新城金矿深部斜坡道围岩稳定性分析与控制技术

2023-11-17蒋万飞秦绍龙赵兴东

金属矿山 2023年10期

蒋万飞秦绍龙赵兴东刘滨张庆鲁鑫

(1.山东黄金矿业股份有限公司新城金矿,山东莱州 261438;2.东北大学深部金属矿采动安全实验室,辽宁沈阳 110819)

由于社会高速发展的需要,金属矿产资源的需求量日益增加[1-2]。但随着浅部资源的枯竭,矿石开采必须向深部进军[3-5]。支护作为矿石开采的关键工作,是保障地下矿床开采的安全和围岩稳定性的前提,但由于深部地层具有比浅部更加复杂的地质条件和更高的应力水平,金属矿石深部开采的支护工作也具有更大的技术难度[6-8]。

我国金属矿深部开采起步较晚,目前我国开采深度超过1 000 m的矿山有16座[9]。对于深部巷道支护工作,靳文飞[10]提出在高应力条件下,采用耦合支护技术可以提高深部巷道开采过程中巷道围岩的承载能力,有效改善围岩的应力条件。武冲锋[11]采用数值模拟验证了中空注浆锚杆在深部大断面巷道具有比传统锚杆更好的支护效果。张伟合等[12]提出采用锚网喷U型钢联合支护技术,可有效控制深部巷道的大变形,并在现场工业性试验中得到验证。马维清等[13]对思山岭铁矿原有支护方案进行优化,提出井壁围岩释能支护与钢纤维混凝土联合的支护体系。孟冯超[14]提出“高预紧力锚网素喷+注浆”联合支护技术方案,解决了焦作矿区深部高应力巷道变形量大和破坏严重的问题。李晓飞等[15]提出深部高应力影响下蚀变岩型巷道采用“树脂锚杆+长锚索+双钢筋+喷射混凝土”联合支护方案,并取得了良好的支护效果。王成龙等[16]基于RMR和Q支护图表,提出了“喷射混凝土+锚杆+钢筋网+双筋条”支护。张明才[17]针对邢东矿深部矿井巷道变形大、支护困难的问题,提出强力锚杆锚索协调支护技术。侯华营[18]介绍了巷道非对称控制技术,根据原有巷道变形破坏特征,采用“薄弱结构加强支护”理念来解决非对称变形。

本文通过前期现场工程地质调查及室内岩石力学试验,对新城金矿深部斜坡道围岩进行岩体质量分级,并估算其物理力学参数。基于岩体质量分级结果和支护图表提出“树脂锚杆+锚索+金属网+双筋条+钢筋梁+喷射混凝土”支护,并采用数值模拟和楔形体识别对支护效果进行验证。

1 工程地质调查

1.1 地质概况

新城金矿V号矿体-1 085 m中段分布于主裂面之下的碎裂岩带内。矿体主体呈脉状,局部呈透镜状,局部具分支复合、尖灭再现等现象。从宏观上看,矿体比较完整,连续性好,与围岩接触界线明显。主要金属矿物包括自然金和黄铁矿,次要金属矿物为银金矿、黄铜矿、闪锌矿等。矿石中的金,主要以银金矿和自然金的独立矿物形式赋存于金属硫化物中,少量赋存于脉石矿物中,矿石工业类型属低硫型金矿石。矿体上盘围岩岩性主要包括绢英岩化花岗质碎裂岩和绢英岩化花岗岩等;矿体下盘围岩岩性主要为绢英岩化花岗闪长岩、绢英岩化花岗闪长质碎裂岩等。

主要控矿断裂为焦家断裂,其次为主断裂所派生和伴生的次级断裂和节理,为北东向含矿蚀变裂隙带,控制了矿化的局部富集。矿体构造、节理密集发育,总体走向为NE40°,倾向为NW,倾角24°～30°,构造面附着有黑色断层泥,异常光滑且稳定性极差,施工时应及早采取相应安全措施。采场内其他构造、节理也较为发育,走向、倾向不定,岩石稳固性差,节理裂隙的交汇部位,岩石比较破碎,极易造成冒顶事故。

围岩整体岩性及构造和矿体一致,主要通过样品分析来区分矿岩,且矿岩之间呈现渐变过渡关系。矿体较厚大部位普遍存在条带状和透镜状的夹石,夹石的产状、岩性和矿体基本一致,岩性主要包括绢英岩质碎裂岩、绢英岩化花岗闪长岩等。

1.2 现场调查

本次调查在新城金矿-1 080 m斜坡道进行,调查采用地质罗盘、皮尺、地质锤和照相机等工具,对围岩进行数据采集记录,如图1所示。具体操作步骤为:将皮尺从调查面的起点开始拉向终点并尽量贴紧岩面,用地质罗盘测量各节理的产状、张开度、迹长、粗糙度等信息并记录其所在位置。

图1 测线布置及测量Fig.1 Arrangement and measurement of survey

利用Dips软件对调查的节理进行分析,以节理走向或倾向玫瑰花图的形式表达出每个水平的节理组数、方向及发育特点。另外,采用等面积极点投影来表示节理面的产状,制成节理极点等密度图,以此定量地反映节理、裂隙发育的密集程度及其优势方位。新城金矿-1 080 m斜坡道节理裂隙等密度图和倾向玫瑰图,如图2,可见该区域内共有约3组节理和一些不规则节理,优势节理组产状为 210°∠70°,280°∠50°,320°∠45°。

图2 -1 080 m斜坡道节理等密图和倾向玫瑰图Fig.2 Contour plot and rosette plot of -1 080 m ramp

2 围岩质量评估

2.1 室内岩石力学试验

为了解矿区岩石的物理力学性质,从现场采集了典型岩石样品。尽量选取原始解理和裂隙发育较少的完整岩石,根据国际岩石力学学会推荐的试验方法对岩样进行加工,并对其进行单轴压缩试验、巴西劈裂试验和剪切试验如图3所示,最终获得岩石的各项物理力学参数,结果如表1所示。

表1 岩石物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of rock

图3 岩石力学试验仪器Fig.3 Rock mechanics test instruments

2.2 岩体质量分级及参数估算

根据前期现场工程地质调查结果和室内岩石力学试验结果,采用Q系统分级、RMR分级和地质强度指标GSI对矿区-1 080 m斜坡道分布的主要岩组进行的岩体质量分级,结果如表2所示。

表2 岩体质量评价结果Table 2 Evaluation results of rock mass quality

岩体是由结构面和结构体(岩块)组成的天然地质体,岩体和岩块从本质上属于同一物质,受结构面效应和尺寸效应的影响,二者力学性质往往差别很大,但有着紧密的联系。在实际的岩石力学工程分析中,岩体物理力学参数至关重要,因此需对其准确估算。虽然理论上岩体的力学参数可通过现场原位试验获得,但由于试验过程费时费力、成本高昂且不确定性因素较多,一般很少进行。另外考虑到原位试验的方法、设备、手段与现场工程条件的差异性,其现场试验结果也不完全具有代表性和通用性。因此,本文基于岩石的物理力学参数,采用RocLab软件对岩体的物理力学参数进行估算,结果如表3所示。

表3 岩体物理力学参数Table 3 Physical and mechanical parameters of rock mass

3 支护方案确定

3.1 巷道自稳时间

根据巷道自稳时间估算图表和岩体RMR值估算未支护开挖体的自稳时间(如图4)。由图4可知,新城金矿-1 080 m斜坡道围岩无支护自稳时间约为10 h,而该斜坡道的设计服务年限远远大于其自稳时间,为了保障巷道围岩在开采过程中的稳定与安全,必须对其采取相应的支护措施。

图4 -1 080 m斜坡道自稳时间Fig.4 Self-stabilization time of -1 080 m ramp

3.2 楔形体识别

通过Unwedge软件对最大潜在楔形体识别表明(图5):-1 080 m斜坡道两帮和底板潜在楔形体安全系数均大于16.143,比较稳定,顶板潜在最大楔形体安全系数为0,极不稳定,有垮塌的危险。需及时对其进行支护处理,以防止楔形体因自重应力而沿结构面冒落。

图5 巷道潜在楔形体Fig.5 Potential wedge in tunnel

3.3 支护参数和施工

-1 080 m斜坡道围岩Q分级值为0.24,RMR=36,-1 080 m斜坡道围岩岩体质量为Ⅳ级,岩体稳定性极差～很差。由上文,根据RMR和Q岩体分级支护标准[19-20],新城金矿-1 080 m斜坡道具体支护方式:树脂锚杆+锚索+金属网+双筋条+钢筋梁+喷射混凝土,图6为巷道支护示意图。

图6 -1 080 m斜坡道支护示意Fig.6 Support schematic of -1 080 m ramp

施工顺序:采用超前锚杆进行超前预控顶支护,超前支护长度视爆破进尺确定1.5～2 m。爆破后立即喷射3～5 cm厚混凝土、出渣;出渣后,立即采用“树脂锚杆+金属网+双筋条+喷射混凝土”支护;树脂锚杆间排距1 m,长度2.4 m,直径20 mm,全长锚固;喷射混凝土厚度10～15 cm。采用8#镀锌菱形金属网;双筋条,直径8～10 mm盘圆钢线拉直焊接,间距6～8 cm,长度1.2～1.4 m;托盘120 mm×120 mm×8 mm,冲击呈碗状。喷射混凝土后,补打长锚索+双筋条支护,锚索长4～5 m,间排距1.2 m。架设钢筋梁,喷射混凝土,打超前锚杆,进入下一掘进循环。

4 支护稳定性分析

4.1 计算模型及边界条件

由于巷道的走向较长,可以把三维问题简化为二维问题来研究。采用有限元数值模拟软件Phase2对其进行分析,计算模型(图7)尺寸:30 m×30 m,考虑到计算机计算速度以及计算精度问题,对巷道周围网格进行加密处理,模型共划分为13 104个三角形单位,6 451个节点,模型采用应力、位移约束,由于最大主应力与巷道走向方向一致,因此,垂直应力和最小水平主应力在模型平面内(σv=29.73 MPa,σh=22.41 MPa)。岩体假设为理想的弹塑性材料,并认为是各向同性,同时采用Hoek-Brown强度准则。

图7 巷道数值模型Fig.7 Numerical model of tunnel

4.2 计算结果分析

从图8～图10可以看出:巷道采用“树脂锚杆+锚索+金属网+双筋条+钢筋梁+喷射混凝土”支护后,顶板塑性区由1.924 m变为0.744 m,顶板位移由5.5 cm变为0.66 cm;左帮塑性区由0.743 m变为0.513 m,左帮位移由6.6 cm变为1.95 cm;右帮塑性区由0.864 m变为0.433 m,右帮位移由6.6 cm变为1.65 cm。相对于未支护的情况,巷道位移和塑性区均显著变小;由此可以看出,树脂锚杆+锚索+金属网+双筋条+钢筋梁+喷射混凝土支护有效地控制了巷道围岩的松动变形,强化了岩体整体的强度,该支护方案可行。