范振華 付信凱
(中鋼集團(tuán)山東富全礦業(yè)有限公司)
近年來,國內(nèi)外眾多學(xué)者對支護(hù)問題進(jìn)行了大量的研究,使得支護(hù)理論及支護(hù)技術(shù)取得了豐碩成果。目前支護(hù)技術(shù)主要包括如下幾類:錨桿支護(hù)、錨索支護(hù)、錨網(wǎng)噴支護(hù)、錨噴網(wǎng)(索)支護(hù)技術(shù)、聯(lián)合支護(hù)技術(shù)等[1-3]。在20世紀(jì)末21世紀(jì)初,我國學(xué)者在支護(hù)理論方面分別提出了圍巖松動圈支護(hù)理論[4]、主次承載區(qū)支護(hù)理論[5]、聯(lián)合支護(hù)理論[6]、圍巖強(qiáng)度強(qiáng)化理論[7]、軸變理論原理[8]。張寧[9]通過應(yīng)用巖石蠕變原理,分析了臨近巷道掘進(jìn)擾動產(chǎn)生的機(jī)理及影響條件,陳旭[10]通過室內(nèi)實驗與現(xiàn)場相結(jié)合,分析上覆煤層開采過程中底板巷道穩(wěn)定性的變化,發(fā)現(xiàn)采動影響下的切向應(yīng)力變化規(guī)律及徑向移動規(guī)律;程立興等[11]采用現(xiàn)場實測手段研究了回采過程中巷道和采空區(qū)應(yīng)力動態(tài)演化規(guī)律以及圍巖變形破壞演化特征,將圍巖變形破壞過程分為3 個階段:緩慢變形階段、加速變形階段和劇烈變形階段。
由于部分采場工程地質(zhì)條件復(fù)雜,采場頂板及上盤節(jié)理裂隙發(fā)育,破碎采場冒頂、片幫趨勢明顯,已出現(xiàn)局部或整體冒落情況,導(dǎo)致采場礦石無法回采,造成礦石資源損失、采準(zhǔn)比超高,嚴(yán)重影響采場作業(yè)安全和生產(chǎn)組織。因此,采場頂板管理及支護(hù)工作至關(guān)重要,而且采場頂板管理及支護(hù)的成功與否,對公司點(diǎn)柱式上向水平分層充填法的后續(xù)推廣應(yīng)用起著決定作用。
本文以李官集鐵礦-400 m 中段3 號采場頂板作為研究對象,分析確定該工作面的工程巖體等級,通過分析采場圍巖破壞失穩(wěn)及支護(hù)機(jī)理,得出頂板支護(hù)方式,并應(yīng)用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對支護(hù)方案進(jìn)行驗證。
李官集鐵礦為厚大多層急傾斜鐵礦床,采用點(diǎn)柱式上向水平分層充填法開采,鑿巖、出礦和充填作業(yè)均在采場內(nèi)部進(jìn)行。本次研究對象為-400 m 中段3 號采場,采場沿礦體走向布置,面積3 117m2,長度90 m,采場內(nèi)留點(diǎn)柱,點(diǎn)柱尺寸5 m×5 m,間距15 m×15 m。設(shè)計采幅4.5 m,第一層采高8 m,分層采完后,進(jìn)行膠結(jié)充填,并為下一循環(huán)留設(shè)3.5 m的作業(yè)空間。
以往研究認(rèn)為堅硬裂隙巖體的破壞是在地應(yīng)力作用下沿已有裂隙產(chǎn)生破壞,或者使已有裂隙進(jìn)一步發(fā)展聯(lián)通而破壞,在一定的應(yīng)力作用下,裂隙或者結(jié)構(gòu)面是巖體破壞的控制因素[12]。在工程地質(zhì)的巖體質(zhì)量分級時,主要考慮2項因素:一是巖石強(qiáng)度,二是巖體的完整性[13]。而巖體的完整性就是由巖體的結(jié)構(gòu)面特性所決定的,巖體結(jié)構(gòu)面對巖體穩(wěn)定性有著控制作用,而要了解某一工程巖體的結(jié)構(gòu)面特性,必須進(jìn)行現(xiàn)場結(jié)構(gòu)面調(diào)查[14]。本次采場巖體出露面的構(gòu)造調(diào)查采用詳細(xì)線法,見圖1。
利用DIPS 5.1結(jié)構(gòu)面統(tǒng)計分析軟件,通過等角距投影網(wǎng),可以快速地繪制極點(diǎn)圖、散點(diǎn)圖、玫瑰圖、等密度圖[15],進(jìn)行地質(zhì)結(jié)構(gòu)面產(chǎn)狀數(shù)據(jù)統(tǒng)計,從而顯示出優(yōu)勢結(jié)構(gòu)面,分析結(jié)構(gòu)面的變化情況,詳見圖2。
測線長度為13.6m,共檢測到節(jié)理面84 條,成組節(jié)理2 組,非成組節(jié)理4 條。統(tǒng)計得到的巖體單位體積節(jié)理數(shù)Jv=10.18 條/m3。優(yōu)勢節(jié)理面有2組,其產(chǎn)狀為173°∠56°、159°∠84°。裂隙延伸長度約2.5 m,節(jié)理微張開到閉合,采場頂板和幫壁均較干燥,局部巖性潮濕,均無滲水現(xiàn)象,該采場的巖體完整程度為較完整。
使用巖體基本質(zhì)量指標(biāo)BQ 作為巖體基本質(zhì)量分級的依據(jù),在對工程巖體進(jìn)行詳細(xì)定級時,應(yīng)在巖體基本質(zhì)量分級的基礎(chǔ)上,結(jié)合具體工程的特點(diǎn),考慮地下水狀態(tài)、初始應(yīng)力狀態(tài)、工程軸線或走向線的方位與主要軟弱結(jié)構(gòu)面產(chǎn)狀的組合關(guān)系等因素進(jìn)行修正。巖體基本質(zhì)量指標(biāo)BQ計算公式如下:
式中,Rc為巖體單軸飽和抗壓強(qiáng)度;Kv為為巖體完整性指數(shù)值(龜裂系數(shù))。
使用該公式計算時,應(yīng)符合下列規(guī)定:當(dāng)Rc>90Kv+ 30 時,應(yīng)以Rc= 90Kv+ 30 和Kv代入式(1);當(dāng)Kv>0.04Rc+ 0.4 時,應(yīng)以Kv= 0.04Rc+ 0.4 和Rc代入式(1)。龜裂系數(shù)(Kv)與節(jié)理裂隙統(tǒng)計值(Jv)對照表見表1。
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BQ修正公式為
式中,[ BQ ]為巖體基本質(zhì)量指標(biāo)修正值;BQ 為巖體基本質(zhì)量指標(biāo);K1為地下水影響修正系數(shù),取0;K2為主要軟弱結(jié)構(gòu)面產(chǎn)狀影響修正系數(shù),取0.4;K3為初始應(yīng)力狀態(tài)影響修正系數(shù),取1.0。
本次根據(jù)礦山巖石力學(xué)試驗結(jié)果,將巖石物飽水單軸抗壓強(qiáng)度作為礦巖體堅硬程度評價,巖石飽和單軸抗壓強(qiáng)度Rc=101.60 MPa,屬于堅硬巖。經(jīng)計算后得到BQ和[BQ]值如2表所示。
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曹樹剛等[16]認(rèn)為采場礦體經(jīng)過爆破開挖后,會使頂板圍巖原巖應(yīng)力場破壞,應(yīng)力發(fā)生重分布,此過程原巖應(yīng)力需要釋放能量來達(dá)到新的平衡,會對圍巖產(chǎn)生擾動和破壞。而原有穩(wěn)定巖體內(nèi)部受到結(jié)構(gòu)面切割,已經(jīng)形成不同形態(tài)的空間鑲嵌塊體,各塊體之間相互咬合擠壓,從而保持一定的穩(wěn)定狀態(tài)。當(dāng)其受到擾動后,應(yīng)力場被破壞,在采場頂板臨空面,部分暴露的塊體在重力或覆巖壓力作用下,可能脫離結(jié)構(gòu)面或沿結(jié)構(gòu)面向空場方向發(fā)生掉落或滑移,形成危險塊體。危險塊體的存在往往是頂板巖體失穩(wěn)的主要原因。頂板楔形冒落見圖3。
3.2.1 采場加固機(jī)理
參考并結(jié)合上向水平分層采礦、采場頂板支護(hù)相關(guān)文獻(xiàn),目前國內(nèi)外對上向水平分層充填法的采場不穩(wěn)固頂板支護(hù)形式主要有錨索支護(hù)、錨桿支護(hù)、噴射混凝土與金屬網(wǎng)支護(hù)等。
錨桿的支護(hù)機(jī)理是將錨桿安裝并錨固在穩(wěn)固的上方巖體中,隨著巖體變形,錨桿和巖體相互作用逐漸加強(qiáng),通過巖體的變形來產(chǎn)生錨固力,從而起到支護(hù)加固巖體的作用。當(dāng)采場回采時對頂板及時支護(hù),使錨桿和巖體保持應(yīng)力狀態(tài)平衡,通過改變采場的應(yīng)力狀態(tài)來維護(hù)頂板的穩(wěn)定。該應(yīng)力狀態(tài)由錨固力提供,主要包括錨固力所提供的軸向應(yīng)力和徑向應(yīng)力。錨桿的軸向應(yīng)力使得巖體處于壓應(yīng)力狀態(tài)下,對使得原來巖體中的單向、雙向應(yīng)力變?yōu)殡p向、三向應(yīng)力,極大地提高了巖體的穩(wěn)定性、整體完整性和整體強(qiáng)度,從而起到加固巖體的作用,見圖4。
3.2.2 采場加固方案設(shè)計
-400 m 中段3 號采場頂板巖體屬于Ⅳ級工程巖體,即破碎頂板。但考慮采場頂板暴露時間為3~5個月、最小作業(yè)高度2 m,且為便于下一循環(huán)采場落礦,擬選用錨桿的組合加固方式對頂板進(jìn)行支護(hù),將破碎巖體擠壓并懸吊在相對穩(wěn)定的巖體中,從而對較弱結(jié)構(gòu)面進(jìn)行加固。采用懸吊理論進(jìn)行錨桿支護(hù)參數(shù)計算。
3.2.2.1 錨桿長度
錨桿長度可由下式確定:
式中,L為錨桿總長度,m;La為錨桿錨固長度,m;Lb為錨桿有效長度,m;Lc為錨桿外露長度,取0.1~0.2m。
樹脂錨桿為黏結(jié)型錨固體,其錨固段長度La可由公式計算:
式中,K為安全系數(shù),臨時支護(hù)取1.1;d為錨桿直徑,0.02 m;fs為錨桿的抗拉強(qiáng)度,HRB335 鋼筋取335 MPa;fc為錨桿與錨固劑的黏結(jié)強(qiáng)度,樹脂錨固劑取2.40 MPa。
計算得到錨固長度為0.69 m。
礦石開采后,采場方可形成壓力拱,因此,錨桿的有效長度可以根據(jù)普氏地壓理論按照壓力拱高度計算。采場頂板產(chǎn)生拋物線形壓力拱高度為
式中,a為采場半跨度,m;h為采場回采高度,m;a1為壓力半跨,m;φ為巖體內(nèi)摩擦角,(°);f為頂板礦巖普氏系數(shù)。
李官集采場平均跨度10 m,分層采場高度8 m,不同級別巖體內(nèi)摩擦角為28°~45°,頂板礦巖普氏系數(shù)f=10,計算可得錨桿平均長度L=1.9~2.4 m。
3.2.2.2 錨桿間排距
錨桿排間距可由下式進(jìn)行計算:
式中,a為錨桿間排距,m;G為錨桿設(shè)計錨固力,取70 kN/根;k為安全系數(shù),一般取2;Lb為有效錨固長度,即冒落拱高度,由彈塑性理論計算的圍巖松動圈半徑來確定;γ為巖體容重,由圍巖的性質(zhì)決定。
計算得到錨桿支護(hù)間排距為0.8~1.2 m,取1.0 m。
3.2.3 加固方案
-400 m 中段3 號采場選用螺紋鋼樹脂錨桿進(jìn)行支護(hù)。施工時,前面壓礦、后面緊跟支護(hù),不影響采場的采出礦時間。鉆孔應(yīng)垂直巖層面,采用YT-28鉆機(jī)成孔。采用直徑20 mm、長度2.4 m 的錨桿,支護(hù)時,按1 m×1 m的網(wǎng)度布置,設(shè)計錨固力70 kN。
本次分析采用FLAC3D有限差分軟件對采場頂板變形破環(huán)進(jìn)行模擬研究,建立數(shù)值模型及設(shè)計模擬采場尺寸,模型尺寸為10 m×20 m×8 m,采場埋深400 m,覆巖平均密度為3.44 t/m3,垂直應(yīng)力取12.5 MPa,選用摩爾—庫侖準(zhǔn)則。模型建立后,在兩側(cè)邊界施加水平方向的位移約束,在底面施加垂直方向的位移約束,在前后表面施加側(cè)向的位移約束,頂面施加應(yīng)力邊界[17]。礦山巖體物理力學(xué)參數(shù)見表3。
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4.2.1 采場頂板垂直位移變化特征
圖5 為-400 m 中段3 號采場支護(hù)前后的頂板垂直位移分布圖。由圖5可知,支護(hù)前后頂板最大位移出現(xiàn)位置與覆巖移動趨勢相似,最大垂直位移出現(xiàn)在頂板中部,距離頂板巖層上方越遠(yuǎn),覆巖垂直位移越小。支護(hù)前頂板最大、最小垂直位移分別為33 cm、5 cm,支護(hù)后頂板最大、最小垂直位移分別降低至16 cm、2 cm,支護(hù)后整體下沉值減小,說明采用組合加固方法可以有效控制頂板移動下沉。
4.2.2 采場頂板整體位移變化特征
圖6 為-400 m 中段3 號采場支護(hù)前后的頂板整體位移分布圖。由圖6可知,支護(hù)前后頂板最大位移出現(xiàn)位置相似,最大垂直位移出現(xiàn)在頂板中部,距離頂板巖層上方越遠(yuǎn),覆巖垂直位移越小。未支護(hù)條件下,礦體開挖后應(yīng)力釋放,導(dǎo)致采場頂?shù)装宄霈F(xiàn)向采空區(qū)方向的位移,頂板整體位移輪廓呈現(xiàn)拱形狀態(tài)。最大位移量為32 cm。支護(hù)后條件下,垂直頂板移動量明顯降低,最大位移值為16 cm,頂板位移輪廓向采空區(qū)兩旁及底板移動,在采空區(qū)底部位置,支護(hù)前后的位移量變化較小,差值為3 cm??梢姴蓤鲰敯逯ёo(hù)后,不僅可以降低頂板位移量,減小頂板變形破環(huán),保護(hù)頂板整體穩(wěn)定性,還會改變覆巖整體移動狀態(tài),使得頂板巖層位移向兩旁圍巖深處傳遞。
圖7 為-400 m 中段3 號采場支護(hù)前后的頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布圖與采場支護(hù)軸力圖。由圖7(a)可知,未支護(hù)條件下,3 號采場礦體開挖后導(dǎo)致頂板圍巖應(yīng)力釋放,在工作面回采完畢后,采空區(qū)頂板巖層產(chǎn)生大量拉剪破壞,頂板塑性區(qū)高度及范圍較大,最大破壞高度為9.6 m,采空區(qū)底板主要受到剪切破環(huán),最大破壞深度為6.4 m。由圖7(b)和圖7(c)可知,支護(hù)條件下,采空區(qū)頂板巖層中的支護(hù)體中部上端頭受力最大,可達(dá)41.0 kN,往采空區(qū)兩旁支護(hù)體受力逐漸降低,支護(hù)范圍內(nèi)呈拱形應(yīng)力狀態(tài),頂?shù)装鍑鷰r受到支護(hù)體擠壓加固作用后,提高了頂?shù)装鍘r層的整體穩(wěn)定性,使得頂?shù)装逅苄詤^(qū)高度及范圍明顯減小,僅在采空區(qū)上部4.5 m范圍內(nèi)、下部5.1 m范圍內(nèi)有塑性區(qū)分布,由此可知支護(hù)體可以很好地保護(hù)頂板巖層不發(fā)生破壞,提高頂板圍巖的整體完整性。
(1)對李官集鐵礦3號采場頂板失穩(wěn)及支護(hù)機(jī)理進(jìn)行分析,認(rèn)為頂板巖體失穩(wěn)的主要原因是礦體經(jīng)過開挖后,頂板破碎圍巖受到擾動,部分暴露的塊體在重力作用下,發(fā)生掉落或滑移。錨桿支護(hù)是通過改變采場的應(yīng)力狀態(tài)來維護(hù)頂板的穩(wěn)定,使得原來巖體中的單向、雙向應(yīng)力變?yōu)殡p向、三向應(yīng)力,進(jìn)而提高巖體的穩(wěn)定性,起到加固巖體的作用。
(2)應(yīng)用數(shù)值模擬分析方法,對采用懸吊理論計算的支護(hù)參數(shù)進(jìn)行模擬研究,相比于支護(hù)前頂板最大位移值32 cm,支護(hù)后頂板最大位移為16 cm,降低50%,且頂板巖層位移向兩旁圍巖深處傳遞;塑性區(qū)最大高度從9.6 m 降低至6.4 m,降幅33%。由此可知,該支護(hù)設(shè)計可以對頂板巖層移動變形破壞起到很好的控制作用。