和睦山铁矿近顶柱矿岩稳定性分析研究

李国平 张 骥

（安徽马钢矿业资源集团姑山矿业有限公司）

矿岩稳定性一直是采矿行业所持续关注的焦点。由于软弱岩层自身物理力学性质较低，加之遭受特殊地质条件影响，极易发生巷道支护失效，严重影响矿井安全生产［1］。

和睦山铁矿是安徽马钢矿业资源集团姑山矿业有限公司的一个主力矿山，由后和睦山矿段和后观音山矿段组成。当前各生产中段（-250 m、-300 m）回采分层均已接近中段间顶柱位置，部分主要巷道及采区联巷受采动、地压影响，顶板及两帮变形较为严重，对井下采区生产存在一定安全隐患。针对此问题，通过现场调查分析和睦山铁矿巷道围岩稳定性，分析巷道围岩形变特征，以制定相应的支护方式来提高巷道的稳固性。

1 近顶柱矿岩稳定性调查分析

为及时掌握近顶柱矿岩稳固性，需在对该区域节理裂隙调查基础上，对近顶柱矿岩稳定性重新做出客观评价。

1.1 调查方法

岩体综合调查可以给岩体工程设计、施工和岩体工程稳定性分析提供基础资料，也是进行岩体结构分析和岩体工程分类的基础［2］。常见的调查方法包括钻孔岩心和沿暴露面调查。由于钻孔岩芯调查操作复杂、耗费较大，而和睦山铁矿临近闭坑，不宜耗费大量人力物力进行钻孔岩心作业，因此本研究采用便捷的沿暴露面调查法对-250和-300 m这2个中段进行岩体稳定性调查。将测线上下0.5 m的范围作为测带，调查工作在测带以内进行。考虑工作方便，沿巷道壁面距底板1 m处安置测尺作为测线。测尺水平拉紧，基点设在开始调查点，从基点开始沿测线方向对各构造因素进行测定和统计，如图1所示。

1.2 调查地点

依据矿体的实际状态和调查规范要求，拟定对不同中段与不同水平进路的上下盘围岩、矿体和夹石进行节理裂隙调查。经过井下实地勘察后，选取调查地点在-221 m水平的零盘区008进路、一盘区100进路、二盘区206和208进路、三盘区307进路，-262.5 m水平一盘区118和106进路、二盘区215进路、四盘区421进路以及-269 m水平二盘区214进路（共10个，分别编号1#～10#）。

1.3 调查内容

本次岩体结构调查的是矿体及顶底板岩层产状、断层，节理裂隙的产状、密度、充填物情况和岩层质量指标RQD值等，所采用的调查工具主要是地质罗盘、20 m以上皮尺、5 m左右钢尺和标记红漆、白漆等。

1.4 调查结果

根据所取的10个点进行的调查结果（表1）来看，矿体夹层围岩一般稳定，但矿体围岩稳定性较差。同时，在现场调查过程中，发现已有采空区与巷道顶板侧帮中存在断层泥结构，极易风化软化而出现脱落的现象，加之爆破震动的影响，易引发垮塌或冒顶，是井下开采的重要安全隐患，需要对采场和巷道的暴露面积进行控制。除此之外，部分测点出现碳酸盐细脉充填结构面，破坏了矿体顶底板的整体稳固性，在后期开采作业之中，考虑到采矿工程的扰动影响，极易成为不稳定因素，引发垮塌、崩落及冒顶等事故。因此在开挖过程中，洞轴线与结构面的走向尽量保持一致，角度不宜过大。

所以，近顶柱矿体开采过程中，除合理选择采矿工艺和采场结构参数外，还应强化采场支护，并及时对结束回采进路进行充填，最大限度减少采空区暴露面积和暴露时间。

2 矿岩的稳定性分级

2.1 岩石分级方法

20世纪70年代以来，岩石分级已发展到定量阶段，各种分级方法普遍利用定量数值来表示岩体的相应特征，并将各单项数值通过一系列简单的运算求得岩体质量常数，通过其在分级表中的位置来确定稳定性级别［3］。国际上最具有影响力的有两大分级系统，第一种是由巴顿等人提出的岩体质量分类法，又称Q系统［4］，另一分级系统是由宾尼亚夫斯基提出的地质力学分级法，又称RMR法［5］。RMR法根据岩石强度、RQD、节理间距、地下水等7个因素对岩体进行评价，分值总和称为岩体质量分，用RMR表示，取值范围为0～100，根据RMR的大小进行分级。80年代以来，我国的专家学者在岩石分级领域内取得了很大的研究进展。费寿林［6］提出了凿碎法可钻性岩石分级方法，其原理是采用标准的岩石凿测器来模拟冲击式凿岩的物理过程。

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2.2 综合分级

本研究将采用Q系统分级、RMR分级和国标BQ分级三大类分级方法对其进行综合分级。结合矿岩节理裂隙调查统计分析结果，利用所选分级指标体系，对和睦山铁矿后观音山矿段近顶柱矿岩稳定性进行分级，结果见表2～表4和图2。

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3类稳定性分级方法所侧重的参数不同，Q系统分类法侧重结构面的状态，并考虑了地下水、地应力等方面的影响；RMR分类法考虑较全面，但未考虑地应力对岩体稳定性的影响；BQ分级法所考虑的指标参数相对更加全面，但对岩石的单轴抗压强度这一参数较为敏感［7］。故所得岩石稳定性分类结果并没有保持完全的一致性。然而，从图2中可以观察到，后观音山矿段矿岩稳定性多属于一般—差（III～V级），因此该区域矿岩整体性偏差。

综合岩体稳定性分级结果和现场调查过程中的直观评判，调查区域矿岩稳固性分级情况汇总于表5。可以看出，后观音山铁矿-269 m水平0～2盘区矿岩稳固性相对较好，属于稳定性一般区域（III级），-221 m水平0～5盘区及-262.5 m水平3～5盘区属于稳定性较差区域（IV级），-262.5 m水平0～2盘区及-269 m水平3～5盘区属于稳定性较差与稳定性极差的过渡区域（IV～V级）。

对比各矿岩稳定性分级及表6所示各级别稳定性对应岩体自稳能力可以认为，在稳定性较好地段（III级）跨度5～10 m情况下，可稳定数月，但在局部不稳地段（IV级），跨度应控制在5 m以内，并需加强支护；考虑到部分矿体上盘存在断层泥为不稳固顶板（V级），无自稳能力，因此在回采过程中应加强支护，并及时回填，避免顶板垮落。

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3 不同矿岩巷道支护对策

由于不同岩性、爆破扰动等因素，会出现不同的顶板受压变形问题，在研究与实践过程中，针对4类不同的矿岩破坏模式提出了相应的对策。

3.1 粉矿、矿岩泥化、破碎或节理裂隙发育部位

首先进行全断面素喷，厚度为30～50 mm，再进行全断面锚网喷支护，其中锚杆可根据情况采用1.8和2.4 m长锚杆或预应力锚杆。第二层混凝土厚度为100 mm，使顶板形成拱效应，进而防止风化。第一次支护完成后，采用“短掘短支”的办法，直到顺利通过。若在开拓巷道或主运输巷道遇到以上情况，可根据情况采用U形拱架、砌碹、壁后注浆加固等支护手段。

3.2 滑移面、矿岩接触带部位

将未冒落滑移面用液压点柱支撑，用6 m长锚索将滑移面固定在稳固围岩中，再进行锚网喷支护，锚杆采用2.4 m长锚杆或预应力锚杆，喷浆厚度100 mm。

3.3 顶板离层或整体受压下沉部位

采用放顶卸压，再对稳固围岩进行锚网喷支护。若离层较厚，则采用U形钢拱架联合锚网喷支护；若遇到顶板完好，因其整体下沉导致巷道高度不够以及设备不能顺利通行的情况，则不要扰动顶板，而需要通过降低巷道底板的方式进行巷道修复，保证正常使用［8］；若因暴露面积过大而导致顶板受压下沉，则采用人造混凝土点柱支撑的方式改变应力分布，减缓巷道下沉速度。

3.4 临近顶底柱地压显现部位

在临近顶底柱进行采矿时地压显现，导致顶板的变形加剧，更易造成冒顶片帮等安全隐患以及带来矿石损失等问题［9］。在临近顶底柱时，采用以下支护对策对地压进行有效控制。

（1）调整矿房结构参数：将6 m×6.5 m（宽×高）调整为5 m×5 m（宽×高）。

（2）调整开采顺序：由一步采隔一采一，二步采隔三采一，调整为每3～5条矿房为1组，连续开采，充填体配比全部调整为1∶6，保证充填体强度达到2 MPa。

（3）优化采准设计：采准联巷布置在脉外，离矿体下盘10 m左右，每3～5条矿房由1条短联巷相连，取消下分层出矿联巷，改为斜坡拉底，并通过反铲或双正铲配合出矿工艺回收斜坡矿石。

4 结论

（1）通过对后观音山矿段节理裂隙调查研究，可以得出该矿段矿体夹层围岩一般稳定，矿体围岩稳定性整体上较差。

（2）使用Q系统、RMR和国标BQ分级3类稳定性分级方法对矿岩稳定性进行了评价，发现3种方法在分析过程中所侧重的参数不同，综合3种分级方法结果可得出后观音山矿段矿岩稳定性属于一般—差（III～V级）。由于部分矿体上盘存在不稳固顶板，无自稳能力，因此在回采过程中应加强支护，并及时回填，避免顶板垮落。

（3）针对后观音山矿段4类不同的矿岩破坏模式，提出了相对应的巷道支护对策，以确保安全生产。