新城金礦深部斜坡道圍巖穩定性分析與控制技術

蔣萬飛 秦紹龍 趙興東 劉 濱 張 慶 魯 鑫

(1.山東黃金礦業股份有限公司新城金礦,山東 萊州 261438;2.東北大學深部金屬礦采動安全實驗室,遼寧 沈陽 110819)

由于社會高速發展的需要,金屬礦產資源的需求量日益增加[1-2]。但隨著淺部資源的枯竭,礦石開采必須向深部進軍[3-5]。支護作為礦石開采的關鍵工作,是保障地下礦床開采的安全和圍巖穩定性的前提,但由于深部地層具有比淺部更加復雜的地質條件和更高的應力水平,金屬礦石深部開采的支護工作也具有更大的技術難度[6-8]。

我國金屬礦深部開采起步較晚,目前我國開采深度超過1 000 m的礦山有16座[9]。對于深部巷道支護工作,靳文飛[10]提出在高應力條件下,采用耦合支護技術可以提高深部巷道開采過程中巷道圍巖的承載能力,有效改善圍巖的應力條件。武沖鋒[11]采用數值模擬驗證了中空注漿錨桿在深部大斷面巷道具有比傳統錨桿更好的支護效果。張偉合等[12]提出采用錨網噴U型鋼聯合支護技術,可有效控制深部巷道的大變形,并在現場工業性試驗中得到驗證。馬維清等[13]對思山嶺鐵礦原有支護方案進行優化,提出井壁圍巖釋能支護與鋼纖維混凝土聯合的支護體系。孟馮超[14]提出“高預緊力錨網素噴+注漿”聯合支護技術方案,解決了焦作礦區深部高應力巷道變形量大和破壞嚴重的問題。李曉飛等[15]提出深部高應力影響下蝕變巖型巷道采用“樹脂錨桿+長錨索+雙鋼筋+噴射混凝土”聯合支護方案,并取得了良好的支護效果。王成龍等[16]基于RMR和Q支護圖表,提出了“噴射混凝土+錨桿+鋼筋網+雙筋條”支護。張明才[17]針對邢東礦深部礦井巷道變形大、支護困難的問題,提出強力錨桿錨索協調支護技術。侯華營[18]介紹了巷道非對稱控制技術,根據原有巷道變形破壞特征,采用“薄弱結構加強支護”理念來解決非對稱變形。

本文通過前期現場工程地質調查及室內巖石力學試驗,對新城金礦深部斜坡道圍巖進行巖體質量分級,并估算其物理力學參數。基于巖體質量分級結果和支護圖表提出“樹脂錨桿+錨索+金屬網+雙筋條+鋼筋梁+噴射混凝土”支護,并采用數值模擬和楔形體識別對支護效果進行驗證。

1 工程地質調查

1.1 地質概況

新城金礦V號礦體-1 085 m中段分布于主裂面之下的碎裂巖帶內。礦體主體呈脈狀,局部呈透鏡狀,局部具分支復合、尖滅再現等現象。從宏觀上看,礦體比較完整,連續性好,與圍巖接觸界線明顯。主要金屬礦物包括自然金和黃鐵礦,次要金屬礦物為銀金礦、黃銅礦、閃鋅礦等。礦石中的金,主要以銀金礦和自然金的獨立礦物形式賦存于金屬硫化物中,少量賦存于脈石礦物中,礦石工業類型屬低硫型金礦石。礦體上盤圍巖巖性主要包括絹英巖化花崗質碎裂巖和絹英巖化花崗巖等;礦體下盤圍巖巖性主要為絹英巖化花崗閃長巖、絹英巖化花崗閃長質碎裂巖等。

主要控礦斷裂為焦家斷裂,其次為主斷裂所派生和伴生的次級斷裂和節理,為北東向含礦蝕變裂隙帶,控制了礦化的局部富集。礦體構造、節理密集發育,總體走向為NE40°,傾向為NW,傾角24°～30°,構造面附著有黑色斷層泥,異常光滑且穩定性極差,施工時應及早采取相應安全措施。采場內其他構造、節理也較為發育,走向、傾向不定,巖石穩固性差,節理裂隙的交匯部位,巖石比較破碎,極易造成冒頂事故。

圍巖整體巖性及構造和礦體一致,主要通過樣品分析來區分礦巖,且礦巖之間呈現漸變過渡關系。礦體較厚大部位普遍存在條帶狀和透鏡狀的夾石,夾石的產狀、巖性和礦體基本一致,巖性主要包括絹英巖質碎裂巖、絹英巖化花崗閃長巖等。

1.2 現場調查

本次調查在新城金礦-1 080 m斜坡道進行,調查采用地質羅盤、皮尺、地質錘和照相機等工具,對圍巖進行數據采集記錄,如圖1所示。具體操作步驟為:將皮尺從調查面的起點開始拉向終點并盡量貼緊巖面,用地質羅盤測量各節理的產狀、張開度、跡長、粗糙度等信息并記錄其所在位置。

圖1 測線布置及測量Fig.1 Arrangement and measurement of survey

利用Dips軟件對調查的節理進行分析,以節理走向或傾向玫瑰花圖的形式表達出每個水平的節理組數、方向及發育特點。另外,采用等面積極點投影來表示節理面的產狀,制成節理極點等密度圖,以此定量地反映節理、裂隙發育的密集程度及其優勢方位。新城金礦-1 080 m斜坡道節理裂隙等密度圖和傾向玫瑰圖,如圖2,可見該區域內共有約3組節理和一些不規則節理,優勢節理組產狀為 210°∠70°,280°∠50°,320°∠45°。

圖2 -1 080 m斜坡道節理等密圖和傾向玫瑰圖Fig.2 Contour plot and rosette plot of -1 080 m ramp

2 圍巖質量評估

2.1 室內巖石力學試驗

為了解礦區巖石的物理力學性質,從現場采集了典型巖石樣品。盡量選取原始解理和裂隙發育較少的完整巖石,根據國際巖石力學學會推薦的試驗方法對巖樣進行加工,并對其進行單軸壓縮試驗、巴西劈裂試驗和剪切試驗如圖3所示,最終獲得巖石的各項物理力學參數,結果如表1所示。

表1 巖石物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of rock

圖3 巖石力學試驗儀器Fig.3 Rock mechanics test instruments

2.2 巖體質量分級及參數估算

根據前期現場工程地質調查結果和室內巖石力學試驗結果,采用Q系統分級、RMR分級和地質強度指標GSI對礦區-1 080 m斜坡道分布的主要巖組進行的巖體質量分級,結果如表2所示。

表2 巖體質量評價結果Table 2 Evaluation results of rock mass quality

巖體是由結構面和結構體(巖塊)組成的天然地質體,巖體和巖塊從本質上屬于同一物質,受結構面效應和尺寸效應的影響,二者力學性質往往差別很大,但有著緊密的聯系。在實際的巖石力學工程分析中,巖體物理力學參數至關重要,因此需對其準確估算。雖然理論上巖體的力學參數可通過現場原位試驗獲得,但由于試驗過程費時費力、成本高昂且不確定性因素較多,一般很少進行。另外考慮到原位試驗的方法、設備、手段與現場工程條件的差異性,其現場試驗結果也不完全具有代表性和通用性。因此,本文基于巖石的物理力學參數,采用RocLab軟件對巖體的物理力學參數進行估算,結果如表3所示。

表3 巖體物理力學參數Table 3 Physical and mechanical parameters of rock mass

3 支護方案確定

3.1 巷道自穩時間

根據巷道自穩時間估算圖表和巖體RMR值估算未支護開挖體的自穩時間(如圖4)。由圖4可知,新城金礦-1 080 m斜坡道圍巖無支護自穩時間約為10 h,而該斜坡道的設計服務年限遠遠大于其自穩時間,為了保障巷道圍巖在開采過程中的穩定與安全,必須對其采取相應的支護措施。

圖4 -1 080 m斜坡道自穩時間Fig.4 Self-stabilization time of -1 080 m ramp

3.2 楔形體識別

通過Unwedge軟件對最大潛在楔形體識別表明(圖5):-1 080 m斜坡道兩幫和底板潛在楔形體安全系數均大于16.143,比較穩定,頂板潛在最大楔形體安全系數為0,極不穩定,有垮塌的危險。需及時對其進行支護處理,以防止楔形體因自重應力而沿結構面冒落。

圖5 巷道潛在楔形體Fig.5 Potential wedge in tunnel

3.3 支護參數和施工

-1 080 m斜坡道圍巖Q分級值為0.24,RMR=36,-1 080 m斜坡道圍巖巖體質量為Ⅳ級,巖體穩定性極差～很差。由上文,根據RMR和Q巖體分級支護標準[19-20],新城金礦-1 080 m斜坡道具體支護方式:樹脂錨桿+錨索+金屬網+雙筋條+鋼筋梁+噴射混凝土,圖6為巷道支護示意圖。

圖6 -1 080 m斜坡道支護示意Fig.6 Support schematic of -1 080 m ramp

施工順序:采用超前錨桿進行超前預控頂支護,超前支護長度視爆破進尺確定1.5～2 m。爆破后立即噴射3～5 cm厚混凝土、出渣;出渣后,立即采用“樹脂錨桿+金屬網+雙筋條+噴射混凝土”支護;樹脂錨桿間排距1 m,長度2.4 m,直徑20 mm,全長錨固;噴射混凝土厚度10～15 cm。采用8#鍍鋅菱形金屬網;雙筋條,直徑8～10 mm盤圓鋼線拉直焊接,間距6～8 cm,長度1.2～1.4 m;托盤120 mm×120 mm×8 mm,沖擊呈碗狀。噴射混凝土后,補打長錨索+雙筋條支護,錨索長4～5 m,間排距1.2 m。架設鋼筋梁,噴射混凝土,打超前錨桿,進入下一掘進循環。

4 支護穩定性分析

4.1 計算模型及邊界條件

由于巷道的走向較長,可以把三維問題簡化為二維問題來研究。采用有限元數值模擬軟件Phase2對其進行分析,計算模型(圖7)尺寸:30 m×30 m,考慮到計算機計算速度以及計算精度問題,對巷道周圍網格進行加密處理,模型共劃分為13 104個三角形單位,6 451個節點,模型采用應力、位移約束,由于最大主應力與巷道走向方向一致,因此,垂直應力和最小水平主應力在模型平面內(σv=29.73 MPa,σh=22.41 MPa)。巖體假設為理想的彈塑性材料,并認為是各向同性,同時采用Hoek-Brown強度準則。

圖7 巷道數值模型Fig.7 Numerical model of tunnel

4.2 計算結果分析

從圖8～圖10可以看出:巷道采用“樹脂錨桿+錨索+金屬網+雙筋條+鋼筋梁+噴射混凝土”支護后,頂板塑性區由1.924 m變為0.744 m,頂板位移由5.5 cm變為0.66 cm;左幫塑性區由0.743 m變為0.513 m,左幫位移由6.6 cm變為1.95 cm;右幫塑性區由0.864 m變為0.433 m,右幫位移由6.6 cm變為1.65 cm。相對于未支護的情況,巷道位移和塑性區均顯著變小;由此可以看出,樹脂錨桿+錨索+金屬網+雙筋條+鋼筋梁+噴射混凝土支護有效地控制了巷道圍巖的松動變形,強化了巖體整體的強度,該支護方案可行。

圖8 巷道圍巖塑性區(單位:m)Fig.8 Plastic zone of tunnel surrounding rock

圖9 巷道圍巖垂直位移Fig.9 Vertical displacement of tunnel surrounding rock

圖10 巷道水平垂直位移Fig.10 Horizontal displacement of tunnel surrounding rock

4.3 楔形體分析

通過Unwedge軟件對最大潛在楔形體識別表明(圖11):-1 080 m斜坡道兩幫和底板潛在楔形體安全系數均大于16.143,比較穩定。頂板潛在最大楔形體安全系數支護前為0,極不穩定,有垮塌的危險;采用支護后,頂板潛在楔形體安全系數變為35.897,能夠保持巷道的穩定。

圖11 巷道潛在楔形體(已支護)Fig.11 Potential wedge in tunnel (supported)

5 結 論

(1)對新城金礦-1 080 m斜坡道圍巖進行現場工程地質調查,記錄各結構面的基本信息,采用Dips軟件對其進行分析,最終確定調查面共有約3組節理和一些不規則節理,優勢節理組產狀為210°∠70°,280°∠50°,320°∠45°。

(2)通過室內巖石力學試驗獲得了取樣區域巖石的物理力學參數,采用Q分級、RMR分級和GSI對圍巖進行巖體質量分級,結果顯示該區域巖體質量較差。并應用RocLab軟件對巖體的物理力學參數進行了估算。

(3)運用Unwedge軟件對-1 080 m斜坡道的潛在楔形體進行了識別分析,并根據巖體質量分級結果估算圍巖的無支護自穩時間,并最終確定巷道的支護方式和支護參數。最終采用“樹脂錨桿+錨索+金屬網+雙筋條+鋼筋梁+噴射混凝土”聯合支護。

(4)采用數值模擬軟件Phase2對巷道支護效果進行驗證,結果表明所選支護方式可有效減小圍巖的塑性區范圍和位移量。同時,Unwedge楔形體分析顯示,支護后頂板楔形體安全系數能滿足安全需求。