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浅埋矿体破碎围岩控制技术研究

时间:2016-03-03来源: 作者: 点击: 135次


  [1]   

山东科技大学 矿业与安全工程学院,山东 青岛 266590)

摘要:浅埋矿体破碎围岩的控制需要合理有效的支护手段。本文以别鲁阿嘎西矿区27号脉L1-I号矿体1111#采场为工程背景,通过理论分析计算确定了合理的进路巷道支护方案与支护参数,采用UDEC数值模拟分析得出采用此种支护方式后塑性区分布范围与程度明显降低,该支护方式能够有效地防止上下盘围岩变形与破坏,降低矿石的贫化率与损失率。研究成果可以在岩金矿山中推广应用,对类似情况的矿山开采具有一定的指导意义。

关键词:浅埋;破碎围岩矿体;巷道支护;数值模拟

Control technology research on broken surrounding rock of shallow burying ore

Wang Fei1

(1 College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590)

AbstractControl of broken surrounding rock of shallow burying ore requires proper and effective support methods. The paper takes No. 1111 ore body of No. L1-1 in No. 27 mining area Bieluagaxi digging as the engineering background, calculates and determines proper road—entering support plan and support parameters through theoretical analysis, uses UDEC data stimulation analysis to get distribution scale and decreasing degree of this kind of support method, and the support method can effectively prevent surrounding ore deformation and damage up and down, reduce dilution rate and loss rate of ore rocks. The research result can be applied in rock gold mines, which has certain guidance meaning for the mining of ores in similar conditions.

Key wordsshallow;fractured surrounding rock and ore body;roadway support;numerical simulation

0   

矿体两帮围岩由于受到初始地应力与采动应力的双重影响,如果不采取有效地支护手段,势必会出现很大的变形与破坏。一方面,垮落的围岩会落入进路巷道,增加矿石的贫化率、损失率,另一方面,工作面及后方采空区得不到安全保障,导致回采作业无法正常进行。因此,对破碎围岩的有效控制对矿体安全高效的开采意义重大。

UDEC是基于离散元法能模拟动态或静态载荷作用下非连续介质破坏规律的二维数值软件,UDEC能够较好地满足不同条件下岩块、岩层运动的需要,能够优秀的模拟岩层破断后的运动过程。

支护方案和支护参数的确定

1.1 工程概况

1111#采场位于1号井11中段W10~W12勘探线之间。该采场严格受一号断裂构造破碎带控制,产于主断裂上盘,产状与主断层基本一致,走向NE,倾向SE,矿块平均长度61m,倾角约75º,高度50m,平均水平厚度3.16m,其中最厚处达4.01m,平均品位3.98g/t,开采深度距离地表为190m。矿体产状基本与矿化脉一致,为陡倾斜矿体,矿体总体处于挤压破碎带中。矿体自身破碎,自然塌落现象严重。

1.2 支护方案的确定

支架支护与锚杆(索)支护是巷道支护的主要形式,支架支护主要作用于顶板岩层以承受工作面上覆岩层的荷载,而锚杆既可以作用于顶底板,也可以作用于围岩两帮以限制其变形与破坏。结合别鲁阿嘎西矿区27号脉L1-I号矿体实际情况,提出以锚杆、锚索为主的支护方案。

1.3 锚杆—锚索联合支护参数确定

根据采场实际条件,并借鉴其他矿山类似开采条件所采用的支护经验,决定采用“锚杆+金属网+锚索”联合支护方案进行支护,其中金属网采用普通金属网即可。

确定锚杆与锚索支护参数是联合支护设计的核心。根据回采进路的实际开采技术条件,采用理论计算与现场实际相结合的方法确定锚杆与锚索各有关支护参数。通过以往理论分析和数值模拟表明,矩形巷道围岩破坏的区域呈现拱状,如图1所示。因此,巷道破坏范围轮廓可近似简化为拱状结构。

1—两帮破坏区,2—类矩形巷道,3—顶板破坏区

图1  破坏拱理论下矩形巷道围岩破坏分布

Fig.1  Distribution of rectangular tunnels rock breaking under the breaking arch theory

由破坏拱(也称自然平衡拱)理论可以确定巷道两帮破坏范围为:

                                         (1)

式中:C为巷道两帮破坏范围,m;Kc为巷道周边挤压应力系数,一般介于2.5~3.5之间;为巷道围岩的平均重力密度;K为采动影响系数,取1;为帮单向抗压强度,取6.7MPa;h为巷道高度,3m;H为埋深,取平均值215m;为内摩擦角,21°。

由公式(1)可知,当宽度比近似为3/3=1时,Kc=2.5,取=2.65kg/m3。取采动影响系数K=1;帮的单向抗压强度=6.7MPa;围岩内摩擦角,=21°;巷道高度,h=3m;平均埋深,H=215m。将上述参数带入(1),得C=2.27m。

(1) 帮锚杆长度计算

对于两帮的加固,可以取在破坏范围的2/3处,即合力作用点所处位置,作为两帮维护的下限,而全部破坏范围作为支护的上限。因此,两帮锚杆有效范围长度为La=1.52~2.27m,取平均值1.9m,考到外露部分长度,由公式2可知:

                                    L=La+L0                            (2)

式中:La为两帮破坏区深度,即锚固长度,m;L0为锚杆锚入大变形区的深度与锚杆外露长度之和,取0.5m。经计算可知L=2.4m,则实际锚杆长度可取2.4m、2.6m等规格。

(2) 帮锚杆间排距计算

根据锚固强度及所选用锚杆的力学性能计算锚杆间排距。则锚杆间排距b为:

                                                        (3)

式中:p为巷帮所需的锚固强度,KN/m2;P0为所选用的锚杆杆体的设计拉断力,约为171KN/根。

由围岩结构及力学特征计算上下盘锚固体所承受的纵向荷载,然后采用极限平衡分析方法计算上下盘围岩锚杆所应提供的锚固强度。巷帮锚固强度p可按下式计算,即

                                                (4)式中:φ为内摩擦角,取21°,Q为锚杆对围岩表面的平均作用力,按下式计算:

                      (5)

式中:B’为巷道等效跨度,近似取为8.5m;B巷道跨度,取为3.16m;t3为可承载锚固体厚度,t3≥0.2hh为巷道高度,取0.6;Σh为顶板岩体中软弱岩层厚度,实际为上覆充填体充填层厚度,取为0.65m;f为顶板岩体普氏系数,上盘围岩取为3,下盘围岩取为4;ρ为顶板岩体平均容重,2.65t/m3

由公式(5)计算可得Q1 =342.3kN/m2Q2=309.2kN/m2。将Q1Q2分别带入式(4)计算得p1=201 kN/m2 p2=160.5 kN/m2。将p1p2P0 分别带入式(3)中,最终得出上盘锚杆排距为922mm,下盘锚杆排距为1030mm,所以上下盘锚杆排距近似取为900mm与1100mm。(锚杆间排距相等)。

(3) 帮锚杆直径计算

帮锚杆直径按下式计算:

                                                 (6)

式中:d为锚杆杆体直径,mm;P为锚固力,均取为175kN;f为锚固段岩层的硬度系数,即普氏系数,取4;σt为杆体极限抗拉强度,660MPa。

若取锚杆设计锚固力为175kN,杆体材料抗拉强度为660MPa,由公式(6)计算可以得到,d=22.2mm,即锚杆直径可分别取20mm、22mm规格。

根据采场围岩破坏原理以及相关数学理论可知锚杆的长度应深至大变形区(塑性区)才能对围岩破坏区起到锚固作用,上盘围岩中锚杆的长度由上至下应该是逐级减少的,而下盘围岩则恰恰相反。结合工程实际,如果将锚杆长度规格过于区分,不仅会增加生产成本,还会给支护工作带来极大的不便,势必造成生产混乱。所以,在实际生产中,将上盘锚杆长度全部取为2.6m,将下盘锚杆长度全部取为2.4m,且上帮角处锚杆与水平夹角25°,下帮角处锚杆与水平夹角为30°。

(4) 锚索长度计算

锚索长度的计算主要是根据悬吊原理。根据悬吊原理,锚索长度:

L=L1+H+L2                           (7)

式中:L1为锚索锚入稳定岩层的深度,m;H为软弱岩层的厚度,m;L2为锚索外露长度,m。

锚索锚入稳定岩层的深度L1取0.45m,锚索外露长度L2取0.15m,由于上盘围岩软弱岩层厚度为4.5m左右(下盘围岩软弱岩层厚度为4m,取二者最大值),将上述各值代入式(7),可得锚索长度L=0.45+4.5+0.15=5.1(m)

根据现场经验,结合锚索钢绞线常用规格,采用目前较为广泛的7丝钢绞线,选取直径为15.2mm,钢绞线公称截面面积139.98mm2,标准抗拉强度1470MPa。考虑到最上(下)根锚索与水平方向呈一定角度,所以应适当增加锚索长度。最终确定上下盘围岩所需锚索长度分别为5.8m与5.5m,且上盘围岩锚索排距为1800mm,下盘围岩锚索排拒为2200mm。(5) 锚索间距计算

                                        (8)

式中:F1为锚索最低破断荷载,取248.5kN;a’为两帮锚索的排距分别取1800mm和2200mm;K为上下盘围岩的岩性系数,分别取0.4和0.3;f为岩石坚固性系数,上盘围岩取4,下盘围岩取6;B为巷道跨度,取3.16m;γ为上下盘围岩的容重,取26.5kN/m3F2为锚杆深入围岩的锚固力,取120kN;θ为锚杆与上下盘围岩夹角,取平均值70°。

将以上数据代入式(8)可得,L0=740mm,L0=1123mm。为方便施工,上盘锚索间距可取为900mm,下盘锚索间距可取为1100mm。

为了控制深部岩体的变形,上帮角处锚索与水平夹角20°,下帮角处锚索与水平夹角为25°。在确定了锚杆与锚索的各个参数之后,结合弹塑性区围岩的应力分布状态画出采场围岩破坏范围与加固原理图,如图2所示。

图2  采场围岩破坏范围与加固原理图

Fig.2  Stope rock breaking range and reinforcement schematics

 

铺设金属网的目的主要是为了防止两帮围岩破碎、垮落混入矿石之中,铺设金属往后可大大降低矿石贫化率。金属网一般选用12~14号镀锌铁丝编制而成,生产实践表明,菱形网的承载性能以及延展性等指标都较其他铁丝编制的金属网优越。该巷道联合支护方案图如图3所示。

(a)巷道沿走向支护平面图

(b)沿A-A断面巷道支护平面图

(c)沿B-B断面巷道支护平面图

图3  巷道联合支护方案图

Fig.3  Roadway combination support program figure

 

联合支护数值模拟研究及分析

采用目前应用较为广泛的UDEC数值模拟软件研究了鑫合金矿别鲁阿嘎西矿区27号脉L1-I号矿体1111#采场开采至第5分层时进路巷道两帮围岩应力分布规律、支护前后塑性区分布规律以及变形破坏特征。模拟的两帮围岩分为破坏区、大变形区与稳定区,并按照不同的厚度进行划分。其中上、下盘围岩破坏区与大变形区总厚度分别为4.5m与4m,向内部延伸均为稳定区。整体模型大小为67.2m×50m。模型的边界条件为底部固定垂直方向,左右固定水平方向。垂直应力施加3MPa。两帮围岩力学性质实验所得参数与上覆充填体所得各力学参数见表1。

表1  岩体及充填体力学参数

Table 1  Rock and filling body mechanic parameters

 

类型

密度/t/m3

体积模量/GPa

切变模量/GPa

内聚力/MPa

内摩擦角/°

抗拉强度/MPa

矿体

2.68

3.1

2.3

2.08

37

1.8

上、下盘破坏区

2.65

2

1.5

0.42

21

1.3

上盘大变形区

 

 

2.7

2.3

1.7

0.55

23

1.4

下盘大变形区

2.7

2.4

1.8

0.67

24

1.5

充填体(承载层)

2.38

1.9

1.4

0.7

28

1.2

结合现场工程实际,为了使模型尽量与现场情况接近,按照实测的岩体力学参数建立模型开挖求解。在未支护的情况下,待模型再次达到平衡后,得出进路巷道两帮围岩垂直应力分布图,如图4所示。

     图4  两帮围岩垂直应力分布图

Fig.4  Vertical stress of surrounding rock distribution diagram

由图4可知,在最靠近进路巷道3.8~4.5m处垂直应力值2MPa左右,这也正是破坏区与大变形区总的厚度;随着向岩体内部的延伸,应力值也在不断增加,即当两帮围岩处于稳定区时,其垂直应力值均达到4MPa以上。对于浅埋矿体而言,若不考虑构造应力的影响,一般视垂直应力为最大主应力σ1,由垂直应力引起的水平应力可由公式σ3=λσ1获得,其中λ为侧压系数,可由得出,为岩石泊松比,一般取为0.2。由于锚杆对破碎围岩力学参数的改变主要体现在粘聚力上,在锚固体变形至残余强度时仍然按摩尔—库伦强度准则计算,且围岩在加固前后的内摩擦角基本没有发生变化,这也是符合工程实际的。锚杆对两帮围岩加固后的粘聚力的公式可由以下公式计算:

                             (9)

式中:C2为锚杆加固后围岩总得粘聚力,MPa;C0为破碎围岩的粘聚力,MPa;C1为锚杆提供给两帮围岩的粘聚力,MPa。

结合材料力学、岩体力学可求得锚杆提供给两帮围岩的粘聚力为:

          (10)

式中:C1为锚杆提供给围岩的粘聚力,MPa;d为锚杆直径,取为0.02m;bc, bm分别为锚杆的间距与排距,取1m;σm为锚杆的屈服极限,350MPa;φ为围岩的内摩擦角,取为21°。

经计算可知,C1为1.6MPa。将式(10)代入式(9)可得:

              (11)

一般情况下,破坏区内的岩体在未支护之前的内聚力值很低,甚至为0,由于锚杆的支护最终提高了围岩的内聚力,若设未支护前岩体内聚力为0.05MPa,结合公式(11)可以得出围岩最终的内聚力值C2为1.65MPa。这说明锚杆通过改变围岩的力学参数(主要体现在粘聚力),从而提高了围岩的自身稳定性,起到了一定的支护作用。通过分析还可以得出影响破碎围岩的性质还与锚杆布置的间排距、锚杆的材料以及锚杆直径有关。

下面进行施加支护前后模型的数值模拟分析。为研究支护前与支护后进路巷道两帮围岩塑性区分布规律,仍以该中段第5分层为研究对象,经模拟最终得到了支护前后塑性区分布规律图,如图5所示。

          

    (a)支护前                         (b)支护后                              

图5  支护前后塑性区分布规律图

Fig.5  Plastic zone distribution law before and after supporting

 

由图5可知,支护前后进路巷道顶底板塑性区分布基本没有区别,这说明上覆充填体在支护前后其承载能力不会发生太大地变化。从图中还可以看出,两帮围岩塑性区在支护前后有明显不同,即支护前进路巷道两帮围岩塑性区分布范围与程度均明显大于支护后塑性区分布范围与程度。

下面分析支护前后进路巷道围岩位移分布规律,通过UDEC数值模拟得出了巷道围岩沿x方向位移云图,如图6所示。

          

                       (a)支护前                               (b)支护后                                                                       

   图6  支护前后巷道围岩沿x方向位移云图

Fig.6  Surrounding rock displacement contours along the x direction before and after supporting

 

由图6a可知,上盘围岩沿x方向最大变形量约为25cm,而下盘围岩最大变形量约为18cm,且上盘围岩变形破坏范围普遍大于下盘围岩变形破坏范围;由图6b可知,在采取了“锚网索”联合支护之后,上下盘围岩相对位移量控制在10cm以内,且两帮围岩变形量相差很小。

 

(1)通过理论分析得出采用“锚杆+金属网+锚索”新型联合支护方式对采场围岩进行支护。确定了合理的进路巷道支护参数:上盘围岩布置68排锚杆,锚杆规格为Φ22mm×2600mm,下盘围岩布置56排锚杆,其规格为Φ20mm×2400mm,并配合2500mm×3000mm金属网支护,网孔尺寸为50mm×50mm,金属网与金属网搭接处需要捆绑牢固,锚索与锚杆交错布置,沿走向方向每相隔两个锚杆安装一个锚索,上盘围岩布置35排锚索,规格为Φ15mm×5800mm,下盘围岩布置29排锚索,规格为Φ15mm×5500mm。

(2)采用UDEC数值模拟分析得出采用此种支护方式后塑性区分布范围与程度明显降低,该联合支护方案较好地阻止了上下盘围岩的变形与破坏,在回采作业的同时不仅确保了回采作业的安全性,还极大地降低了采场内矿石的贫化率,同时尽量做到降低支护成本,提高了矿山的经济效益。

参考文献(References)

[ 1 ] 校辉,朱彦鹏,郭楠,等. 软岩深基坑预应力锚杆承载特性与滑移面确定试验研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(S2):4287-4298.

[ 2 ] 冯帆,王二雨,郭忠平,等.破碎围岩非对称进路巷道支护技术研究与应用[J].辽宁工程技术大学学报(自科科学版),2014,33(9):1178-1182.

[ 3 ] 谭云亮,吴士良,尹增德,等.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社,2008.

[ 4 ] 雷远见,王水林.基于离散元的强度折减法分析岩质边坡稳定性[J].岩土力学,2007,27(7):1693-1698.

[ 5 ] 黄万朋,高延法,王军.扰动作用下深部岩巷长期大变形机制及控制技术[J].煤炭学报,2014,39(5):822-828.

[ 6 ] 董方庭,宋宏伟,郭志宏,等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报,1994,19(1):21-32.

[ 7 ] 柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与研究[J].中国矿业大学学报,2006,35(2):145-148.

[ 8 ] 李明远,王连国等.软岩巷道锚注支护理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社,2001.

[ 9 ] 谭云亮,刘传孝,赵同彬.岩石非线性动力学初论[M].北京:煤炭工业出版社,2008.

[ 10 ] 何满潮.深部软岩工程的研究进展与挑战[J].煤炭学报,2014,39(8):1409-1417.

[ 11 ] 严红,何富连,徐腾飞.深井大断面煤巷双锚索桁架控制系统的研究与实践[J].岩石力学与工程学报,2012,31(11):2248-2257.

[ 12 ] 李明远,王连国等.软岩巷道锚注支护理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社,2001.

[ 13 ] 李利平,李术才,赵 勇,等.超大断面隧道软弱破碎围岩渐进破坏过程三维地质力学模型试验研究[J].岩石力学与工程学报,2012,31(3):550-560.

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作者简介:王飞,(1990—),男,山东济宁人,硕士研究生,主要从事矿山压力与岩层控制方面研究。E-mail:122369012@qq.com

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