深部破碎硬岩采动压力分布规律与控制方法研究_付煜.pdf

深部破碎硬岩采动压力分布规律与控制方法研究 付煜 1 任凤玉 1 何荣兴 1 宫国慧 2 马东 1 （1. 东北大学资源与土木工程学院， 辽宁 沈阳 110819； 2. 鞍钢集团矿业弓长岭有限公司井采分公司， 辽宁 辽阳 111007） 摘要为研究深部破碎硬岩采动压力分布规律， 以弓长岭井下铁矿为工程背景， 采用收敛监测的方法， 对3 个不同采深的采场进行采动压力监测。监测结果表明 弓长岭井下铁矿采动压力变化呈波动趋势， 最大采动压力出 现在采空区边界8 m左右的位置； 采动压力的峰值在空区边界上盘方向3 m到下盘方向10 m左右的范围内； 沿矿体 走向方向， 采动压力的影响范围超过11.5 m， 距回采工作面8.5～11.5 m范围内存在较大采动压力； 采空区旁侧采动 压力辅助监测得到采动压力峰值距采空区边界6.2～9.3 m的范围内， 验证了最大采动压力出现在采空区边界8 m左 右的结果。在此基础上， 提出了锚网喷浆联合支护方案， 预计该方案能够很好地解决弓长岭井下铁矿深部矿岩采动 压力显现问题， 达到预期的支护效果。 关键词深部破碎硬岩采动压力收敛监测峰值范围影响范围锚网喷浆联合支护 中图分类号TD323文献标志码A文章编号1001-1250 （2018） -12-039-06 DOI10.19614/ki.jsks.201812007 Mining Pressure Distribution Law and Control in Deep Broken Hard Rock Fu Yu 1 Ren Fengyu1He Rongxing1Gong Guohui2Ma Dong1 （1. School of Resources Civil Engineering， Northeastern University， Shenyang 110819， China； 2. Underground Mining Branch Company of Ansteel Mining Gongchangling Co.， Ltd.， Liaoyang 111007， China） AbstractIn order to figure the mining pressure distribution law in deep crushed hard rock， and with Gongchangling iron mine as engineering background， mining convergence monitoring is made in three stopes with different depths. The moni- toring results show that the mining pressure in Gongchangling shows a fluctuating trend with the maximum mining pressure ap- pearing at about 8 m away from the boundary of the gob. The peak of mining pressure appears within 3 m above the hanging wall and 10 m below the foot wall. The influence scope of the pressure exceeds 11.5 m along the direction of the ore-body， and the concentrated mining pressure exists in the range of 8.5 to 11.5 m from the working face. The peak mining pressure is with- in 6.2 to 9.3 m to the boundary by auxiliary side-pressure monitoring， which verifies the maximum mining pressure appearing at about 8 m away from the boundary. On this basis， a bolt-net-grouting joint support scheme is proposed to solve the problem of mining pressure in deep underground and achieve expected supporting effect. KeywordsDeep broken hard rock，Mining pressure，Convergence monitoring，Peak value scope，Influence scope， Bolt-net-grouting joint support 收稿日期2018-05-29 基金项目国家重点研发计划项目 （编号 2016YFC0801601， 2016YFC0801604， 2016YFC0801606） ， 国家自然科学基金重点项目 （编号 51534003） 。 作者简介付 煜 （1987） ， 男， 博士研究生。通讯作者任凤玉 （1956） ， 男， 教授， 博士研究生导师。 随着地下开采深度的逐渐增加， 采动引起的地 压显现越发明显 ［1-4］， 主要表现为巷道变形、 冒顶、 片 帮、 底臌、 垮塌等现象， 严重地影响了矿山的正常开 采和人员安全 ［5-6］。为此， 许多学者采用现场监测的 方法， 分析研究了采动压力的特征及变化规律， 寻求 有效控制采动压力的方法。丁航行等 ［7］对二道沟金 矿急倾斜薄矿脉采动压力进行了监测， 根据监测结果 确定了采动压力峰值距离采场的范围。彭府华等 ［8］ 对金川二矿区岩体应力和巷道收敛变形进行了监 测， 分析评价了大面积开采和水平矿柱开采对14行 回风井和上下盘围岩体的影响。刘杰、 徐文全、 张农 等 ［9-11］分别对不同煤矿回采工作面采动应力进行了 监测， 得到了采动压力的分布规律及影响范围， 对煤 矿安全开采具有重要指导意义。 总第 510 期 2018 年第 12 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 510 December 2018 39 ChaoXing 金属矿山 基于上述研究结果， 本文主要研究深部破碎硬 岩采动压力的分布规律与控制方法， 以弓长岭井下 铁矿为研究背景， 采用收敛监测的方法， 对3个不同 深度的采场进行采动压力监测， 得到了采动压力的 变化特征， 确定了采动压力的峰值范围和影响范 围。根据监测采动压力的变化特征分析了现有支护 方式与矿岩特征的不适应性， 提出了锚网喷浆联合 支护方案， 该方案预计能够有效地控制深部破碎硬 岩采动压力显现问题， 实现矿山的安全高效开采。 1工程概况及监测方案 弓长岭井下铁矿为急倾斜中厚矿体， 矿体走向长 4 850 m， 垂直延深-700 m以下， 分为西北区、 中央区 和东南区3个采区。其中， 中央区采深最大， 应用沿 走向布置进路的无底柱分段崩落法开采， 已开采 至-280 m中段， 采深达500 m左右， 与西北区回采水 平高差330 m， 与东南区露天回采高差670 m。高落差 开采加剧了中央区深部地压显现， 采准巷道破坏严 重。现场调查发现， 在水平或缓倾斜节理面的岩层中 经常出现沿结构弱面的拉伸破坏； 在结构面相互交叉 的岩体中， 大块冒落情况较为频繁， 冒落长度一般在 2～5 m， 冒落高度可达2～3 m。在层理与节理比较发 育的岩体中， 通常出现片帮冒顶破坏， 拱角先受到剪 切作用破坏掉落， 之后侧墙受拉应力片落， 最后顶板 发生冒落， 还有的顶板先出现冒落， 后片帮和顶板沿 结构面呈楔形体破坏冒落， 接着拱角向外扩展， 这种 形式的冒落长度一般较大， 多达10～30 m， 一次冒落 高度可达2～3 m。尤其在矿岩节理裂隙十分发育的 部位， 巷道掘进后未采取任何支护措施， 受周围采动 压力的影响， 2～3个月后经常发生突然冒落垮塌， 整 条巷道堵死报废。另外， 巷道在支护过程中， 突然来 压， 发生大面积冒落， 前方刚搭建好的支护钢筋全部 被压弯， 造成巷道全部堵死报废。因此， 研究弓长岭 井下铁矿深部采动压力的分布规律及控制方法具有 重要意义。 现场监测点布置方式如图1所示， 测量记数方式 为每次测量读数与初次测量数相减， 差值作为监测 结果， 差值为正数， 表示和最初监测相比监测巷道断 面尺寸变大， 负数则相反。 根据现场情况， 分别选择-136 m 西扩 31 采 场、 -232 m东3～4穿采场和-220 m西2413采场为监 测采场。监测巷道选择在回采巷道的正下方， 并与 回采巷道相垂直。各监测采场与监测点的位置关系 如图2所示。 2监测结果分析 2. 1采动压力的峰值监测 -136 m西扩31采场回采步距1.5 m， 回采范围从 回采工作面距离监测巷道前9.7 m到越过2.3 m， 回采 长度12 m， 期间共监测9次， 监测巷道布置在监测采 场下方-160 m水平， 共布置7排监测点， 监测点排距 为2.7 m （图2 （a） ） ， 监测结果如图3所示。 从监测结果可知， 各监测点的位移变化量在回 采工作面距离监测巷道8.2 m时最大， 表明监测巷道 承受较大的采动压力。当回采工作面从8.2 m移动到 5.2 m的过程为卸压阶段， 巷道断面尺寸逐渐增大； 当 回采工作面从5.2 m越过监测巷道后2.3 m的过程中， 2018年第12期总第510期 40 ChaoXing 付煜等 深部破碎硬岩采动压力分布规律与控制方法研究 监测巷道的垂直和水平方向位移变化量呈波动性变 化， 垂直方向经历了先承压再卸压的过程， 水平方向 则一直处于卸压波动的状态。 从图3可知， 随着回采工作面越过监测巷道， 7 排监测点垂直方向的位移变化量分别为-0.67、 0.05、 -0.33、 -0.46、 0.21、 0.73、 0.76 mm， 位移变化量较 小， 正负值变化均在1 mm以内， 监测点排1～4中除2 号监测点位移变化略微增大外， 其余3个监测点位移 变化均为负值， 表明同初次监测相比， 监测点排1～4 的垂直方向的采动压力有所增大， 而监测点排5～7 的顶板位移变化全部为正值， 说明垂直方向的采动 压力得到了一定的释放。分析上述现象， 从图2 （a） 中可以看出， -112～-136 m之间的矿体出现反倾， 而 回采进路布置的位置靠近矿体的下盘侧， 放矿时上 盘的矿石散体不能全部放出， 垂直方向的采动压力 通过存留在上盘的矿石散体将压力传递到下方的监 测点上， 导致监测点排1～4垂直方向的距离变小， 而 监测点排5～7处于矿体的下盘侧， 随着矿石散体的 放出， 采动压力得到释放。 此外， 当工作面经过监测巷道后， 监测点排1～7 的水平方向位移变化值分别为0.60、 1.33、 1.41、 1.58、 1.38、 1.71、 1.04 mm， 全部为正值， 此时监测巷道水平 方向处于卸压状态， 除了监测点排1位移变化量在 0.60 mm以外， 其他监测点的位移变化都在1 mm以 上。卸压后监测巷道的位移变化量即反应卸压前巷 道承受压力的大小， 表明当回采工作面越过监测巷 道时， 采动压力峰值范围在监测点排2～7之间， 最大 采动压力出现在监测点排6的位置， 距采空区边界8 m左右。将空区边界投影到监测巷道， 投影点距监测 点排2的距离3.2 m， 距离监测点排7的距离10.3 m， 得出采动压力的峰值在空区边界上盘方向3 m到下 盘方向10 m左右的范围内。 2. 2采动压力的影响范围监测 -232 m东3～4穿采场的监测点布置在-244 m 东4穿巷道内， 共布置4排监测点， 监测点排距为3 m （图2 （b） ） ， 期间共监测20次， 工作面回采9次， 回采 步距 1.5 m， 回采工作面移动范围从距监测巷道前 11.5 m到越过监测巷道2 m， 回采长度13.5 m。由于 前期监测时采场出矿周期较长， 回采工作面在同一 位置不同日期时进行了多次监测， 其中回采工作面 距监测巷道前11.5 m时， 监测了2次， 回采工作面距 监测巷道10 m时， 监测了5次， 回采工作面距监测巷 道中心8.5 m时， 监测了6次， 各监测点垂直方向和水 平方向的位移变化量如图4所示。 从图4可以看出， 在监测的过程中， 每个监测点 的位移均呈规律性波动变化， 表明沿矿体走向方向 采动压力的影响范围超过11.5 m。分析得出， 监测巷 道垂直和水平方向位移的波动幅度与回采工作面的 位置有关。当回采工作面距监测巷道 8.5～11.5 m 时， 监测巷道水平和垂直方向的位移变化量经历2个 循环的增减， 采动压力波动幅度较大， 存在较大采动 压力。在爆破后未出矿前， 监测点位移变化量为负 2018年第12期 41 ChaoXing 金属矿山 值递增， 监测巷道承受的采动压力逐渐递增， 巷道断 面变小， 之后的放矿过程中， 随着矿石的流动放出， 监测巷道承受的采动压力得到释放， 巷道断面垂直 和水平方向的位移变化量为正值， 巷道断面变大。 在每次的监测中， 位于围岩里的测点排1和排2 的位移负值变化量均大于位于矿体里的测点排3和 排4， 表明在同等条件下， 围岩的抗压强度低于矿体 的抗压强度， 围岩的抗变形能力较弱， 变形量较大。 当回采工作面在距监测巷道小于8.5 m时， 各监测点 波动幅度降低而趋于平稳， 正负位移变化量均在1 mm以内。 此外， 分析得出， 工作面爆破时， 向自由面崩落 矿石的同时， 也对周围岩体施加反冲力， 岩体密度和 承载力加大， 形成向下的挤压力， 引起下部监测巷道 的压力逐渐增大， 随着崩落矿石的放出， 爆破引起的 采动压力逐渐得到释放， 监测巷道所受到的压力逐 渐减小。当监测巷道与回采工作面距离较小时， 工 作面爆破通风后立即出矿， 爆破反冲力引起的岩体 密度加大和压力升高现象， 还未传递到下方的监测 巷道， 就已从工作面出矿释放， 导致监测巷道位移变 化幅度急剧变小。随着回采工作面位置的变化， 在 爆破与出矿交替进行时采动压力呈波动性变化， 引 起周围相关工程的受力性质与受力方向复杂化， 围 岩中的监测点比矿石中监测点位移变化量大的现象 表明， 软岩巷道受到的爆破冲击力的作用更大。 2. 3采空区旁侧采动压力辅助监测 弓长岭井下铁矿中央区由于历史原因， -160 m中 段以上的矿体没有得到合理的开采， 随着开采深度的 不断加深， 地表塌陷形成的废石散体将大量矿石埋于 地下， 形成残矿， 为最大限度地回收这些残矿体， 中央 区一些采场负责承担残矿回收， 残矿回采时引起的采 动压力会影响到周围已有工程的稳定性。为此， 选 择-220 m西2413采场进行采动压力监测， 2413采场 为Fe4磁铁矿石， 矿体厚度较大， 分2条沿脉进路进行 回采， 回采时先回收上部残矿体， 待工作面的每一步 距残矿回收后， 再进行下一步距的回采。监测巷道 为-232 m水平西12穿， 共布置4排监测点， 均位于上 盘的岩体中， 监测点排距为3 m （图2 （c） ） 。 2413采场的采动压力共监测了13次， 由于上部 存留的残矿体较多， 回收周期较长， 2条采矿巷道只 各回采了1个崩矿步距， 回采距离1.5 m， 1监测进路 回采工作面从距巷道前8 m移动到6.5 m， 2监测进 路从5 m移动到3.5 m， 监测结果如图5所示。 从监测结果看， 2条回采进路工作面分别距离巷 道8 m和5 m时， 在不同时期共监测了8次， 期间为残 矿回收， 监测点位移变化呈波动趋势， 当监测时工作 面处于出矿状态时， 随着散体的流动， 采动压力得到 释放， 监测巷道断面尺寸变大， 出矿停止后， 随着上 部散体的补充压实， 采动压力通过压实的散体逐渐 向周围传播， 监测巷道承受的采动压力增大， 断面尺 寸变小。当工作面爆破时， 形成一定的空间， 上部的 散体迅速向下流动形成相互挤压， 采动压力急剧增 大， 造成监测巷道断面尺寸迅速缩小， 由于2回采进 路比1回采进路距离监测点较近， 工作面爆破后， 采 动压力引起的监测巷道位移变化量明显较大， 垂直 方向位移变化量达12.46 mm， 水平方向位移变化量 为7.01 mm， 随着矿石的放出， 采动压力逐渐释放， 位 移变化呈波动趋势。 分析得出， 工作面爆破瞬间空间增大， 上部散体 大量涌入压实， 会造成采动压力的突然变大， 周围已 有工程将瞬时承受较大的压力冲击。此外， 当监测 巷道顶板和两帮处于受压位移变化量最大时， 1回 采进路和2回采进路的回采工作面距离监测点水平 距离分别为9.3 m和6.2 m， 表明采动压力的峰值距采 空区边界约6.2～9.3 m范围内， 这与-136 m水平31 采场最大采动压力出现在采空间边界8 m的结果相 符合。 3采动压力控制方法 弓长岭井下铁矿深部开采时， 采动压力作用明 显， 现采用的支护方式主要有钢筋混凝土支护、 金属 拱架支护、 锚杆支护等， 但支护后效果均不理想， 巷 道仍然出现了严重的破坏和垮塌现象， 返修难度大， 2018年第12期总第510期 42 ChaoXing 成本高。上述采动压力监测结果表明， 弓长岭井下 铁矿深部开采时采动压力主要呈波动性变化， 在回 采的过程中， 巷道承压和卸压交替变化十分频繁， 由 于矿岩节理裂隙较为发育， 采动压力的波动性变化 极易引起矿岩的松动、 冒落和垮塌等现象， 高强度刚 性支护方式不能与采动压力的波动性特征相适应， 矿岩松动破坏后形成的小块体导致刚性支护结构失 稳。因此， 在采动压力控制时， 支护方式要考虑到岩 体节理裂隙发育和采动压力波动性变化的特征， 充 分利用矿岩自稳的特点， 支护结构能够为支护断面 提供较为均匀的支护抗力， 同时具有可伸缩变形的 性质和足够的辅助支护强度。为此， 提出了锚网喷 浆联合支护方案， 打锚杆与挂金属网紧跟工作面后 进行。根据监测的采动压力侧向和前向的影响范 围， 防止出现剧烈的采动压力引起巷道的破坏， 每掘 进8 m左右进行1次喷浆， 喷浆厚度盖住金属网后停 止喷浆。在锚网喷浆联合支护体中， 锚杆的作用主 要加固围岩， 增大围岩切向缝和斜向缝的粘结力与 抗剪力。金属网在喷浆前主要起均匀分布锚杆支护 抗力的作用， 并与锚杆构成可伸缩变形的支护结构， 喷浆后， 金属网均匀分布喷层内力， 防止喷层收缩开 裂。喷射混凝土层主要胶结加固围岩表层， 并提高 围岩径向缝的抗剪强度。在锚网和混凝土浆体的共 同作用下， 可改善围岩的完整性、 增强岩体自承能 力， 相当于一定深度的围岩掺入支护联合体而形成 具有相当厚度的三向均匀压缩应力状态的组合承载 拱。这种承载拱对围岩施加主动抗力， 当其强度与 刚度适应围岩变形特性时， 便可辅助围岩实现巷道 稳固目标。 支护锚杆的长度为1.8 m， 每排布置11根锚杆， 锚杆间距0.7 m， 直径φ20 mm， 托盘尺寸140 mm 140 mm8 mm。金属网采用φ6 mm钢筋焊接而成， 网格尺寸为100 mm100 mm， 网格形状为菱形， 喷 浆厚度20～80 mm， 当喷层厚度超过50 mm时， 分2 次喷浆， 支护参数如图6所示。该方案预计能够很好 地解决弓长岭井下铁矿深部采动地压显现问题， 达 到理想的支护效果。 4结论 （1） 采动压力的峰值范围监测得出， 最大采动压 力出现在采空区边界8 m左右的位置， 采动压力的峰 值在空区边界上盘方向3 m到下盘方向10 m左右的 范围内。 （2） 采动压力的影响范围监测得出， 爆破与出矿 交替进行时采动压力呈波动性变化。沿矿体走向方 向采动压力的影响范围超过11.5 m， 距回采工作面 8.5～11.5 m的范围内， 采动压力波动较为剧烈， 巷道 承受较大的采动压力。 （3） 采空区旁侧采动压力辅助监测结果表明， 放 矿时随着矿石散体的放出和沉实， 采动压力呈波动 变化趋势， 采动压力峰值距采空区边界6.2～9.3 m的 范围内， 验证了最大采动压力出现在采空区边界8 m 左右的结果。 （4） 根据采动压力的波动性变化特点， 结合弓长 岭井下铁矿矿岩特征， 分析了现有支护方式与采动 压力特点的不适应性， 提出了锚网喷浆联合支护方 案， 该方案预计能够很好地解决弓长岭井下铁矿深 部矿岩采动压力显现问题， 达到预期的支护效果。 参 考 文 献 Wang L G，Song Y，He X H，et al. 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