三山岛金矿深部巷道围岩破坏机理及支护参数优化_冷建民.pdf

三山岛金矿深部巷道围岩破坏机理及 支护参数优化 冷建民 1 吴大伟 2 王楠 1 贾万玉 1 （1. 山东黄金矿业 （莱州） 有限公司三山岛金矿， 山东 莱州 261442； 2. 深部金属矿山安全开采教育部重点实验室， 辽宁 沈阳 110819） 摘要随着开采深度增加， 三山岛金矿深部巷道开挖后围岩变形明显， 破坏现象突出， 沿用传统 （顶板） 的支 护工艺和参数已经难以满足深部巷道的支护要求。针对这一问题， 采用现场踏勘、 数值模拟和现场试验等手段开 展研究。首先， 分析了深部岩体开挖卸荷、 结构面发育程度以及当前支护手段等因素对巷道变形破坏的影响， 认为 高应力下开挖卸荷所产生的应力松弛是导致深部巷道变形和破坏的根本原因。其次， 提出了改进 （顶板两帮） 的 支护方案， 并通过数值模拟的手段对不同支护参数进行对比分析， 数值模拟结果显示， 当锚杆间距为1.2 m， 排距为 0.8 m时， 围岩右帮位移减少48.29， 塑性区体积减少58.23， 取得了最优支护效果。最后， 将该支护方案和参数应 用于三山岛金矿西山分矿-900 m分段联络巷支护中， 结果表明 新的支护方案实施后， 围岩没有出现明显的变形 和破坏， 保证了巷道的稳定性。研究结果可为该类蚀变岩型金矿床深部巷道支护设计提供参考和借鉴。 关键词金矿深部巷道锚网喷联合支护数值模拟现场试验 中图分类号TD353文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -06-045-06 DOI10.19614/ki.jsks.201906008 Failure Mechanism and Supporting Parameters Optimization of Deep Roadway Surrounding Rock in Sanshandao Gold Mine Leng Jianmin1Wu Dawei2Wang Nan1Jia Wanyu12 （1. Sanshandao Gold Mine， Shandong Gold Group Mining（Laizhou） Co.， Ltd.， Laizhou 261442， China； 2. Key Laboratory of Ministry of Education for Safe Mining of Deep Metal Mines， Shenyang 110819， China） AbstractWith the increase of mining depth，the deation and the damage phenomenon were obvious and promi- nent after the excavation of deep roadway in Sanshandao Gold Mine. It is hard to meet the supporting requirements of deep roadway by using traditional supporting technology and parameters. In view of this problem， researches were carried out by us- ing field investigation，numerical simulation and field tests. Firstly，the influencing factors such as excavation unloading of deep rock mass， development degree of structural plane and current supporting means on the deation and failure of road- way is analyzed. It is considered that the stress relaxation caused by excavation unloading under high stress is the fundamental cause for deation and failure of deep roadway. Secondly，an improved supporting scheme was put forward. Different sup- porting parameters were compared and analyzed by means of numerical simulation. The result showed that the displacement of the right sidewall of the surrounding rock was reduced by 48.29， and the volume of the plastic zone was reduced by 58.23 when the bolt spacing was 1.2 m and the row spacing was 0.8 m，with optimal support effect obtained. Finally，this support scheme and related parameters were applied to -900 m sublevel roadway supporting in Xishan mine of Sanshandao Gold Mine. The result showed that there was no obvious deation and damage of the surrounding rock after the new supporting scheme has been applied， ensuring the stability of roadway. This research can provide reference for deep roadway support de- sign of the altered rock type gold deposit. KeywordsGold ore， Deep roadway， Bolt-mesh-shotcrete combined supporting， Numerical simulation， Field tests 收稿日期2019-04-05 基金项目国家重点研发计划项目 （编号 2018YFC0604601） 。 作者简介冷建民 （1975） ， 男， 工程师， 硕士。通信作者吴大伟 （1990） ， 男， 博士研究生。 总第 516 期 2019 年第 6 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 516 June 2019 采矿工程 45 ChaoXing 金属矿山2019年第6期总第516期 地下金属矿山开采需要施工一系列的井下巷道， 这些巷道是井下矿石和废石运输、 行人和通风的重要 通道。当矿山开采深度较浅时， 井下巷道开挖导致围 岩发生缓慢变形， 在该条件下， 当岩体不受大的断层 破碎带影响时， 采用传统的锚杆 （管缝锚杆和树脂锚 杆） 支护手段即可及时有效地控制围岩变形。随着矿 山开采深度的增加， 受高地应力以及频繁爆破扰动的 影响， 巷道开挖后其两帮或顶板围岩极易发生片落破 坏， 影响巷道的整体稳定性。如果继续沿用浅部的支 护方式， 已不能起到预期的支护效果。三山岛金矿西 山矿区随着其开采深度的增加， 巷道围岩变形及破坏 现象明显。针对金属矿山巷道变形破坏问题， 国内外 研究人员开展了大量研究， 袁安营等 ［1］研究了动压影 响下巷道围岩的稳定性； 王成虎等 ［2］分析了巷道片帮 破坏的机理； 张华磊等 ［3］用断裂损伤理论、 弹塑性理 论分析了巷道围岩变形失稳机制； 月福财 ［4］等采用相 似材料试验的手段， 分析巷道围岩破坏产生的原因以 及破坏特征； 田莉梅 ［5］等采用了数值模拟的手段研究 了断层对于巷道稳定性的影响。但是， 当前研究主要 集中于对围岩变形破坏的机理研究， 缺少对其相应支 护措施的研究， 同时研究主要集中于完整坚硬岩体， 而三山岛金矿岩体主要以蚀变破碎岩体为主， 因此其 变形破坏的规律将更为复杂。 本项目以三山岛金矿为工程依托， 针对其深部 巷道围岩变形破坏的显著问题开展研究， 分析其巷 道围岩变形破坏的模式与机理， 并在此基础上提出 对应的支护方案以及支护参数， 以期为三山岛金矿 及相类似矿山深部开采过程中巷道的稳定性分析及 支护设计提供参考。 1工程概况 三山岛金矿是我国最大的地下黄金矿山之一， 该矿山位于山东省莱州市境内。当前开采深度已达 到-800 m， 开拓深度已接近-1 000 m。揭露的岩石主 要为钾化花岗岩、 绢英岩化花岗岩、 绢英岩、 局部为 黑云母花岗岩， 岩石单轴抗压强度在100～120 MPa之 间， 局部有煌斑岩穿插巷道， 煌斑岩较脆， 易对巷道 的稳定造成威胁。目前， 该矿使用上向水平分层充 填法开采， 随着矿山开采深度的增加， 特别是当开采 深度大于-800 m后， 受高地应力以及相邻采场频繁 爆破扰动影响， 巷道围岩变形明显， 破坏现象频繁发 生， 极大程度地影响了巷道的稳定性， 为深部矿山安 全高效回采带来隐患。 2三山岛金矿深部巷道变形破坏特征及机理 分析 2. 1深部巷道围岩变形破坏特征 通过现场实地踏勘， 统计三山岛金矿深部巷道 变形破坏特征可知， 巷道开挖后， 其两帮围岩首先出 现片状或板状剥落， 随着两帮破坏深度的增加， 进一 步引起巷道顶板的变形破坏， 最终导致整个巷道失 稳破坏。图1给出了巷道围岩的典型破坏图片， 分析 三山岛金矿深部巷道围岩变形破坏的特征与规律， 获得以下认知 ①巷道围岩破坏主要呈片状或板状 剥落； ②巷道围岩片状和板状剥落的深度一般受岩 体结构控制， 片状剥落厚度较薄， 板状剥落厚度较 大； ③巷道两帮围岩变形破坏一般为浅表层破坏， 一 般的破坏深度小于0.5 m； ④巷道开挖后围岩变形破 坏是逐渐发展的， 巷道开挖后如不进行有效的支护， 则围岩破坏深度将会逐渐增大， 破坏深度的增加导 致巷道跨度进一步加大， 影响巷道顶板的稳定性。 2. 2深部巷道围岩变形破坏机理研究 2. 2. 1三山岛金矿深部巷道开挖过程数值模拟 以三山岛金矿西山矿区-900 m中段分段联络巷 道为工程背景。该巷道埋深900 m， 巷道断面为半圆 拱形， 巷道规格为 （宽高） 4.2 m3.6 m， 拱高为2.1 m。当前巷道主要采用树脂锚杆支护方式， 树脂锚杆 长2.2 m， 直径20 mm， 锚杆间距1.5 m， 排距2.0 m。传 统的支护设计如图2所示， 树脂锚杆主要布置在巷道 的顶板。采用FLAC3D数值分析软件建立三维模型， 结合当前的工程实际， 所建数值模型尺寸 （长宽 高） 22 m20 m20 m， 模型单元总数为112 000个， 节点116 071个， 如图3所示。开展室内和现场岩石 力学试验， 得到了计算模型所需的围岩物理力学参 数如表1所示。参考相应文献 ［6］ 给出树脂锚杆材料 的计算力学参数， 如表2所示。计算采用理想弹塑性 本构模型， 摩尔库伦屈服准则。模型顶部为应力 边界， 四周及底部采用固定边界， 竖直方向以自重应 力场为主， 水平侧压力系数为1.5。 巷道开挖后， 立即对巷道顶板围岩进行支护， 分 析支护后巷道围岩的最小主应力分布及塑性区分布 情况， 如图4所示。由最小主应力分布图可知， 巷道开 挖后， 原岩应力得以释放， 围岩应力进行重新调整， 在 巷道周边形成了应力松弛区， 两帮和底板松弛范围较 大， 顶板松弛范围较小， 结合塑性区分布图， 应力松弛 46 ChaoXing 2019年第6期冷建民等 三山岛金矿深部巷道围岩破坏机理及支护参数优化 区内围岩破坏严重， 两帮和底板破坏范围较大， 顶板 破坏范围较小， 因此， 巷道开挖卸荷所产生的应力松 弛是导致深部巷道变形和破坏的根本原因。 2. 2. 2巷道变形破坏与开挖卸荷的关系 自然岩体为损伤岩体， 内部存在许多微裂纹， 根 据数值模拟的结果， 巷道开挖后， 周边围岩形成了应 力松弛区， 围岩卸荷效应明显。巷道开挖是一个复 杂的卸荷过程， 由于频繁的爆破扰动， 岩体内部损伤 不断积聚， 微裂纹逐渐张开和扩展， 最终贯通， 劈裂 成片状或板状岩块， 在重力作用下沿着开裂面脱落， 导致围岩片落。 2. 2. 3巷道变形破坏与岩体结构的关系 三山岛金矿床属于超大型构造蚀变岩型金矿 床， 区内围岩破碎， 结构弱面发达， 结构弱面的存在 加速了岩体破裂面的产生和形成。巷道开挖后， 围 岩卸荷区内微裂纹逐渐扩展， 由于结构弱面的切割， 裂隙发展至结构面后停止， 逐渐劈裂成了短小的板 状岩块， 受到频繁的爆破扰动影响， 结构弱面极易张 开、 起裂、 扩展和贯通， 导致岩块在重力作用下沿着 开裂面脱落， 最终形成围岩片落。 2. 2. 4巷道变形破坏与当前支护形式的关系 三山岛金矿巷道传统典型的支护设计断面如图 2所示， 传统支护条件下， 巷道顶板采取了锚杆支护， 两帮没有采取任何支护措施。根据数值模拟的结 果， 围岩应力松弛程度较低时， 破坏范围较小， 围岩 应力松弛程度较高时， 破坏范围较大， 因而当前的支 护形式对顶板起到了一定的支护作用， 但是， 忽略了 两帮的支护， 两帮围岩破坏深度相比于顶板增加了 125， 造成两帮围岩的变形和破坏频发。因此， 三山 岛金矿深部巷道的支护策略应添加对两帮围岩的支 护。 3三山岛金矿深部巷道支护参数优化 3. 1支护方案 在分析巷道围岩变形破坏的基础上， 改进当前 的支护方式， 对两帮岩体增加锚网喷支护。标准的 支护断面如图5所示。基于给出的标准方案， 采用数 47 ChaoXing 金属矿山2019年第6期总第516期 值模拟的手段优化支护参数， 设计如表3所示的9种 支护方案。金属网和喷射混凝土的材料参数如表4 所示。 3. 2模拟结果分析 3. 2. 1位移场分析 图6显示了传统支护方案与新的锚网喷支护方 案2、 方案4、 方案9的x方向位移云图， 相比于传统支 护， 锚网喷支护下， 巷道两帮的位移大幅度减小。选 取右帮作为研究对象， 统计右帮最大位移量， 传统支 护方案为6.17 cm， 按照新的锚网喷支护方案1～方案 9 次序， 依次为 3.02 cm、 3.59 cm、 4.50 cm、 3.18 cm、 3.77 cm、 4.55 cm、 3.32 cm、 3.98 cm、 4.51 cm。对比传 统支护条件下右帮最大位移量， 得到各个方案的位 移减小率为50.89、 41.63、 26.83、 48.29、 38.7、 26.02、 46.02、 35.28、 26.67。比较位移减小量， 方案1、 4、 7支护效果较好， 减小率均超过了45。 锚杆间距一定时， 右帮位移减小率与排距的关 系如图7所示， 随着排距的增加， 右帮位移减小率减 小， 而且变化较大， 最大极差达到24.06。锚杆排距 一定时， 右帮位移减小率与间距的关系如图8所示， 随着间距的减小， 右帮位移减小率也减小， 最大极差 6.35， 排距1.5 m时， 相差不大。对比极差减小率， 锚杆间距一定情况下， 排距对两帮位移的影响较 大。 48 ChaoXing 2019年第6期冷建民等 三山岛金矿深部巷道围岩破坏机理及支护参数优化 3. 2. 2塑性区分析 传统支护条件下的塑性区分布情况如图4 （b） 所 示， 破坏体积达到868.07 m3。图9显示了新的锚网喷 支护方案2、 方案4、 方案9巷道支护开挖后的塑性区 分布情况， 新的锚网喷支护方案极大地减小了塑性 区的分布范围。统计各支护方案塑性区体积， 按照 方案 1～方案 9 次序， 依次为 459.49 m3、 499.09 m3、 614.78 m3、 362.28 m3、 494.01 m3、 609.20 m3、 374.46 m3、 501.69 m3、 612.49 m3。对比传统支护条件下塑性区体 积， 得到各个方案的塑性区体积减小率为47.02、 42.46、 29.12、 58.23、 43.04、 29.76、 56.83、 42.16、 29.38。比较塑性区体积减小率， 方案4、 7 支护效果最好， 减小率超过了56。 锚杆间距一定时， 塑性区体积减小率与排距的 关系如图10所示， 随着排距的增加， 塑性区体积减小 率减小， 而且变化较大， 最大极差达到28.47。锚杆 排距一定时， 塑性区体积减小率与间距的关系如图 11所示， 随着间距的增加， 塑性区体积减小率呈现先 增大后减小的规律， 最大极差11.21， 排距1.5 m时， 相差最小。对比减小率极差， 锚杆间距一定情况下， 排距对两帮塑性区的影响较大。 由数值模拟的结果可知， 锚网喷支护条件下， 锚 杆的排距对支护的效果影响较大， 排距越小， 支护效 果越好； 综合考虑位移场和塑性区的特征， 方案4最 大限度的降低了塑性区的体积， 虽然右帮位移减小 率略低于方案1， 但是相差不大， 并且节约了支护材 料。因此， 方案4是最优的支护方案， 锚杆的间排距 参数为1.2 m0.8 m。 4现场工程实例 选取三山岛金矿西山分矿-900 m分段联络巷作 为现场试验地点， 该区域主要是绢英岩化花岗岩， 呈 灰绿色， 岩石蚀变较强， 为变余花岗结构和块状构 造， 节理发育， 岩石破碎， 极易产生围岩冒落。根据 以上地质条件设计支护方案为锚网喷联合支护， 巷 道断面为半圆拱型， 规格4.2 m3.6 m， 拱高2.1 m， 锚 杆为树脂锚杆， 直径20 mm， 长2.2 m， 间排距1.2 m 0.8 m， 金属网为菱形金属网， 喷射混凝土强度等级为 C20， 喷射厚度50 mm。 现场支护完成后， 在巷道中布置了监测点， 监测 巷道收敛变形， 如图12所示。监测周期为25 d， 图13 显示了两帮位移监测结果， 巷道开挖后， 两帮位移量 基本稳定， 约为8 mm， 没有发生明显的变形。图14 为现场支护效果图， -900 m分段联络巷没有发生明 显的破坏。因此， 新的锚网喷支护方案和参数显著 49 ChaoXing 地提高了巷道的支护效果和安全程度， 能够适应三 山岛金矿深部复杂的地质环境。 5结论 （1） 通过现场调查和数值分析， 认为高应力下开 挖卸荷所产生的应力松弛是导致三山岛金矿深部围 岩变形破坏的根本原因， 同时岩体结构弱面的存在 以及当前支护形式的缺陷在一定程度上加剧了围岩 的破坏。 （2） 提出了锚网喷新的支护方案， 分析不同锚杆 支护参数的影响。随着锚杆间距的增大， 两帮位移减 小量呈减小的变化规律， 塑性区体积呈先增大后减小 的变化规律。随着锚杆排距的增大， 两帮位移减小量 呈减小的变化规律， 塑性区体积也呈减小的变化规 律， 而且变化明显， 锚杆排距对支护效果影响较大。 （3） 综合分析位移场和塑性区的特征， 认为方案 4为最优支护方案， 锚杆的间排距为1.2 m0.8 m。 将该方案应用于三山岛金矿西山分矿-900 m分段联 络巷支护中， 支护完毕后， 经过25 d的收敛监测， 围 岩无明显变形和破坏， 证明该支护方案和参数可有 效保证三山岛金矿深部巷道的稳定性。 参 考 文 献 袁安营， 杨志勇， 杨英明. 动压影响下纵跨巷道力学分析与围岩 裂隙控制技术 ［J］ . 金属矿山， 2016（2） 47-50. Yuan Anying，Yang Zhiyong，Yang Yingming. Across mechanical analysis and control technology of surrounding rock of roadway un- der the influence of dynamic pressure［J］ . Metal Mine，2016（2） 47-50. 王成虎， 宋成科， 刘立鹏. 地下洞室围岩脆性破坏时的应力特征 研究 ［J］ . 岩土力学， 2012， 33 （S1） 1-7. Wang Chenghu， Song Chengke， Liu Lipeng. Study of stress charac- teristics of brittle failures of rock around underground openings ［J］ . Rock and Soil Mechanics， 2012， 33 （S1） 1-7. 张华磊， 王连国， 秦昊. 回采巷道片帮机制及控制技术研究 ［J］ . 岩土力学， 2012， 33 （5） 1462-1466. Zhang Hualei，Wang Lianguo，Qin Hao. Study of spalling mecha- nism and control techniques of mining roadway ［J］ . Rock and Soil Mechanics， 2012， 33 （5） 1462-1466. 月福财， 陈新， 钟文， 等. 进路式开采充填后破坏特征的相 似模拟试验 ［J］ . 金属矿山， 2017（11） 13-17. Yue Fucai，Chen Xin，Zhong Wen，et al．Failure characteristics of filling body in roadway drift stoping based on similar sim- ulation test ［J］ . Metal Mine， 2017（11） 13-17. 田莉梅， 张英， 张景华. 三山岛金矿上覆断层赋存状态对巷道 稳定性的影响 ［J］ . 金属矿山， 2018（1） 178-182. Tian Limei，Zhang Ying，Zhang Jinghua. Influence of the occur- rence status of overburden fault on roadway stability in Sanshandao Gold Mine ［J］ . Metal Mine， 2018（1） 178-182. 张振全. 深部高应力软岩巷道围岩应力分析及支护研究 ［J］ . 煤 炭技术， 2018， 37 （6） 49-51. Zhang Zhenquan. Stress analysis and support research of surround- ing rock in deep high stress soft rock roadway［J］ . Coal Technolo- gy， 2018， 37 （6） 49-51. 吴大伟. 金川三矿区高地应力巷道支护技术研究 ［D］ . 绵阳 西 南科技大学， 2016. Wu Dawei. Research on Support Technology of High Ground Stress Roadway in Jinchuan No.3 Mining Area ［D］ . Mianyang Southwest University of Science and Technology， 2016. 张振全. 深部巷道围岩应力壳时空演化特征与支护机理研究 ［D］ . 北京 中国矿业大学 （北京） ， 2018. Zhang Zhenquan. The Study on Temporal and Spatial Evolution Characteristics of Surrounding Rock Stress Shell of Deep Roadway and Supporting Mechanism ［D］ . Beijing China University of Min- ing Technology （Beijing） ， 2018. （责任编辑石海林） 金属矿山2019年第6期总第516期 ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ ［7］ ［8］ 50 ChaoXing