李兵磊,林國鵬,李永兵
金川高應力破碎巖層溜井施工數值模擬及支護*
李兵磊1,林國鵬1,李永兵2
(1.福州大學紫金礦業學院,福建 福州 350108;2.河南工程學院 安全工程學院,河南 鄭州 451191)
金川高應力破碎巖層的溜井施工過程中存在圍巖來壓快、自穩時間短,變形量大、持續時間長,并且具有明顯的非對稱性、時序性和蠕變特征,導致施工與維護困難等問題。為了研究施工工程的圍巖應力狀況,采用離散單元軟件3DEC,建立溜井不同開挖階段的受力模型,研究不同開挖階段溜井圍巖的應力、位移破壞規律;得出加大支護強度、采用合理的支護方案、充分發揮圍巖承載能力,及時形成有效穩定承載結構控制高應力破碎帶圍巖的變形。根據實際模擬研究結果,并通過采用臨時噴漿、一次噴錨網柔性支護和二次混凝土支護加鋼襯板等綜合技術措施,有效解決了高應力破碎巖層中的溜井施工難題。
復雜地層;高應力破碎帶;離散元軟件;柔性支護;剛性支護
采區溜井是聯系上部采場與下部運輸水平的主要礦石通道,在整個礦山開采中占重要地位,其穩定性直接關系到礦塊的生產能力和出礦成本,但是傳統的施工方法是針對高應力破碎段采用混凝土掘砌方式,具有施工工藝復雜、成本高和施工周期長等明顯的缺點,影響了工程建設速度和施工質量[1]。季翱[2]等對溜井破壞的原因進行了分析,認為圍巖的巖性、支護強度及應力集中等因素是造成溜井嚴重破壞的原因,并對程潮鐵礦溜井采用了混凝土箱型承載圈梁整體加固的方案;明世祥[3]認為采區溜井的群井效應對溜井穩定性影響比較大,礦巖破碎構造應力大的礦山應采用內加固與外支護聯合支護方式,使井壁與圍巖形成共同承載體;王平[4]以三山島金礦新立礦區溜井為背景,在?360 m水平制定了現澆混凝土形成墊層后在上部進行廢石膠結充填的治理方案;賈明魁[5]等介紹了平煤集團斜井過高應力破碎帶,采用的“錨網+錨索+注漿”聯合支護技術;楊志強[6]等基于金川礦區地應力實測結果,發現金川礦區最大主應力為水平應力,剪應力隨埋深的增加逐漸增大。上述研究都針對溜井使用過程中的嚴重破壞,針對其破壞的原因及破壞維護研究較多,在溜井設計掘進階段,針對高應力破碎巖層中溜井掘進過程的研究較少,在此階段往往忽視了后期高應力影響情況[7],大部分旨在快速通過特殊地段,支護往往不到位。
因此,本文運用三維離散元數值模擬計算分析,針對高應力破碎巖層溜井施工開挖過程中圍巖應力變化規律進行研究,并針對復雜地層溜井施工,選取安全可靠的支護方法、確定經濟合理的支護參數,以及實施高效的施工工藝,對溜井工程的施工有重要的研究意義。
金川礦區東部貧礦開采回風井工程,設計井筒凈直徑5 m,最大開挖荒徑7.8 m,區域以水平側壓為主,其破壞特征為:側墻內擠張裂及拱頂擠碎或剪斷,尤其是當巷道方向與主應力方向垂直時,巷道變形更為為嚴重;礦區最大主應力軸接近水平,表明礦區的地應力以水平應力為主導,地下工程的變形破壞跡象也表明礦區以受水平作用的構造應力為主導。
在應力數值上,表層地應力值較小,最大水平應力值約為3 MPa左右。該數量級與華北地區所測得的結果相近似,說明礦區地表應力并不大[7]。但應力值隨深度增加而增大,在200~500 m深度最大主應力值一般為20~30 MPa,最高達50 MPa。
為了減少邊界條件的影響[8],在X和Y方向,左右邊界距離取22.35 m;Z方向,溜井垂直研究范圍為200 m。其中,取X方向為最大主應力方向,Y方向為最小主應力方向。每次開挖25 m。建立模型尺寸為50 m×50 m×100 m。
邊界條件均采用速度邊界條件,上邊界取至地面為自由面,平行于YOZ面的兩個側面為X方向約束,平行于XOZ面的兩側為Y方向約束,平行于XOY面的地面為Z方向約束。初始荷載均為巖體的自重荷載。
為了研究溜井在實際的支護條件下,圍巖及支護結構隨開挖深度的變化規律,分別計算了25,50,75,100,125,150,175,200 m深度開挖階段井筒的受力分析情況。
通過巖石力學實驗,可以得到巖石的相關參數[6-7],如表1所示;由巖石與節理面參數的相關 經驗公式可以得出節理面的相關參數,具體如表2所示。
為了更好地了解高應力情況下掘進的圍巖應力變化情況,分別研究了開挖到50,100,150,200 m時的位移變化規律。

表1 巖體物理力學參數

表2 結構面參數
(1)不同開挖深度Z方向塑性區分布見圖1。由圖1可知,開挖50 m深度時,溜井井筒周圍位移為14 mm,開挖到100 m深度時,溜井井筒位移沉降量為32 mm,部分區域出現不均勻沉降,開挖到150 m深度時,溜井井筒位移沉降量達到40 mm左右,塑性區域進一步擴大,局部出現破壞現象。溜井開挖到200 m深度時,井筒Z方向位移50 mm,由于水平應力為主應力,井底出現隆起破壞。由此可知,塑性區域隨著深度的加深而增大,在開挖到100 m深度時開始出現溜井工作面隆起的現象。
(2)X方向應力應變分析研究。由圖2可知,在溜井開挖深度為50 m時,X方向位移值為5 mm,當開挖到100 m深度時,X方向位移為30mm,局部位移量達到50 mm,局部區域開始出現不均勻位移情況,在應力方面表現為局部出現應力集中現象。開挖到200 m深度時,X方向位移為70 mm。由應力云圖可知,0~100 m區域,應力、應變隨深度逐漸變大,變化比較平緩。突變區域主要集中在100~150 m深度,局部出現掉塊現象。

圖1 不同開挖深度Z方向應力云圖
(3)Y方向應力、應變分析研究。由圖3可知,在高水平應力的作用下,當溜井開挖到50 m深度時,Y方向的位移量為2 mm,開挖到100 m深度時,Y方向位移為6 mm,小面積區域開始出現應力集中現象。當開挖到200 m深度時,Y方向位移量為13 mm。應力集中現象主要出現在節理面部位??芍?,當開挖深度達到100 m時,開始出現應力集中現象,局部出現塑性區域。

圖2 不同開挖深度X方向應力云圖

圖3 不同開挖深度X方向應力云圖
基于溜井工程結構形式,并結合數值模擬分析結果,確定采用光面爆破、臨時噴漿支護、一次噴錨網柔性支護和二次混凝土外加鋼襯板剛性支護等綜合技術進行高應力破碎巖層段的施工[9]。
由于圍巖屬于水平應力蠕變巖層,自穩能力差。在井筒施工過程中,如不及時采取支護,將會發生邊幫塌垮。為此,在井筒出完渣后應及時對井壁噴射混凝土進行臨時支護,噴射混凝土厚度為50 mm。混凝土配合比為:水泥:砂:石子=1:2:1.5,其中:水泥采用P.O32.5普通硅酸鹽水泥,砂采用含泥量<3%的中砂,石子采用4~7 mm豆石;水灰比控制在0.45~0.50;速凝劑添加量為水泥量的5%。
一次支護采取噴錨網支護形式。錨桿采用Φ18 mm的鋼筋制作,間排距為1000 mm×1000 mm,錨桿長為2.25 m,托板為200 mm×200 mm×10 mm。桿體按設計由專業人員加工,桿體使用前應調直、除銹、除油。鋼筋網采用Φ6.5 mm的鋼筋焊制,網度:150 mm×150 mm。砂漿按重量配合比為砂:水泥為2:1,水灰比0.35~0.4,中細砂粒徑小于2.5 mm。
一次支護的錨桿定期進行拉拔力測試,錨桿抗拔力可通過拉拔器作拉拔試驗測出數值,不合格的錨桿用加密錨桿的方法予以補強。
二次支護采用鋼筋混凝土支護,井筒段和儲礦段澆筑混凝土厚度為300 mm,混凝土強度等級為C25;鋼襯板采用=10 mm厚16 Mn鋼板加工制作。
一次支護后,如果未發現有裂縫等壓力顯現現象,二次支護選擇在有軌卸礦硐室施工完成后,由井筒掘至設計標高自下而上一次完成。如果一次支護后,井筒出現裂縫等壓力明顯現象,可適當擴大井筒內徑,為井筒收斂變形留有余地,根據現場實際情況采取分段進行二次支護。
受現場施工條件的制約,溜井施工技術的應用過程中有可能出現失誤甚至錯誤之處,為了能進一步對現場施工效果進行檢驗,通過現場觀測獲得的監測數據資料,了解溜井施工過程中的沉陷和傾斜變形規律。其結果不但可用于指導施工、優化改進設計方案,同時也能對同類工程提供借鑒意義。
具體Z方向監測點沉降結果表明,在0~60 d時間段中,位移變化比較大,主要的沉降是由于開挖過程中的自然沉降照成的。其中,最大沉降量為10 mm左右,在隨后的過程中沉降量逐漸趨于平穩,井筒周圍點的最終沉降為8 mm左右,第一圈監測點在Z方向的最終沉降量為5 mm,局部出現變形較大的點,最大沉降為7 mm,在第二區域的監測點變化注漿后不是太明顯,最大變形量為2 mm。
溜井井筒位置監測點的最大變形量為25 mm左右,最外圍監測點的最大變形量為4 mm左右,這部分應變,均可以通過柔性支護的方式來釋放變形能量,為二次永久支護提供變形空間。綜合考慮金川工程地質條件可知,X方向的應力為主應力。通過各個方向變形情況可知,最大應力應變值均在工程施工允許范圍內,支護效果良好。
根據上述分析,可以得出以下結論。
(1)通過分析溜井不同開挖階段圍巖的應力應變情況可知,在0~100 m區域,應力、應變隨深度逐漸變大,變化比較平緩。突變區域主要集中在100~150 m深度,局部出現掉塊現象,在實際工程施工過程中應是主要注意區段。
(2)采用光面控制爆破,臨時噴漿、一次噴錨網柔性支護和二次混凝土外加鋼襯板剛性支護等綜合技術措施,有效地克服了傳統施工方法缺點,現場監測數據及施工實踐證明,該技術較好地解決了高應力破碎巖層高溜井施工和維護難的技術問題。
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(2019-07-18)
李兵磊(1982—),男,博士,主要從事巖石力學相關研究,Email:libinglei@fzu.edu.cn。
福建省教育廳資助項目(JAT170068);河南省高等學校重點科研計劃項目(17A560019);河南工程學院博士基金項目(D2016024).