褚吉祥 蒲江涌 孙鹏
摘要:锚杆支护参数的合理选择是实现锚杆支护作用效果的重要依据,合理地设计及优化锚杆的支护参数可以提高支护的有效性和针对性。针对太平矿业公司矽卡岩型铜铁矿床的支护问题,采用理论分析与数值模拟,以原有支护方案为参照,设计不同参数的锚杆支护方案,进行优化研究。基于松动圈现场测量结果,通过理论计算确定了合理的锚杆长度为2.0 m;利用Flac3D软件,建立井下巷道锚杆支护的三维数值模型,采用应变软化本构模型描述矽卡岩型软岩特性,对不同锚杆间排距的支护方案进行计算与分析。通过对巷道顶底板及两帮位移量的分析,结合巷道断面塑性区面积结果对比,确定了锚杆的间排距为800 mm×800 mm,合理支护参数的选择为矿山安全高效生产提供技术支撑。
关键词:软岩巷道;巷道支护;锚杆参数;矽卡岩;松动圈;数值模拟
中图分类号:TD353 文章编号:1001-1277(2021)07-0041-06
文献标志码:Adoi:10.11792/hj20210708
引 言
矽卡岩型矿床是指在中酸性—中基性侵入岩类与碳酸盐类岩石的接触带上或其附近,由含矿气水热液交代作用而形成的矿床[1-2]。由于矽卡岩形成过程中变质作用的差异和后期蚀变,导致矽卡岩的物理力学性质差异很大,岩石强度低、遇水易膨胀,给巷道开挖与维护带来很大困难。
锚杆支护已经成为巷道支护的主要方式,锚杆支护的使用率在巷道支护中几乎达到100 %[3]。锚杆支护的作用效果取决于锚杆支护参数的选择,合理的锚杆支护参数有利于调动围岩的自承能力,充分发挥围岩和支护体的共同作用,提高支护的能力和效率,避免过度支护或不当支护。
锚杆支护参数的设计及优化方法多种多样,武洁超[4]针对巷道“过防护”问题,在分析原有巷道支护方案及效果的基础上,通过理论计算对锚杆支护参数进行优化。王卫军等[5]应用软岩支护理论,分析了软岩巷道的变形机理,通过理论分析,优化了支护的各项参数。王建生等[6]针对巷道支护困难等问题,进行了松动圈测试并基于测试结果对原支护参数进行了优化。张瑞明等[7]根据RQD值将巷道支护分为5级,并确定各级支护参数,为安全开采提供依据。近年来,很多专家学者采用数值计算的方法进行锚杆参数优化,它可以考虑围岩和支护的共同作用特点,并能反映现代支护技术的实际情况。牛磊[8]通过理论计算得到支护参数,并通过数值计算验证了设计参数的合理性。刘彦武[9]通过比较不同锚杆参数的巷道围岩变形规律确定了最优锚杆支护参数。王茂源等[10-11]通过比较不同支护方案的顶底板及两帮位移量确定了最优支护方案。张连东等[12-15]通过分析不同支护结构下巷道的变形、应力及塑性区的变化规律,确定了合理的支护方式。李嘉豪等[16-17]通过对围岩应力、巷道断面收缩率及塑性区分布的分析,得出了锚杆的最优长度及排距。
安徽太平矿业有限公司(下称“太平矿业公司”)矿区矿岩比较破碎,岩性松软,巷道围岩多为矽卡岩,其含有高岭石及其他黏土矿物,吸水性较强,岩石稳固性较差。目前进行巷道支护的主要方式为锚网喷支护,然而在低应力水平条件下就会发生顯著大变形,二次支护率高。随着开采深度增大,巷道所处的高地压环境使得松软破碎地段的巷道变形更加严重,需要控制围岩变形,保持围岩稳定,确保安全高效生产[18]。因此,针对太平矿业公司的支护问题,根据已有地质资料,分析原有巷道支护情况,利用Flac3D软件建立符合矿区现场的巷道支护三维数值模型,以现有锚杆支护参数为参照,对矽卡岩型软岩巷道锚杆支护参数进行优化,进而确定适合太平矿业公司矽卡岩型软岩巷道的支护方案。
1 工程概况
1.1 矿区地质
太平矿业公司位于安徽省淮北市濉溪县四铺镇三铺村,北距濉溪县城29 km,东距宿州市13 km。太平矿业公司铜铁矿床属于典型的矽卡岩型铜铁矿床。矿体赋存于岩体与碳酸盐岩的接触带和碳酸盐岩捕掳体中。矿区围岩多为矽卡岩、蛇纹岩、蚀变闪长岩及大理岩。矽卡岩常为矿体的直接顶、底板,暴露后遇水易膨胀崩解、碎化,甚至在无淋水的条件下,矽卡岩吸收空气中的水分,也不断崩解、膨胀,直至完全失去强度,岩体稳固性极差。
1.2 巷道支护
太平矿业公司井下巷道现有支护方式主要为锚网喷支护,采用锚杆、金属网和喷浆进行巷道支护。锚杆长度为1.8 m,直径为18 mm,锚杆网度为1 000 mm×1 000 mm,编网采用直径6.5 mm圆钢,网度200 mm×200 mm。施工锚杆前先素喷30 mm,挂网后再进行补喷70 mm,围岩性质不同略有调整。锚杆弯头要将金属网压紧,使其紧贴在壁上。具体施工步骤为:开挖后及时进行初次喷浆控制围岩变形,顶板与两帮依靠锚杆、金属网和喷浆进行支护,最后再进行二次喷浆。
经过现场调查发现生产中巷道支护率高,素喷、网喷使用占比较高,达到了80 %以上,但是支护效果并不理想,围岩常见顶板冒落、片帮、底鼓、下沉等,支护体也常伴有开裂、片落、挤压或膨胀变形、钢架弯曲等,多处巷道需要进行二次或三次支护,在水沟侧围岩膨出变形挤压水沟,致使浇砌水沟断面缩减,甚至堵塞。持续的膨出变形常导致巷道围岩片帮塌落而无法采矿,或堵塞巷道不能运矿,甚至造成安全生产事故,需要及时治理,进行重复支护,严重影响矿区的正常采掘生产工作。
2 巷道支护优化方案
2.1 三维数值模型建立
以太平矿业公司-480 m水平巷道为研究对象,采用Rhino和Griddle软件进行三维建模。该巷道埋深509 m,巷道断面形状为三心拱形,尺寸为2.5 m×2.5 m。为了消除边界效应,根据圣维南原理,将模型大小设置为巷道宽度的5倍以上,模型长、宽、高分别为60 m、40 m、40 m,巷道处于模型中心。模型边界条件设置为四周边界和底面位移约束,顶部边界施加16.6 MPa均布载荷,并考虑重力作用。巷道三维数值模拟模型见图1。模型一共划分单元数为523 156个,节点数为94 447个。
2.2 本构模型选取
在岩石应力-应变关系中,当岩石进入非线性变形阶段,岩石内部的微裂纹则开始发生扩展而产生损伤,从而导致岩石弹性常数减小。随着巷道埋深不断增大,应力水平足以使岩石产生非线性变形,那么采用经典的弹塑性模型进行计算,将使得计算结果不完全符合实际情况[19-20]。因此,通常采用损伤力学理论或是应变软化模型来建立岩石的非线性力学本构模型。为了更好地反映太平矿业公司矽卡岩型软岩特性,本文采用应变软化本构模型进行数值模拟计算。
应变软化本构模型考虑的应力-应变关系见图2。 在弹性阶段,单元的应变(ε)只有弹性应变(εe),即ε=εe;当单元屈服过后,单元的应变由弹性应变和塑形应变(εp)组成,即ε=εe+εp。
单元的屈服函数为:
f c=σ 1-σ 3+2CN φ(1)
f t=σ 3-σ t(2)
N φ=1+sin φ1-sin φ(3)
式中:f c为压缩屈服函数;f t为拉伸屈服函数;σ 1为第一主应力(MPa);σ 3为第三主应力(MPa);C为内聚力(MPa);φ为内摩擦角(°);N φ为内摩擦角的函数;σ t为抗拉强度(MPa)。
当单元屈服之后,根据单元的塑性应变大小,按照一定的关系对单元的抗剪强度参数进行弱化处理。在数值计算过程中,当单元屈服之后,在每一迭代步根据塑性应变的大小来计算单元新的抗剪强度参数,参数的调整利用抗剪强度参数与塑性应变之间非线性方程进行计算,然后对单元抗剪强度参数进行更新进入下一迭代步的计算,如此循环,则能反应岩石的应变软化力学特性。
岩体力学参数选取将直接影响计算结果的精度与可靠性,根据现场工程项目报告,选取符合太平矿业公司井下巷道地质条件的岩体力学参数(见表1)。
2.3 支护方案
锚杆的长度选取是体现支护效果的关键,如果锚杆的长度小于巷道围岩松动圈的范围,则支护耗时、耗力、耗材,且没有效果;只有当锚杆的长度大于巷道围岩松动圈的范围,锚杆底端插入基岩,才能充分发挥支护作用。
单根锚杆施加预应力后,锚杆周围会形成压应力区,大致呈锥形,锚杆端部的压应力区相对较小甚至产生拉应力区,在锚杆的锚固区主要处于压应力状态,其中锚固区尾部最大,端部较小。当锚杆间排距较大时,单根锚杆锚固作用范围相互独立,各自的锚固区未能联系起来。当锚杆群的间排距布置合适时,各根锚杆的作用范围会彼此重叠、连接形成一个整体,能起到较好的支护效果。但是,锚杆间排距的减小必然引起锚杆数量的增加,导致经济成本的提高,而且当锚杆的间排距减小到一定程度后,锚杆的压应力区不再增加,支护效果也不会改善。因此,需要确定合理的锚杆支护间排距,以达到安全高效生产的效果。
首先,利用理论公式计算锚杆长度。确定合适锚杆长度后,将锚杆长度设为不变量,巷道锚杆布置间距均设为800 mm,在其他参数不变的条件下,将锚杆排距设置为变量,研究分析不同锚杆排距下的巷道围岩变形情况及塑性区面积大小,以确定锚杆合理的排距。支护方案示意图见图3。
结合实际类似巷道支护参数选取经验,选取不同排距的锚杆支护参数,见表2。
锚杆排距确定后,将巷道锚杆布置排距设为已确定的排距,锚杆长度为已确定的长度,在其他参数不变的条件下,将锚杆间距设置为变量,研究分析不同锚杆间距下的巷道围岩变形情况及塑性区面积大小,以确定锚杆合理的间距。不同间距锚杆支护方案示意图见图4。
结合实际类似巷道支护参数选取经验,选取不同间距的锚杆参数(见表3)。
为了确定合理的锚杆间排距,在巷道左帮、右帮、顶板和底板各设置监测点,监测各点处巷道的围岩变形情况。各监测点位置见图5。
为了验证锚杆间排距的合理性,通过Flac3D内置FISH语言提取不同工况的围岩塑性区体积,然后计算每个断面的塑性区面积,根据巷道围岩变形情况和塑性区面积共同确定合理的锚杆间排距。
3 巷道支护优化结果
3.1 锚杆长度
首先,按照理论计算法对锚杆长度进行计算,初步得出支护参数。
锚杆长度(l)由锚杆锚固段长度(l 1)、松动圈厚度(l 2)及锚杆外露长度(l 3)3部分组成,即
l=l 1+l 2+l 3(4)
锚杆锚固段长度(l 1)取0.3 m,松动圈厚度(l 2)取松动圈范围最大值,锚杆外露长度(l 3)取0.05 m。
锚杆长度选择主要根据现场松动圈测试结果。依据现场松动圈测试结果[21],确定矽卡岩型软岩巷道合适的锚杆长度为2.0 m。
3.2 锚杆排距
将不同支护方案的锚杆排距与巷道围岩变形和塑性区面积关系的数值模拟结果提取整理,结果见表4,巷道围岩塑性区云图见图6。
为了直观地反映不同锚杆排距条件下的巷道围岩变形和塑性区面积规律,将表4的数据绘制成曲线,见图7。从图7可以看出:随着锚杆排距的减小,锚杆控制围岩的效果明显加强,无论是巷道围岩变形量还是塑性区面积都显著减小;锚杆排距为1 000 mm时,巷道圍岩变形量和塑性区面积最大,锚杆排距从900 mm减小至800 mm时,锚杆排距对巷道围岩变形量和塑性区面积的影响最大,且锚杆排距从800 mm减小至700 mm时,巷道围岩变形量和塑性区面积的变化较小。也就是说,当锚杆排距缩小到一定程度后,锚杆对巷道围岩的控制效果较差,故盲目减小锚杆排距只会增加支护成本。因此,考虑锚杆的作用效果及经济高效的生产支护,矽卡岩型软岩巷道支护时锚杆排距选择800 mm最为合适。
3.3 锚杆间距
将不同支护方案的锚杆间距与巷道围岩变形和塑性区面积关系的数值模拟结果提取整理,结果见表5,巷道围岩塑性区云图见图8。
为了直观地反映不同锚杆间距条件下的巷道围岩变形和塑性区面积规律,将表5中的数据绘制成曲线,见图9。从图9可以看出:随着锚杆间距的减小,锚杆控制围岩的效果明显加强,无论是巷道围岩变形量还是塑性区面积都显著减小;锚杆间距为1 000 mm时,巷道围岩变形量和塑性区面积最大,锚杆间距从900 mm减小至800 mm时,锚杆间距对巷道围岩变形量和塑性区面积的影响最大,且锚杆间距从800 mm减小至700 mm时,巷道围岩变形量和塑性区面积变化较小。因此,考虑锚杆的作用效果及经济高效的生产支护,矽卡岩型软岩巷道支护时锚杆间距选择800 mm最为合适。
3.4 支护参数确定
经过对矽卡岩型软岩巷道锚杆支护参数的数值模拟优化研究,结合工程实际,最终确定了整体支护方案,具体布置见图10。锚网喷支护,锚杆长2.0 m,锚杆间排距800 mm×800 mm,选用直径6 mm、网度为200 mm×200 mm的金属网进行挂网工序,巷道喷浆厚度均为100 mm。
针对矿区部分较破碎区域,施工过程中可采用锚网索耦合支护,锚索长度够长,能够锚入深部稳固的基岩当中,是一种有效的支护方式。此外,针对中深部软岩巷道的底鼓问题,可在巷道底部适当设置卸压槽,卸压槽尺寸可为400 mm×400 mm。
3.5 应用及效果
基于地质雷达的巷道围岩松动圈探测技术,有效指导了深部开采盲、明井转运中段,-300 m中段巷道延伸工程的支护。该转运中段延伸巷道断面尺寸为2.5 m×2.5 m,巷道围岩条件复杂,有破碎大理岩、矽卡岩化闪长岩,利用该技术探明了新掘巷道的松动圈厚度和形态,为其支护设计提供了依据,提高了巷道支护的针对性。当前支护方式1年内重复支护3/4次,极大地增加了二次支护的成本,以及对生产造成的严重影响,大大降低了生产效率。通过建立科学合理的矽卡岩型软岩巷道支护体系,不同岩性、强度围岩巷道采用相对应的支护方式,使得每年重复支护降低至1/2次(具体效果见图11),避免过度支护或不当支护,提高支护效果和支护安全性,大大降低了支护成本和时间成本,提高了生产效率。
4 结 论
1)根据现场松动圈测试结果,确定矽卡岩型围岩巷道合理的锚杆支护长度为2.0 m。通过数值模拟计算,分析了不同锚杆间排距下巷道围岩变形情况和塑性区面积,对太平矿业公司锚杆支护参数进行了优化,确定合理的锚杆支护间排距为800 mm×800 mm。
2)对不同支护方案的分析发现,随着锚杆间距或排距的减小,锚杆对围岩的控制效果变好,当锚杆间排距减小到一定值时,锚杆间排距的降低对围岩的变形破坏影响较小,盲目降低锚杆间排距并不能达到支护效果。
[参 考 文 献]
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Optimization of support for skarn-type soft rock roadway
in Taiping mining company and its application
Chu Jixiang1,Pu Jiangyong2,Sun Peng1
(1.Anhui Taiping Mining Co.,Ltd.; 2.Center for Rock Instability and Seismicity Research,Northeastern University)
Abstract:The reasonable selection of bolt support parameters is an important basis for realizing the effect of bolt support,and the reasonable design and optimization of bolt support parameters can improve the effectiveness and relevance of support.In the case study of the support difficulties in the skarn-type copper and iron deposit of Taiping mining company,bolt support schemes with different parameters were designed by theoretical calculation and numerical simulation and comparison with the original support scheme,and the optimization was studied.Based on the field mea-surement of the broken zone,the reasonable bolt length was determined by theoretical calculation to be 2.0 m;Secondly,a three-dimensional numerical model of underground bolt support was established by Flac3D software,and the strain-softening intrinsic model is used to describe the characteristics of the skarn soft rock,calculate and analyze the support schemes with different bolt inter-row spacing.By analyzing the displacement of the roof and bottom of the roadway and the two sides,and comparing the plastic zone area of the roadway section,the inter-row spacing between the bolts was determined to be 800 mm×800 mm.The reasonable selection of support parameters provides technical support for the safe and efficient production of the mine.
Keywords:soft rock roadway;roadway support;bolt parameters;skarn;broken zone;numerical simulation