碎地段应加快拉底速度，缩短峰前应力的滞留时间。

2) 坚持超前拉底，减少底部结构应力作用。超前拉底的方式，出矿水平的聚矿槽施工始终处于已拉底爆破应力卸压区，一定程度降低了拉底峰前应力对出矿巷道的作用。梁江波等[7]、刘华武等[8]认为超前拉底方式有助于底部结构中巷道的应力释放，有利于聚矿槽和出矿巷道的稳定。坚持拉底超前聚矿槽施工20～30 m，避开拱脚的最大应力作用和拉底爆破震动的反复冲击，减小底部结构变形破坏几率。

3) 巷道支护体壁后断层段注浆，墙壁增加钢管混凝土立柱。结合前面支护模拟分析，断层段双层锚网和长锚索巷道支护体仍然存在一定应力集中和塑性变形区。为改善断层破碎状态和提高断层段巷道的强度和完整性，采用巷道支护体壁后注浆，实现断层段巷道的稳定，同时在断层下沉地段巷道墙壁增加钢管砼立柱，主动与被动相结合，以抑制顶板下沉和巷道变形。

4) 适当增加滑体下盘的出矿量，降低下滑体对底柱的冲击。断层交汇段的西侧拉底线附近区域压力较大，混凝土多处开裂严重，由图4(a)分析认为西侧矿体区域受断层影响，形成矿块下滑冲击剪切，导致底部结构受多重应力叠加作用破坏。为此，加快西南部区域(及下滑体下盘)拉底推进速度，尽快出矿作业，破坏西侧块体下滑接触面，减少断层交汇段滑体冲击作用力。

5) 加强拉底爆破质量管控，杜绝岩墙、岩柱等不良矿柱的存在。自然崩落法拉底爆破的质量是控制地压的关键，爆破参数设计不合理，容易形成岩墙、岩柱、楼板等爆破不良事件，处理不及时将成为应力集中点。结合断层炮孔容易破坏变形特点，合理优化拉底和聚矿槽中深孔的爆破设计，实时跟踪检查，保证每次爆破效果，一经发现爆破的不良矿柱，采取措施及时消除。

6) 合理控制放矿，减少底柱的地压作用。合理有效放矿不仅能控制矿石损失贫化指标，还能避免底部结构断层地段产生高应力集中点。已设计的放矿点间距和底部结构参数，结合矿石流动性、黏结性等特点，合理控制放矿椭球体的“胖瘦”，即做到相邻出矿点的放矿椭球恰好叠加，避免形成脊部矿石柱的高压应力。

7) 完善微震等综合地压监测，建立底柱变形监测预报。近2年的微震、应力等综合地压监测分析，能有效监测底部结构巷道变形情况，提升巷道加固时机的可靠性，较好指导井下采矿作业。由于微震信号受断层影响衰减较快，随拉底面积的增加，需进一步优化监测，建立底柱变形自动预报系统。优化微震、应力与应变等综合监测点，实时自动采集底部结构岩体随生产的破裂、应力变化等信息，动态开展稳定性关联分析，及时掌握生产过程动态变化规律，及时提供适宜的加固时机。

4.2 断层段巷道补强加固支护

由模拟分析可知，断层段巷道的双层喷锚网+长锚索联合支护体还存在一定的塑性区，为提高支护体内部的破碎矿岩的整体性，巷道支护体壁后断层用超细水泥注浆，断层部位或牛鼻子等暴露面积较大位置增加钢管混凝土立柱(图6)。混凝土立柱采用Ф300～500 mm的钢管(径厚比≤20，高径比≤20)制作安装，间距1.5 m，钢管底托板采用600 mm×600 mm×20 mm钢板。

图6 断层附近巷道支护后稳定情况Fig.6 Stability after roadway support near fault

5 采取措施及加固支护后巷道使用效果

通过上述的控制管理措施及加固方式，断层带巷道变形缓慢，实施后几个月的监测数据分析结果显示，巷道收敛变形速度由采取措施前的20 mm/d降至0 mm/d，微震事件数由500个降至50个以下(图7)。其他监测数值亦有类似明显减少的变化趋势，表明底部结构巷道逐步趋于稳定。

图7 采取措施后微震监测情况Fig.7 Microseismic monitoring after taking measures

6 结 论

1) 布置有密集工程的16 m高的底柱整体性较弱，加之多条纵横交错断层的存在，其底柱中巷道的稳定性差。再受拉底峰前集中应力、放矿应力和爆破震动等采动活动形成的动载荷作用，底柱巷道极易出现两帮挤压错动、顶沉底鼓等变形破坏现象。

2) 通过对底柱巷道变形破坏机理的分析，提出断层交汇段加快拉底、合理控制放矿速度、优化爆破设计以避免形成不良岩柱等的控制管理措施，实施后对减少巷道变形破坏有着明显效果。

3) 穿过断层段巷道采用喷锚网+长锚索支护+超细水泥壁后注浆，同时断层下盘巷道墙壁适当增补钢管混凝土立柱，实现主被动支护相结合，能有效抑制底柱出矿巷道变形，保障了矿山安全持续采矿工作。