深部破碎硬巖采動壓力分布規(guī)律與控制方法研究

付 煜 任鳳玉 何榮興 宮國慧 馬 東

（1.東北大學(xué)資源與土木工程學(xué)院，遼寧沈陽110819；2.鞍鋼集團礦業(yè)弓長嶺有限公司井采分公司，遼寧遼陽111007）

隨著地下開采深度的逐漸增加，采動引起的地壓顯現(xiàn)越發(fā)明顯［1-4］，主要表現(xiàn)為巷道變形、冒頂、片幫、底臌、垮塌等現(xiàn)象，嚴重地影響了礦山的正常開采和人員安全［5-6］。為此，許多學(xué)者采用現(xiàn)場監(jiān)測的方法，分析研究了采動壓力的特征及變化規(guī)律，尋求有效控制采動壓力的方法。丁航行等［7］對二道溝金礦急傾斜薄礦脈采動壓力進行了監(jiān)測，根據(jù)監(jiān)測結(jié)果確定了采動壓力峰值距離采場的范圍。彭府華等［8］對金川二礦區(qū)巖體應(yīng)力和巷道收斂變形進行了監(jiān)測，分析評價了大面積開采和水平礦柱開采對14行回風井和上下盤圍巖體的影響。劉杰、徐文全、張農(nóng)等［9-11］分別對不同煤礦回采工作面采動應(yīng)力進行了監(jiān)測，得到了采動壓力的分布規(guī)律及影響范圍，對煤礦安全開采具有重要指導(dǎo)意義。

基于上述研究結(jié)果，本文主要研究深部破碎硬巖采動壓力的分布規(guī)律與控制方法，以弓長嶺井下鐵礦為研究背景，采用收斂監(jiān)測的方法，對3個不同深度的采場進行采動壓力監(jiān)測，得到了采動壓力的變化特征，確定了采動壓力的峰值范圍和影響范圍。根據(jù)監(jiān)測采動壓力的變化特征分析了現(xiàn)有支護方式與礦巖特征的不適應(yīng)性，提出了錨網(wǎng)噴漿聯(lián)合支護方案，該方案預(yù)計能夠有效地控制深部破碎硬巖采動壓力顯現(xiàn)問題，實現(xiàn)礦山的安全高效開采。

1 工程概況及監(jiān)測方案

弓長嶺井下鐵礦為急傾斜中厚礦體，礦體走向長4 850 m，垂直延深-700 m以下，分為西北區(qū)、中央?yún)^(qū)和東南區(qū)3個采區(qū)。其中，中央?yún)^(qū)采深最大，應(yīng)用沿走向布置進路的無底柱分段崩落法開采，已開采至-280 m中段，采深達500 m左右，與西北區(qū)回采水平高差330 m，與東南區(qū)露天回采高差670 m。高落差開采加劇了中央?yún)^(qū)深部地壓顯現(xiàn)，采準巷道破壞嚴重?，F(xiàn)場調(diào)查發(fā)現(xiàn)，在水平或緩傾斜節(jié)理面的巖層中經(jīng)常出現(xiàn)沿結(jié)構(gòu)弱面的拉伸破壞；在結(jié)構(gòu)面相互交叉的巖體中，大塊冒落情況較為頻繁，冒落長度一般在2～5 m，冒落高度可達2～3 m。在層理與節(jié)理比較發(fā)育的巖體中，通常出現(xiàn)片幫冒頂破壞，拱角先受到剪切作用破壞掉落，之后側(cè)墻受拉應(yīng)力片落，最后頂板發(fā)生冒落，還有的頂板先出現(xiàn)冒落，后片幫和頂板沿結(jié)構(gòu)面呈楔形體破壞冒落，接著拱角向外擴展，這種形式的冒落長度一般較大，多達10～30 m，一次冒落高度可達2～3 m。尤其在礦巖節(jié)理裂隙十分發(fā)育的部位，巷道掘進后未采取任何支護措施，受周圍采動壓力的影響，2～3個月后經(jīng)常發(fā)生突然冒落垮塌，整條巷道堵死報廢。另外，巷道在支護過程中，突然來壓，發(fā)生大面積冒落，前方剛搭建好的支護鋼筋全部被壓彎，造成巷道全部堵死報廢。因此，研究弓長嶺井下鐵礦深部采動壓力的分布規(guī)律及控制方法具有重要意義。

現(xiàn)場監(jiān)測點布置方式如圖1所示，測量記數(shù)方式為每次測量讀數(shù)與初次測量數(shù)相減，差值作為監(jiān)測結(jié)果，差值為正數(shù)，表示和最初監(jiān)測相比監(jiān)測巷道斷面尺寸變大，負數(shù)則相反。

根據(jù)現(xiàn)場情況，分別選擇-136 m西擴31采場、-232 m東3～4穿采場和-220 m西2413采場為監(jiān)測采場。監(jiān)測巷道選擇在回采巷道的正下方，并與回采巷道相垂直。各監(jiān)測采場與監(jiān)測點的位置關(guān)系如圖2所示。

2 監(jiān)測結(jié)果分析

2.1 采動壓力的峰值監(jiān)測

-136 m西擴31采場回采步距1.5 m，回采范圍從回采工作面距離監(jiān)測巷道前9.7 m到越過2.3 m，回采長度12 m，期間共監(jiān)測9次，監(jiān)測巷道布置在監(jiān)測采場下方-160 m水平，共布置7排監(jiān)測點，監(jiān)測點排距為2.7 m（圖2（a）），監(jiān)測結(jié)果如圖3所示。

從監(jiān)測結(jié)果可知，各監(jiān)測點的位移變化量在回采工作面距離監(jiān)測巷道8.2 m時最大，表明監(jiān)測巷道承受較大的采動壓力。當回采工作面從8.2 m移動到5.2 m的過程為卸壓階段，巷道斷面尺寸逐漸增大；當回采工作面從5.2 m越過監(jiān)測巷道后2.3 m的過程中，監(jiān)測巷道的垂直和水平方向位移變化量呈波動性變化，垂直方向經(jīng)歷了先承壓再卸壓的過程，水平方向則一直處于卸壓波動的狀態(tài)。

從圖3可知，隨著回采工作面越過監(jiān)測巷道，7排監(jiān)測點垂直方向的位移變化量分別為-0.67、0.05、-0.33、-0.46、0.21、0.73、0.76 mm，位移變化量較小，正負值變化均在1 mm以內(nèi)，監(jiān)測點排1～4中除2號監(jiān)測點位移變化略微增大外，其余3個監(jiān)測點位移變化均為負值，表明同初次監(jiān)測相比，監(jiān)測點排1～4的垂直方向的采動壓力有所增大，而監(jiān)測點排5～7的頂板位移變化全部為正值，說明垂直方向的采動壓力得到了一定的釋放。分析上述現(xiàn)象，從圖2（a）中可以看出，-112～-136 m之間的礦體出現(xiàn)反傾，而回采進路布置的位置靠近礦體的下盤側(cè)，放礦時上盤的礦石散體不能全部放出，垂直方向的采動壓力通過存留在上盤的礦石散體將壓力傳遞到下方的監(jiān)測點上，導(dǎo)致監(jiān)測點排1～4垂直方向的距離變小，而監(jiān)測點排5～7處于礦體的下盤側(cè)，隨著礦石散體的放出，采動壓力得到釋放。

此外，當工作面經(jīng)過監(jiān)測巷道后，監(jiān)測點排1～7的水平方向位移變化值分別為0.60、1.33、1.41、1.58、1.38、1.71、1.04 mm，全部為正值，此時監(jiān)測巷道水平方向處于卸壓狀態(tài)，除了監(jiān)測點排1位移變化量在0.60 mm以外，其他監(jiān)測點的位移變化都在1 mm以上。卸壓后監(jiān)測巷道的位移變化量即反應(yīng)卸壓前巷道承受壓力的大小，表明當回采工作面越過監(jiān)測巷道時，采動壓力峰值范圍在監(jiān)測點排2～7之間，最大采動壓力出現(xiàn)在監(jiān)測點排6的位置，距采空區(qū)邊界8 m左右。將空區(qū)邊界投影到監(jiān)測巷道，投影點距監(jiān)測點排2的距離3.2 m，距離監(jiān)測點排7的距離10.3 m，得出采動壓力的峰值在空區(qū)邊界上盤方向3 m到下盤方向10 m左右的范圍內(nèi)。

2.2 采動壓力的影響范圍監(jiān)測

-232 m東3～4穿采場的監(jiān)測點布置在-244 m東4穿巷道內(nèi)，共布置4排監(jiān)測點，監(jiān)測點排距為3 m（圖2（b）），期間共監(jiān)測20次，工作面回采9次，回采步距1.5 m，回采工作面移動范圍從距監(jiān)測巷道前11.5 m到越過監(jiān)測巷道2 m，回采長度13.5 m。由于前期監(jiān)測時采場出礦周期較長，回采工作面在同一位置不同日期時進行了多次監(jiān)測，其中回采工作面距監(jiān)測巷道前11.5 m時，監(jiān)測了2次，回采工作面距監(jiān)測巷道10 m時，監(jiān)測了5次，回采工作面距監(jiān)測巷道中心8.5 m時，監(jiān)測了6次，各監(jiān)測點垂直方向和水平方向的位移變化量如圖4所示。

從圖4可以看出，在監(jiān)測的過程中，每個監(jiān)測點的位移均呈規(guī)律性波動變化，表明沿礦體走向方向采動壓力的影響范圍超過11.5 m。分析得出，監(jiān)測巷道垂直和水平方向位移的波動幅度與回采工作面的位置有關(guān)。當回采工作面距監(jiān)測巷道8.5～11.5 m時，監(jiān)測巷道水平和垂直方向的位移變化量經(jīng)歷2個循環(huán)的增減，采動壓力波動幅度較大，存在較大采動壓力。在爆破后未出礦前，監(jiān)測點位移變化量為負值遞增，監(jiān)測巷道承受的采動壓力逐漸遞增，巷道斷面變小，之后的放礦過程中，隨著礦石的流動放出，監(jiān)測巷道承受的采動壓力得到釋放，巷道斷面垂直和水平方向的位移變化量為正值，巷道斷面變大。

在每次的監(jiān)測中，位于圍巖里的測點排1和排2的位移負值變化量均大于位于礦體里的測點排3和排4，表明在同等條件下，圍巖的抗壓強度低于礦體的抗壓強度，圍巖的抗變形能力較弱，變形量較大。當回采工作面在距監(jiān)測巷道小于8.5 m時，各監(jiān)測點波動幅度降低而趨于平穩(wěn)，正負位移變化量均在1 mm以內(nèi)。

此外，分析得出，工作面爆破時，向自由面崩落礦石的同時，也對周圍巖體施加反沖力，巖體密度和承載力加大，形成向下的擠壓力，引起下部監(jiān)測巷道的壓力逐漸增大，隨著崩落礦石的放出，爆破引起的采動壓力逐漸得到釋放，監(jiān)測巷道所受到的壓力逐漸減小。當監(jiān)測巷道與回采工作面距離較小時，工作面爆破通風后立即出礦，爆破反沖力引起的巖體密度加大和壓力升高現(xiàn)象，還未傳遞到下方的監(jiān)測巷道，就已從工作面出礦釋放，導(dǎo)致監(jiān)測巷道位移變化幅度急劇變小。隨著回采工作面位置的變化，在爆破與出礦交替進行時采動壓力呈波動性變化，引起周圍相關(guān)工程的受力性質(zhì)與受力方向復(fù)雜化，圍巖中的監(jiān)測點比礦石中監(jiān)測點位移變化量大的現(xiàn)象表明，軟巖巷道受到的爆破沖擊力的作用更大。

2.3 采空區(qū)旁側(cè)采動壓力輔助監(jiān)測

弓長嶺井下鐵礦中央?yún)^(qū)由于歷史原因，-160 m中段以上的礦體沒有得到合理的開采，隨著開采深度的不斷加深，地表塌陷形成的廢石散體將大量礦石埋于地下，形成殘礦，為最大限度地回收這些殘礦體，中央?yún)^(qū)一些采場負責承擔殘礦回收，殘礦回采時引起的采動壓力會影響到周圍已有工程的穩(wěn)定性。為此，選擇-220 m西2413采場進行采動壓力監(jiān)測，2413采場為Fe4磁鐵礦石，礦體厚度較大，分2條沿脈進路進行回采，回采時先回收上部殘礦體，待工作面的每一步距殘礦回收后，再進行下一步距的回采。監(jiān)測巷道為-232 m水平西12穿，共布置4排監(jiān)測點，均位于上盤的巖體中，監(jiān)測點排距為3 m（圖2（c））。

2413采場的采動壓力共監(jiān)測了13次，由于上部存留的殘礦體較多，回收周期較長，2條采礦巷道只各回采了1個崩礦步距，回采距離1.5 m，1#監(jiān)測進路回采工作面從距巷道前8 m移動到6.5 m，2#監(jiān)測進路從5 m移動到3.5 m，監(jiān)測結(jié)果如圖5所示。

從監(jiān)測結(jié)果看，2條回采進路工作面分別距離巷道8 m和5 m時，在不同時期共監(jiān)測了8次，期間為殘礦回收，監(jiān)測點位移變化呈波動趨勢，當監(jiān)測時工作面處于出礦狀態(tài)時，隨著散體的流動，采動壓力得到釋放，監(jiān)測巷道斷面尺寸變大，出礦停止后，隨著上部散體的補充壓實，采動壓力通過壓實的散體逐漸向周圍傳播，監(jiān)測巷道承受的采動壓力增大，斷面尺寸變小。當工作面爆破時，形成一定的空間，上部的散體迅速向下流動形成相互擠壓，采動壓力急劇增大，造成監(jiān)測巷道斷面尺寸迅速縮小，由于2#回采進路比1#回采進路距離監(jiān)測點較近，工作面爆破后，采動壓力引起的監(jiān)測巷道位移變化量明顯較大，垂直方向位移變化量達12.46 mm，水平方向位移變化量為7.01 mm，隨著礦石的放出，采動壓力逐漸釋放，位移變化呈波動趨勢。

分析得出，工作面爆破瞬間空間增大，上部散體大量涌入壓實，會造成采動壓力的突然變大，周圍已有工程將瞬時承受較大的壓力沖擊。此外，當監(jiān)測巷道頂板和兩幫處于受壓位移變化量最大時，1#回采進路和2#回采進路的回采工作面距離監(jiān)測點水平距離分別為9.3 m和6.2 m，表明采動壓力的峰值距采空區(qū)邊界約6.2～9.3 m范圍內(nèi)，這與-136 m水平31采場最大采動壓力出現(xiàn)在采空間邊界8 m的結(jié)果相符合。

3 采動壓力控制方法

弓長嶺井下鐵礦深部開采時，采動壓力作用明顯，現(xiàn)采用的支護方式主要有鋼筋混凝土支護、金屬拱架支護、錨桿支護等，但支護后效果均不理想，巷道仍然出現(xiàn)了嚴重的破壞和垮塌現(xiàn)象，返修難度大，成本高。上述采動壓力監(jiān)測結(jié)果表明，弓長嶺井下鐵礦深部開采時采動壓力主要呈波動性變化，在回采的過程中，巷道承壓和卸壓交替變化十分頻繁，由于礦巖節(jié)理裂隙較為發(fā)育，采動壓力的波動性變化極易引起礦巖的松動、冒落和垮塌等現(xiàn)象，高強度剛性支護方式不能與采動壓力的波動性特征相適應(yīng)，礦巖松動破壞后形成的小塊體導(dǎo)致剛性支護結(jié)構(gòu)失穩(wěn)。因此，在采動壓力控制時，支護方式要考慮到巖體節(jié)理裂隙發(fā)育和采動壓力波動性變化的特征，充分利用礦巖自穩(wěn)的特點，支護結(jié)構(gòu)能夠為支護斷面提供較為均勻的支護抗力，同時具有可伸縮變形的性質(zhì)和足夠的輔助支護強度。為此，提出了錨網(wǎng)噴漿聯(lián)合支護方案，打錨桿與掛金屬網(wǎng)緊跟工作面后進行。根據(jù)監(jiān)測的采動壓力側(cè)向和前向的影響范圍，防止出現(xiàn)劇烈的采動壓力引起巷道的破壞，每掘進8 m左右進行1次噴漿，噴漿厚度蓋住金屬網(wǎng)后停止噴漿。在錨網(wǎng)噴漿聯(lián)合支護體中，錨桿的作用主要加固圍巖，增大圍巖切向縫和斜向縫的粘結(jié)力與抗剪力。金屬網(wǎng)在噴漿前主要起均勻分布錨桿支護抗力的作用，并與錨桿構(gòu)成可伸縮變形的支護結(jié)構(gòu)，噴漿后，金屬網(wǎng)均勻分布噴層內(nèi)力，防止噴層收縮開裂。噴射混凝土層主要膠結(jié)加固圍巖表層，并提高圍巖徑向縫的抗剪強度。在錨網(wǎng)和混凝土漿體的共同作用下，可改善圍巖的完整性、增強巖體自承能力，相當于一定深度的圍巖摻入支護聯(lián)合體而形成具有相當厚度的三向均勻壓縮應(yīng)力狀態(tài)的組合承載拱。這種承載拱對圍巖施加主動抗力，當其強度與剛度適應(yīng)圍巖變形特性時，便可輔助圍巖實現(xiàn)巷道穩(wěn)固目標。

支護錨桿的長度為1.8 m，每排布置11根錨桿，錨桿間距0.7 m，直徑φ20 mm，托盤尺寸140 mm×140 mm×8 mm。金屬網(wǎng)采用φ6 mm鋼筋焊接而成，網(wǎng)格尺寸為100 mm×100 mm，網(wǎng)格形狀為菱形，噴漿厚度20～80 mm，當噴層厚度超過50 mm時，分2次噴漿，支護參數(shù)如圖6所示。該方案預(yù)計能夠很好地解決弓長嶺井下鐵礦深部采動地壓顯現(xiàn)問題，達到理想的支護效果。

4 結(jié)論

（1）采動壓力的峰值范圍監(jiān)測得出，最大采動壓力出現(xiàn)在采空區(qū)邊界8 m左右的位置，采動壓力的峰值在空區(qū)邊界上盤方向3 m到下盤方向10 m左右的范圍內(nèi)。

（2）采動壓力的影響范圍監(jiān)測得出，爆破與出礦交替進行時采動壓力呈波動性變化。沿礦體走向方向采動壓力的影響范圍超過11.5 m，距回采工作面8.5～11.5 m的范圍內(nèi)，采動壓力波動較為劇烈，巷道承受較大的采動壓力。

（3）采空區(qū)旁側(cè)采動壓力輔助監(jiān)測結(jié)果表明，放礦時隨著礦石散體的放出和沉實，采動壓力呈波動變化趨勢，采動壓力峰值距采空區(qū)邊界6.2～9.3 m的范圍內(nèi)，驗證了最大采動壓力出現(xiàn)在采空區(qū)邊界8 m左右的結(jié)果。

（4）根據(jù)采動壓力的波動性變化特點，結(jié)合弓長嶺井下鐵礦礦巖特征，分析了現(xiàn)有支護方式與采動壓力特點的不適應(yīng)性，提出了錨網(wǎng)噴漿聯(lián)合支護方案，該方案預(yù)計能夠很好地解決弓長嶺井下鐵礦深部礦巖采動壓力顯現(xiàn)問題，達到預(yù)期的支護效果。