梅山铁矿破碎区稳定性分析及支护研究

秦绍龙 单 迪 赵兴东 代碧波

(1.东北大学深部金属矿采动安全实验室,辽宁 沈阳 110819;2.中国矿产资源集团有限公司,北京 100044;3.鞍钢集团矿业有限公司,辽宁 鞍山 114001)

矿业是我国国民经济的基础和支柱产业,虽然它在我国工业生产值中占的比例不多,但以矿业为基础的原材料工业和相关加工业的产值占全国工业总产值的 60%以上[1]。近几年,在各行各业发展中,对金属原材料的需要量日益增加,但目前附存于地表的易采矿体被开采殆尽。因此,为了满足社会发展对金属原材料的需求,金属矿床开采已向地下深部进军[2]。

为了保障地下矿床开采的安全和稳定性,需要对地下运输巷道、硐室等做相应的支护工作。相较于地表的露天矿开采,地下开采往往要面对更为复杂的地质条件,这就增大了巷道支护工作的难度。尤其对于破碎矿体,因其工程区域内的构造应力、地质构造、岩体力学性质和地下水等的影响,巷道的支护工作变得更加复杂且困难。所以对破碎区围岩的地压控制工作已经成为制约矿山安全快速稳定掘进和支护的瓶颈。近年来,国内外学者对地下矿山中破碎区域的稳定性控制提出了多种方法,解决了很多地下矿山破碎区巷道的支护难题。但由于井下破碎区节理裂隙发育、岩体强度低、岩性多样、力学环境复杂以及各地下矿山实际工程的工程要求和条件的差异,各种支护技术仍然具有局限性。除此之外,破碎区掘进环境局部复杂多变,掘进工作面围岩情况模糊不清等易导致巷道支护失效,一些巷道陷入反复支护,前修后塌的局面。因此研究地下矿山破碎区围岩的破坏机理,从机理出发选择不同的支护方式依然具有重要意义。

梅山铁矿位于江苏省南京市西南近郊西善桥地区,距市中心13 km,矿床为陆相火山岩型富矿床[3]。属于国内浅部黑色金属地下矿山,随着开采工作的进行,各分段开采进路和联络道围岩出现了一系列不同形式的破坏,其井下采用随掘随支的支护形式,支护工作较为及时,但围岩依然出现了不同程度的破坏。部分破坏区已经影响了矿床的正常开采工作且具有较大的安全隐患。

基于上述情况,本文以梅山铁矿井下破碎区为工程背景,针对破碎区巷道围岩稳定性分析和支护技术选择展开研究。以工程地质调查技术、岩石力学和围岩支护理论为基础,根据多种岩体质量评价方法对破碎区岩体进行岩体分级,确定破碎区巷道破坏形式和破坏机理。制定相应的支护方式和优化围岩支护参数,并采用数值模拟的方式对支护形式进行有效校验,以此保障支护的有效性。通过以上工作,可为梅山铁矿井下巷道破碎区支护提供技术支持,从而保障矿山开采工作安全高效的进行。也可为其他类似矿山提供稳定性分析和支护工作的指导。

1 工程地质调查

1.1 现场概况

梅山铁矿矿区内断层不发育。成矿前的隐伏断裂以302°～ 336°方向张性断裂和26°～ 48°方向压性断裂交叉部位控制成矿,北西西向压扭性断裂为控岩构造[4]。成矿后断裂以裂隙为主,主要北东向及北东东向2 组:北东向裂隙主要发生在矿体内部块状富矿中,走向北东45°左右,倾向东南,倾角75°～ 90°,裂隙宽度1～ 4 m 左右,最大可达8 m,裂隙中方解石结晶完好粗大,延长数百米,甚至上千米,到矿体边部逐渐收缩,向倾斜延深也呈逐步收缩,断裂面破碎,充填程度差,连通性较好,对矿体无大的破坏。其余成矿后断裂尚有NEE(>45°)、NNE(<45°)、NW(325°)的16 条陡倾斜断裂破碎带,除NW 向为压扭性外,其余均是张性断裂[5]。梅山铁矿井巷支护采用喷射混凝土支护,破碎区采用喷锚联合支护或喷锚网联合支护[6]。

1.2 巷道失稳原因分析

(1)岩体质量和结构组成。梅山铁矿矿体比较厚大,运输巷道和联络巷多为脉外布置,矿区内岩性较为复杂,矿体的上盘岩石为安山岩,以高岭土化为主。近矿围岩蚀变以矽卡岩化为主。矿体的下盘岩石为辉石闪长玢岩,以绿泥石化、碳酸盐化为主,部分区域节理裂隙较为发育,巷道岩体被多组结构面切割,导致其完整性变差,岩体较为破碎,强度降低甚至完全丧失,见图1。

图1 软弱岩体破坏Fig.1 Failure of flabby rock mass

(2)采动应力。在部分节理裂隙发育的区域,受采动应力和结构面切割的影响,岩体沿结构面滑移、错位,局部滑落最终导致顶板整体冒落。同时,受风化水解作用等的共同影响,岩体强度低于采动应力值,导致岩体产生断裂、屈服破坏等,见图2。

图2 巷道片帮破坏Fig.2 Tunnel rib fall

(3)软弱地质界面。根据现场地质调查显示,井下垮塌、冒顶区域大部分都由大裂隙、软夹层等穿过,由于大裂隙的影响,岩体被切割成2 个或多个大型结构体,见图3,受构造应力的影响,形成节理裂隙压碎带,使岩体变得更加破碎。

图3 软弱地质界面Fig.3 Unfavorable geological interface

(4)开采扰动。采场爆破产生的震动和凿岩、出矿等机械作业也会对围岩稳定性产生影响。井下频繁工程作业产生的震动使围岩产生裂隙,或使原有微小裂隙进一步扩展,使完整岩体变得破碎,爆破扰动也可能使楔形体克服结构面摩擦力而冒落。

1.3 岩体质量分级及参数估算

根据现场岩体结构面调查信息,利用现场工程地质调查结果显示,巷道围岩破坏的位置多集中于矿岩交界处或矿石贫富差距较大的部位。巷道破坏情况主要集中于-330 m 水平和-384 m 水平。故针对性地对-330 m 水平的贫矿和富矿及-384 m 水平的富矿进行了现场取样,通过巴西劈裂试验、单轴抗压强度试验、三轴抗压强度试验,获取其岩石基本力学参数。采用RMR、Q、GSI 3 种分级方式对梅山铁矿破碎区调查结构面岩体进行分级,结果如表1。根据Hoek-Brown 强度准则估算破碎区岩体力学参数[7],结果如表2。

表1 不同岩体分级方法分级结果Table 1 Results of different rock mass classification methods

表2 梅山铁矿破碎区岩体物理力学参数估算结果Table 2 Estimation results of physical and mechanical parameters of rock mass in fracture zone

2 支护方案设计

2.1 楔形体稳定性分析

根据实测结果和巷道断面尺寸图,利用Unwedge对目前较为主要的生产进路-330 m 水平8LS7 和-384 m 水平7LN6W 的巷道进行潜在楔形体识别,结果如图4 所示。分析结果显示330 m 水平8LS7 的4号楔形体位于巷道顶板,安全系数仅为5.102,存在冒落的风险,且楔形体尺寸达到了26.46 m3,块体规模较大;-384 m 水平7LN6W 的8 号楔形体位于巷道顶板,安全系数为0,意味着该楔形体存在着较大的冒落可能性。

图4 楔形体分布特征模型Fig.4 Wedge distribution characteristic model

2.2 支护方式

对于多种破坏形式的围岩,宜采用多种支护方式并行,即联合支护才能有效控制围岩稳定[8],联合支护系统有效性已经在理论和实践得到验证[9]。基于RMR 分级结果支护类型参照表,梅山铁矿破碎区巷道支护方式总体宜采用“树脂锚杆+金属网+喷射混凝土+长锚索”联合支护[10],并根据巷道围岩具体情况进行适当的调整。

梅山铁矿井下现有支护锚杆主要采用管缝式锚杆,属于摩擦式锚杆,管缝式锚杆的锚固性能较有限。据统计,我国管缝式锚杆长时锚固力为40～60 kN/m。且抗腐蚀能力较差,易受流水空气等的作用产生锈蚀,锈蚀以后支护强度大大降低[11]。树脂锚杆通过树脂、固化剂等锚固剂的黏结作用将锚杆锚固于围岩内。相较于管缝锚杆,树脂锚杆的锚固性能较强,锚固力一般可达100 kN/m 以上,使用方便,易于操作,抗腐蚀性好,更为安全可靠。且针对不同的岩体和支护条件,往往可以选择不同的锚固剂,支护实用性和灵活度较高。

2.3 支护参数

梅山铁矿的破碎区进路巷道采用三心拱断面,断面尺寸为6 m×4.1 m(宽×高),拱高为1.2 m,锚杆支护长度适当取大一点,最终顶板锚杆长度选取为2.3 m,帮锚杆长度为1.9 m,对于中等稳固至稳固的岩体,顶板锚杆直径宜采用18、20 mm,帮锚杆直径宜采用16、18、20 mm,根据工程实践经验和现场的可操作实际情况,顶板锚杆和帮锚杆直径都选取为20 mm。根据表1 岩体质量评价结果和图5 的描绘结果,最终顶板锚杆间排距定为0.8 m,帮锚杆为1.0 m,当遇到断层或者破碎带时可以根据围岩情况做稍微的调节。为了增加喷层的抗弯、抗剪强度,提高锚杆间的承载能力,喷射混凝土内采用菱形镀锌金属网加固,网度为100 mm×100 mm,尺寸为2 000 mm×3 000 mm,钢筋直径6 mm,混凝土厚度100～150 mm。

图5 基于Q 值的巷道支护Fig.5 Tunnel support based on Q

根据现场工程地质调查,梅山铁矿整体巷道围岩的破坏形式大部分皆为楔形体冒落,支护失效的原因也正是由于锚杆长度和强度不足以将顶板较大块楔形体锚固。考虑到上述问题,故在楔形体冒落可能性较大的巷道应采用长锚索支护。锚索支护的作用机理和锚杆支护一致,故锚索支护参数的选择可参照上述树脂锚杆支护参数。其中,间排距采用1 000 mm×1 000 mm。锚索长度则根据具体巷道的楔形体的尺寸规模和顶点高度进行选择。如-330 m 水平8LS7巷道顶板楔形体顶点高度为3.85 m,则为了保证锚固的稳定性,根据工程经验锚索长度可采用7 m,锚索的间排距和数量也可以根据楔形体的尺寸和规模而改变,对于尺寸和质量较大的楔形体,为保证锚固力足以克服其自重,则应该相应缩小间排距。

3 巷道支护数值模拟

3.1 数值模型及边界条件

对于梅山铁矿破碎区的巷道建模,因其巷道走向较长,因此可以将三维问题简化为二维平面问题进行研究,本次数值模拟研究采用数值模拟软件Phase2进行,巷道断面尺寸参考梅山铁矿井下进路巷道设计参数。综合考虑边界效应、计算精度和速度,并参考相似数值模拟研究,边界尺寸选取为55.2 m×53.3 m[12]。

为提高计算结果的准确度,采用6 节点三角形划分单元,网格类型为分级制,分级因数为0.1,巷道周围的网格需要进行进一步加密划分,最终模型共划分21 814 个节点,10 799 个三角形单元。

本次数值模拟的边界在水平和垂直方向上添加零位移约束条件。岩体假想为各向同性理想弹塑性体,由以上稳定性分析和岩石力学试验可知,梅山铁矿井下贫矿和富矿的岩体力学参数差别较大,故破坏区多集中出现于矿岩分界处,所以建模巷道位置定于-330 m 水平的8LS7,根据巷道走向与矿体边界的相对关系,大致将模型的材料分为2 个部分,分别将材料的物理力学性质定义为贫矿和富矿,用不同颜色区分,破坏准则采用Hoek-Brown 准则。

为验证支护方案的有效性,需在数值模拟模型中增加支护系统,为模拟巷道围岩的真实支护情况,模型中采用增加锚杆支护系统、锚索支护系统和衬砌系统。选取树脂锚杆的锚固力为200 kN[13],选取锚索抗拉力为1 680 kN[14],建立如图6 所示的巷道支护模型。

图6 -330 m 水平8LS7 支护数值模型Fig.6 Numerical model of -330 m level 8LS7

3.2 数值模拟结果分析

由图7 可知,巷道采用“树脂锚杆+金属网+喷射混凝土+长锚索”支护以后,巷道顶板的变形量有了明显的减小,未支护前巷道顶板的最大位移为3.44 cm,支护以后巷道顶板的最大位移则减小为2.24 cm。由图8 可知,支护后,巷道顶板塑性区范围由9.997 m 减小为6.023 m,左帮塑性区范围由2.345 m 减小为1.636 m,右帮塑性区范围由1.009 m 减小为0.983 m。结果表明所选支护方式能够形成有效承载结构,防止巷道出现较大的变形破坏。

图7 围岩总位移Fig.7 Total displacement of surrounding rock

图8 围岩塑性区Fig.8 Plastic zone of surrounding rock

4 结论

(1)围岩破坏形式主要为结构面控制型破坏,破碎区域主要集中在矿岩分界面等岩体强度较低或节理裂隙发育的地段。顶板冒落楔形体规模较大以及支护方式、参数的选择不合理导致了巷道的破坏。

(2)通过室内岩石力学实验对破碎区岩体进行了质量评价并依据分级结果和Hoek-Brown 强度准则对岩体强度进行估算,围岩质量等级为Ⅲ～Ⅱ,围岩整体中等稳固。

(3)利用Unwedge 对调查结构面的潜在楔形体进行了识别,并获取了楔形体的质量、体积、滑动角度和安全系数等参数。

(4)采用“树脂锚杆+金属网+喷射混凝土+长锚索”联合支护的方式对破碎区巷道进行支护,针对尺寸较大的楔形体,可根据顶点高度选择长锚索将其锚固于深层的稳固岩体。