千米深井高应力破碎围岩控制技术

doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.112

千米深井高应力破碎围岩控制技术

王成龙^,¹, 侯成录², 杨尚欢^,², 赵兴东³

1.山东黄金集团有限公司烟台矿业事业部，山东莱州 261440

2.山东黄金矿业（莱州）有限公司三山岛金矿，山东莱州 261442

3.东北大学采矿地压与控制研究中心，辽宁沈阳 110819

Control Technology of High Stress Broken Surrounding Rock in Kilometer Deep Shaft

WANG Chenglong^,¹, HOU Chenglu², YANG Shanghuan^,², ZHAO Xingdong³

1.Yantai Mining Business Department of Shandong Gold Co. ，Ltd. ，Laizhou 261440，Shandong，China

2.Sanshandao Gold Mine，Shandong Gold Mining （Laizhou） Co. ，Ltd. ，Laizhou 261442，Shandong，China

3.Geomechanics Research Center，Northeastern University，Shenyang 110819，Liaoning，China

通讯作者: 杨尚欢（1979-），男，山东鄄城人，工程师，从事矿山岩石力学方面的研究工作。kdta2007@126.com

收稿日期: 2020-06-14 修回日期: 2020-07-29 网络出版日期: 2021-01-29

基金资助:

中央高校基本科研业务费专项“深部强采动诱致采场围岩失稳判别及其响应特征”. N2001033
NSFC-山东联合基金项目“胶西北滨海深部含金构造探测与采动灾害防控机理研究”. U1806208

Received: 2020-06-14 Revised: 2020-07-29 Online: 2021-01-29

作者简介 About authors

王成龙（1972-），男，山东郓城人，高级工程师，从事采矿工程管理工作292506006@qq.com , E-mail：292506006@qq.com

摘要

针对千米深井高应力破碎围岩控制难题，以三山岛金矿大埋深巷道为工程背景，通过现场工程地质调查，获取围岩结构面信息，并结合室内岩石力学试验，进行岩体质量分级和岩体参数估算；基于RMR和Q支护图表，确定采用“喷射混凝土+锚杆+钢筋网+双筋条”方法对研究区域进行支护；应用RS2和Unwedge软件分析巷道支护前后围岩塑性区、位移和潜在楔形体安全系数的变化特征。结果表明：巷道支护后，围岩塑性区和位移显著减小，潜在楔形体安全系数明显增大，提出的支护方案能够确保巷道稳定。由此可知，经验法与数值模拟法相结合的综合研究方法可以准确地分析巷道稳定性情况，并确定更可靠的支护方案，为矿山安全生产提供可靠保障。

关键词： 千米深井 ; 高应力 ; 破碎围岩 ; 岩体分级 ; 围岩支护 ; 数值模拟

Abstract

The deep mining has become an inevitable trend of the world’s metal deposit mining with the depletion of shallow metal mineral resources.The surrounding rocks in deep stopes and roadways are often in a complex stress environment of “three highs and one disturbance”.The surrounding rocks in deep roadways often suffer from collapsed，rock bursts and other damages，which causing ore loss and depletion，equipment damage and casualties，and seriously hindering the production of mines.The Sanshandao gold deposit is the earliest discovered large-scale gold deposit of altered rock in the broken zone.The structure faulted is the mainly faulted in the area.The Xinli fault zone located in the northeast of the Sanshandao-Cangshang fault zone is an ore-controlling faulted structure in the mining area.The rock mass in the fault zone is subject to strong weathering and tectonic movement.The cracks are very developed and the surrounding rock strength is low.The roof collapse often occured during tunneling.Therefore，it is necessary to take timely and effective support measures for deep high-stress fractured surrounding rocks.In this paper，the deep roadway of Sanshandao gold mine is used as the engineering background.Through field engineering geological surver，and the discontinuity information of surrounding rock at -1 005 m level in Sanshandao gold mine was obtained.The surrounding rock is mainly distributed with three sets of joints，and one set is nearly parallel to the axial direction of the roadway and the inclination angle is about 90°.The laboratory studies were carried out.Rock mass classfication were estimated，accordingly.Q=1.5，RMR=40.25，GSI=35.The quality of the rock mass is poor.Roclab software was used to estimate the mechanical parameters of the rock mass，and the compressive strength and tensile strength of the rock mass are 3.477 MPa and 0.003 MPa，respectively.The rock mass strength is low.Based on the support charts with RMR and Q，the shotcrete + anchor + reinforcement mesh + double bars support method was adopted in the study area.The RS2 and Unwedge software were used to analyze the change characteristics of surrounding rock plastic zone，displacement and potential wedge safety factor before and after roadway support.The results show that after the roadway is supported，the vertical displacement of the roadway roof is reduced from 2.2 cm to 0.76 cm.The plastic zone of the roadway roof is reduced from 4.481 m to 1.634 m，the leftwall plastic zone is reduced from 1.760 m to 0.859 m，and the rightwall plastic zone is reduced from 1.830 m to 0.860 m，the safety factor of the potential wedge of the roadway roof increased from 1.5 to 22.7.The plastic zone and displacement of the surrounding rock are significantly reduced，and the potential wedge safety factor is significantly increased.The proposed support scheme can ensure the stability of the roadway.Therefore，the comprehensive research method of combining the empirical method and numerical simulation can accurately to analyze the stability of the roadway and determine a more reliable support scheme.It provides a reliable guarantee for the mine safety production.

Keywords： kilometer deep shaft ; high stress ; fractured surrounding rock ; rock mass classification ; rock support ; numerical simulation

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本文引用格式

王成龙, 侯成录, 杨尚欢, 赵兴东. 千米深井高应力破碎围岩控制技术[J]. 黄金科学技术, 2020, 28(6): 885-893 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.112

WANG Chenglong, HOU Chenglu, YANG Shanghuan, ZHAO Xingdong. Control Technology of High Stress Broken Surrounding Rock in Kilometer Deep Shaft[J]. Gold Science and Technology, 2020, 28(6): 885-893 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.06.112

随着浅部金属矿产资源的日益枯竭，深部采矿已成为世界金属矿床开采发展的重要趋势。深部开采时，采场和巷道围岩处于“ 三高一扰动”的复杂应力环境中^［1-3］，岩体常出现冒顶、坍塌和岩爆等破坏，造成矿石损失和贫化、设备损坏及人员伤亡等，严重阻碍着矿山正常生产^［4-8］。目前我国超过千米开采的金属矿有三山岛金矿、新城金矿、红透山铜矿、冬瓜山铜矿、会泽铅锌矿和凡口铅锌矿等^［9］。

对于深部高应力破碎围岩支护的问题，侯朝炯^［10-11］针对深部巷道变形问题，提出了改善巷道围岩应力状态、围岩力学性能，合理选择巷道支护形式、提高巷道支护阻力，以及优化巷道断面等深部巷道围岩控制的有效途径。柏建彪等^［12］和Wang等^［13］对深井巷道变形控制进行了研究，发现提高岩体自承能力、减小围岩内应力集中及采取合理的锚网支护技术，有助于维护巷道的稳定性。崔耀等^［14］针对硬质破碎岩体中隧道支护问题，摒弃常用的提高支护刚度的设计思路，提出“锚杆+内压（支撑）构件”形成锚肋组合支护体系。徐青云等^［15］通过对锚杆锚固长度、预紧力、锚杆长度和锚杆间排距等参数进行优化，解决了陈四楼矿深部松散破碎围岩大巷支护难题。郭建伟等^［16］和Meng等^［17］基于实际工程问题，综合数值模拟分析、现场测试和实验室研究等手段，得出深井低强度岩体巷道失稳机制、过程及原因。杨亚平等^［18］针对金川矿区深部高应力破碎岩体巷道围岩变形量大、支护难和使用周期短等特点，根据典型的巷道破坏特征与工程地质条件，提出相应的新型支护方案。袁亮等^［19］对淮南矿区深井巷道进行了深入研究，提出岩巷围岩分级体系；针对维护困难的深井巷道，提出了改善围岩应力状态、增强岩体强度、加固破碎围岩、转移应力和扩大承载圈的深部巷道围岩治理原则，初步形成适用于该地区深井巷道的围岩支护理论和技术。以上研究在选择破碎围岩的支护方案时主要依靠经验，并没有可靠的设计依据。

本文在现场地质调查的基础上，结合室内岩石力学试验，对围岩进行了岩体质量分级，并估算出相应的岩体力学参数；基于RMR和Q支护图表，选择确定了“喷射混凝土+锚杆+钢筋网+双筋条”的支护方式；应用RS2和Unwedge软件对巷道支护前后围岩塑性区、位移和潜在楔形体安全系数的变化特征进行分析，进而确定合理的支护方案，来控制三山岛金矿-1 005 m中段巷破碎围岩变形破坏。

1 工程地质调查

1.1 现场概况

三山岛金矿是我国最早发现的破碎带蚀变岩型特大型金矿床，区内构造极为发育，主要为断裂，其中规模最大的断裂为三山岛—仓上断裂，次级断裂为NW向三山岛—三元断裂，属于成矿期后再次活动的断裂构造。次级断裂主要分布于三山岛—仓上断裂带中间及下盘NNE-NEE向断裂，次级分支断裂发育形成若干断裂带，构成三山岛矿区的主要控矿构造。断裂带内岩体受强烈的风化及构造运动作用，裂隙十分发育，围岩强度较低，在巷道掘进及服役过程中常出现坍塌和冒顶等问题。

通过对三山岛金矿-1 005 m中段巷道迎头向后15 m范围内未喷浆的区域进行岩体结构调查可知，三山岛金矿-1 005 m中段巷道位于破碎花岗岩体中，围岩主要为破碎花岗岩，受采动应力的影响，巷道围岩经常出现大范围的冒落，严重威胁矿井安全生产。围岩主要分布3组节理，其中一组节理走向与巷道轴向近于平行，倾角近90°，如图1（a）所示；巷道采取“管缝锚杆+钢筋网+喷浆”支护，管缝式锚杆经常顺着节理面进行安装，部分管缝式锚杆已经脱落［图1（b）］，而且现场喷浆厚度不到1.5 cm（实测7个点，取平均值），在采动应力作用下，巷道经常出现冒落现象。

图1

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图1 -1 005 m中段巷道支护及节理情况

Fig. 1 Support and joint situation of roadway at -1 005 m level

1.2 巷道失稳原因分析

（1）高地应力。根据在-960 m中段的测试结果，最大主应力为41.37 MPa，方向为NE40°，巷道的轴向为NE24°，最大主应力与巷道轴向近于平行。

（2）节理发育。现场实测有3组节理组，其中一组节理走向与巷道轴向平行，平均倾角为85°，与最大主应力方向近于平行，不利于节理面的稳定。

（3）支护不及时。根据现场观察，巷道迎头向后15 m范围内没有任何支护。

（4）未按照设计施工。巷道设计断面为4.4 m×3.9 m，而现场实测断面为4.8 m×4.7 m，超挖严重；部分锚杆沿节理面施工，起不到支护作用，造成锚杆脱落；根据实测，平均喷浆厚度不足1.5 cm。

（5）围岩强度低。根据现场取样实测，围岩平均单轴抗压强度为36.24 MPa。

1.3 岩体质量分级及参数估算

根据现场岩体结构调查的数据，利用DIPS软件对所调查节理进行分析（图2），调查区域主要有3组节理，还有一些随机分布的节理，分析结果见表1。采用RMR、Q和GSI分级方法对巷道围岩体质量进行分级（表2），并应用RocLab软件估算岩体的力学参数（表3）。

图2

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图2 -1 005 m水平节理等密图

Fig.2 Joint density graph at -1 005 m level

表1 岩体结构面调查结果

Table 1 Investigation results of rock mass discontinuities

测点位置	节理组数	倾向(°)/倾角(°)	结构面条数	节理间距/m	结构面线密度/（条·m^-1）	结构面状况
-1 005 m中段巷	3组+随机	110/85	10	0.52	1.91	裂隙较发育，节理面光滑到一般，波状，少数节理面平直，部分充填泥质，微风化至弱风化，干燥
		48/46	8	0.47	2.12
		274/58	6	0.92	1.09

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表2 岩体分级结果

Table 2 Rock mass classification results

位置	Q				RMR			稳定性	GSI数值
位置	数值	级别	描述		数值	级别	描述	稳定性	GSI数值
-1 005 m中段	1.50	Ⅲ	很差—差		40.25	Ⅲ	一般	（5 m跨度）7 d	35

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表3 岩体力学参数

Table 3 Mechanical properties of rock mass

参数名称	数值
抗压强度σ_c/MPa	3.477
抗拉强度σ_t/MPa	-0.003
弹性模量E/Gpa	0.48
内聚力c/MPa	1.17
内摩擦角φ/（°）	22.3

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2 支护方案设计

2.1 楔形体高度计算

调查结果表明，-1 005 m巷道围岩存在3组节理和一些随机节理，楔形破坏是-1 005 m中段巷严重的破坏形式之一，因此有必要对巷道围岩的潜在楔形块体进行研究。

根据实测结果，应用Unwedge软件对巷道潜在楔形体特征进行分析（图3），巷道顶板和两帮楔形体安全系数均小于1，楔形体有冒落的危险；其中巷道顶板楔形体重量为0.221 MN，垂直高度为2.27 m。

图3

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图3 楔形体分布特征(未支护)

Fig.3 Distribution characteristics of the wedges（unsupportel）

2.2 支护参数确定

根据RMR₈₉分级系统提出的岩体支护标准^［20］，查表可以得到-1 005 m中段巷的支护方案：巷道顶板和两帮锚杆长度为4 m，间距为1.5～2.0 m，顶板进行金属网支护，顶板喷射50～100 mm厚的混凝土，两帮喷射30 mm厚的混凝土。基于RMR₈₉分级系统的支护标准主要数据来源于埋深不超过900 m、跨度为10 m的马蹄形巷道。由于锚杆长度的设计与巷道尺寸有关，因此采用基于RMR₈₉分级系统的支护标准来设计锚杆的长度并不适用。

根据Q分级系统提出岩体的支护图表（图4）^［21］，巷道支护需求与Q值和当量尺寸D_e有关，其中，当量尺寸D_e是开挖尺寸和开挖支护比的函数：

D_{e} = \frac{B}{E S R}

（1）

式中：B为巷道的宽度；ESR表示开挖支护比，这是与工程用途有关的参数。Barton等^［21］依据工程经验提出了一个ESR与工程用途有关的图表，ESR取值范围一般为0.8~5.0，对于-1 005 m中段巷ESR取值为1。把Q值和D_e描绘在图4中，可得到巷道的支护参数。一般锚杆长度可以通过巷道的宽和高进行计算。

图4

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图4 基于Q值的巷道支护

Fig.4 Roadway support based on Q value

顶板锚杆长度可表示为

L = 2 + \frac{0.15 B}{E S R} = 2 + \frac{0.15 \times 4.8}{1.6} = 2.45 m

（2）

两帮锚杆长度可表示为

L = 2 + \frac{0.15 H}{E S R} = 2 + \frac{0.15 \times 4.7}{1.6} = 2.44 m

（3）

式中：L为锚杆长度（m）；B为巷道的宽度（m）；H为巷道的高（m）。

根据上述分析，-1 005 m中段巷道最终采用的支护方式为“喷射混凝土+锚杆+金属网+双筋条”。施工顺序如下：爆破开挖通风结束后，先喷射40 mm的素混凝土，然后进行“锚杆+金属网+双筋条”支护，最后再喷射40 mm的素混凝土。

巷道开挖采用超前导洞预留光爆层爆破法。具体的支护方案：顶板采用Φ22 mm×2 600 mm的树脂锚杆，间排距为1 000 mm×1 000 mm，金属网规格为Φ4，网度为50 mm×50 mm，金属网搭接100 mm；双筋条由2条平行的Φ8 mm钢筋焊接而成，间距为50 mm，长度为2 000 mm，喷射混凝土厚度为80 mm，安装时使用1个超快药卷，3个中速药卷，全长进行锚固；两帮采用Φ20 mm×2 200 mm的树脂锚杆，全长锚固；其余参数与顶板支护参数相同。

3 巷道稳定性数值分析

3.1 RS2数值模型及边界条件

由于巷道的走向较长，可以将三维问题简化为二维问题来研究，应用RS2软件对围岩体破坏情况进行分析，模型尺寸为30 m×30 m（图5）。考虑到计算速度和计算精度问题，对巷道周围网格进行加密处理，模型共划分为8 648个三角形单位和4 570个节点，模型边界采用应力和位移约束。

图5

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图5 -1 005 m中段巷道计算模型

Fig.5 Calculation model at -1 005 m middle level roadway

将岩体假设为理想的弹塑性材料，并认为是各向同性材料。破坏准则采用Mohr-Coulomb强度准则（模型单元屈服后强度参数取原峰值强度参数的一半）。

3.2 RS2数值模拟结果及分析

由图6和图7可以看出：巷道开挖后，巷道围岩应力集中出现在顶、底板，最大值为114 MPa；在巷道围岩临空面附近局部出现受拉情况；巷道顶板垂直位移为2.2 cm；巷道顶板、左帮和右帮塑性区范围分别为4.481 m、1.760 m和1.830 m，围岩塑性区较大，巷道稳定性较差，围岩极易破坏，需及时进行全断面支护。

图6

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图6 巷道围岩应力状态（未支护）

Fig.6 Stress state of surrounding rock in roadway（unsupported）

图7

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图7 巷道围岩塑性区及垂直位移（未支护）

Fig.7 Plastic zone and vertical displacement of surrounding rock in roadway（unsupported）

由图7和图8可以看出：巷道采用“喷射混凝土+锚杆+钢筋网+双筋条”支护后，巷道顶板垂直位移由2.2 cm减小至0.76 cm；巷道顶板塑性区由4.481 m减小至1.634 m，左帮塑性区由1.760 m减小至0.859 m，右帮塑性区由1.830 m减小至0.860 m。可见，巷道支护后，围岩垂直位移和塑性区明显减小，表明“喷射混凝土+锚杆+金属网+双筋条”支护能够形成有效承载结构，防止巷道出现较大的变形破坏。

图8

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图8 巷道围岩塑性区及垂直位移（支护）

Fig.8 Plastic zone and vertical displacement of surrounding rock in roadway（supported）

3.3 Unwedge分析

根据实测结果，应用Unwedge软件对巷道潜在楔形体特征进行分析（图3）可知，巷道顶板和两帮楔形体安全系数均小于1，楔形体有冒落的危险，必须进行支护才能保持稳定。巷道采用“喷射混凝土+锚杆+金属网+双筋条”支护后（图9），顶板潜在楔形体的安全系数变为22.7（>1.5），顶板处于安全状态，能够保持巷道的稳定。根据现场实际效果，采用“喷射混凝土+锚杆+金属网+双筋条”支护后（图10），-1 005 m 中段巷没有出现大的变形和破坏，说明基于RMR和Q支护图表提出的“喷射混凝土+锚杆+金属网+双筋条”支护方式能够保证 -1 005 m 中段巷道的稳定。

图9

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图9 楔形体分布特征(支护后)

Fig.9 Distribution characteristics of the wedges（supported）

图10

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图10 现场支护情况

Fig.10 On-site support situation

4 结论

（1）通过现场工程地质调查得知，-1 005 m中段巷岩体节理、裂隙较发育，岩体完整性较差，对巷道的稳定性影响较大。巷道失稳的主要原因是地应力高、围岩强度低和节理发育；直接原因是支护不及时，未按照设计施工。

（2）基于RMR和Q支护图表，提出适用于千米深井高应力破碎围岩的支护方法。

（3）运用Unwedge和RS2软件对巷道围岩的稳定性进行分析，巷道支护后，围岩位移及塑性区显著减小，潜在楔形体安全系数由0.86增大至22.7。

（4）现场调查表明，-1 005 m中段巷支护后，巷道围岩无明显变形和破坏，表明了支护设计方法和方案的有效性，能够确保三山岛金矿千米深巷道围岩的稳定。

http://www.goldsci.ac.cn/article/2020/1005-2518/1005-2518-2020-28-6-885.shtml

参考文献

原文顺序

文献年度倒序

文中引用次数倒序

被引期刊影响因子

[1]

赵兴东

高应力破裂岩体条件下锚网支护研究

［J］.岩土力学，2006，10（增2）：918-920.