三山島金礦深部高應力節理化巷道圍巖控制技術研究

趙興東　朱乾坤　曾楠

摘要：隨著淺部礦產資源日益枯竭，深部開采已成為采礦行業的重要組成部分。深部開采重要的特征之一就是在“三高一擾動”下，礦山工程地質條件急劇惡化，圍巖呈現顯著的節理化，給深部巷道圍巖控制帶來巨大的困難。以三山島金礦-900 m以下典型節理化巷道為工程背景，通過工程地質調查、文獻調查、室內巖石力學試驗獲取基本數據，應用Dips軟件進行優勢結構面分組，應用Unwedge軟件進行楔形體及其穩定性分析。采用RMR、Q和GSI巖體質量分級方法進行巖體質量分級并估算巖體力學參數，詳細闡釋錨桿加固不連續面的機理，估算巷道支護所需支護壓力，并基于Q和RMR支護圖表完成支護方案設計，應用RS2驗證設計支護方案的有效性。在-960 m水平進行工業試驗，結果表明，設計支護方案能夠有效控制深部高應力節理化巷道圍巖的變形破壞，為深部礦山安全高效開采提供依據。

關鍵詞：深部開采；節理化巖體；圍巖控制；巖體質量分級；數值模擬；工業試驗

中圖分類號：TD35文章編號：1001-1277（2023）09-0005-08

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20230902

引 言

受復雜地質構造活動影響，采礦工程圍巖中通常存在諸多節理化巖體，嚴重時出現“方糖塊”狀圍巖，對礦山安全高效生產產生嚴重影響。進入深部開采后，礦山地質條件日趨復雜、地應力升高、采礦擾動范圍不斷擴大，致使節理化巷道圍巖頻繁出現結構-應力控制型或應力控制型破壞，節理化巷道圍巖控制變得日趨困難。因此，節理化巷道圍巖控制逐漸成為深井巷道圍巖控制研究的難點和熱點問題。

針對節理化巷道圍巖控制，國內外諸多學者進行了卓有成效的研究，并取得了豐碩的研究成果?？抵緩姷龋?］應用數值模擬方法研究錨桿支護對金屬礦山節理化巖體巷道的加固機理。郭建偉［2］采用離散元數值模擬方法研究了節理化巷道圍巖變形破壞過程及其破壞機理，提出采用注漿錨桿超前支護、高強預應力錨網+ U型鋼+噴層一次支護、預應力錨索二次支護、全斷面滯后注漿補強加固的分步聯合支護方案。邢猛等［3］應用RFPA數值模擬方法模擬了節理分布對巷道圍巖的損傷演化和時效破壞機制。李傳明等［4］基于顆粒離散元程度研究節理巖體巷道圍巖的變形及微裂紋分布特征。黃龍現［5］研究了節理巖體巷道圍巖破壞機理及其數值模擬方法。金志遠等［6］通過地應力測試、鉆孔電視、數值模擬方法分析深井高地應力節理化巷道圍巖變形原因并確定了支護方案。武旭［7］開展了巷道節理巖體破裂機理與圍巖定向加強支護法研究。王成龍等［8］通過離散元數值模擬研究了開挖對節理化巷道圍巖塑性區和位移的影響。TORAO等［9］應用有限元數值模擬研究了支護和圍巖的相互作用。SENENT等［10］提出超前旋轉破壞機制以計算節理巖體巷道掌子面冒落壓力。BOUZERAN等［11］應用離散元數值模擬研究了崩落誘發應力路徑下巷道圍巖響應特征。BOON［12］應用離散元法分析了大跨度層狀巖體支護機理及支護力。ZHAO等［13］分析了三山島金礦新立礦區節理巖體破壞機理及其控制技術。

本文針對三山島金礦西山礦區深部高應力節理化巷道圍巖控制問題，提出基于巖體質量分級的分區支護設計方法，并進行工業試驗，以期為深部高應力節理化巷道圍巖控制提供依據。

1 工程概況

三山島金礦位于山東省膠東半島，目前開采深度已超過1 000 m，也是中國目前唯一的海底開采硬巖礦山。礦區處在華北板塊西部，西部為沂樹斷裂帶，南部為膠萊盆地，北部為龍口斷陷盆地。礦區以脆性斷裂構造發育為特征，主要走向為東北向和西北向，構成了該區的基本構造格局。礦區范圍內蝕變帶總體走向NE，走向最大長度約7 000 m，三山島金礦范圍內蝕變帶走向長約4 000 m，寬80～280 m，控制最大斜深2 450 m。總體走向62°，傾向南東，傾角33°～67°，平均傾角46°。蝕變巖分帶明顯，沿傾向呈帶狀展布，以灰白—灰黑色斷層泥主裂面為標志，基本對稱分布。由上盤至下盤依次為：花崗巖帶、絹英巖化花崗巖帶、斷層泥（主裂面）、黃鐵絹英巖化碎裂巖帶、黃鐵絹英巖化花崗質碎裂巖帶、絹英巖化花崗巖帶、花崗巖帶。主裂面之下有薄層的黃鐵絹英巖化糜棱巖和黃鐵絹英巖斷續分布，局部缺失。各蝕變巖帶之間呈漸變過渡接觸關系，無明顯界線。礦體位于三山島斷裂帶下盤（F1斷層），礦體厚度為0.59～42.36 m，平均厚度7.24 m。礦體總體走向約為20°，東南方向傾角為25°～59°，平均傾角約為42°（見圖1）。運輸巷道位于下盤巖體中。現場調查發現，深部高應力節理化圍巖巷道破壞形式主要為結構面控制型楔形體冒落和應力控制型破壞層裂（見圖2）。

2 巖體質量分級及巖體力學參數估算

2.1 結構面調查

本次研究采用測線法進行現場調查。調查區域集中在西山礦區-915 m中段和-960 m中段，2個中段調查長度分別為75.3 m和101.8 m，結構面條數分別為131條和126條。利用Dips軟件繪制調查區域節理等密度圖和傾向玫瑰圖（見圖3）。由圖3可知：-915 m中段調查區域結構面主要有3組，-960 m中段調查區域結構面主要有4組。-915 m中段調查區域裂隙較發育，節理面粗糙到一般，波狀，少數節理面平直，部分充填泥質，微風化到弱風化，潮濕到濕；-960 m中段調查區域裂隙較發育，節理面粗糙到一般，波狀，少數節理面平直，部分充填泥質，微風化到弱風化，干燥到潮濕。

2.2 地應力

根據三山島金礦西山礦區2 005 m豎井建設需要，應用聲發射法、非彈性恢復（ASR）法、水壓致裂法對工程勘察區域進行地應力測量［14］。將不同方法獲取的最大水平主應力（σH）、最小水平主應力（σh）和垂直主應力（σv）繪制于圖4中，并擬合出對應的回歸方程。由圖4可知：采用3種方法測得的最大水平主應力和垂直主應力一致性較好，其變化趨勢和值互相吻合；采用聲發射法測得的最小水平主應力（σh-AE）與其他2種方法測得的值差異性較大，均顯著小于另外2種方法實測值。最小水平主應力和垂直方向主應力大小發生轉換，轉換深度位于1 073.51 m。

2.3 巖體質量分級及巖體力學參數估算

巖體的物理力學參數反映了巖體的穩定性和質量，與巖石硬度和巖體的完整性密切相關。工程巖體質量分級的目的之一是根據工程巖體的等級直接快速確定巖體的物理力學參數，而無需進行大量的試驗［15］。室內巖石物理力學試驗測得的參數見表1，Q、RMR、GSI巖體質量分級結果見表2～4。研究區域巖體的力學參數見表5。

3 楔形體分析

節理化巖體中巷道的穩定性主要受結構面的自然產狀、力學性質、巖石質量、地應力、地下水條件等因素影響。因此，節理化巖體的破壞形式在宏觀上也表現出多樣性，其中楔形體失穩是最常見的破壞模式之一。結構面的相互切割形成了許多巖塊。3個或3個以上結構面在巷道開挖邊界相交形成楔形體。在巖塊重力和開挖/開采誘發應力作用下，楔形體會產生滑動甚至發生冒落。Unwedge軟件是一種用于分析結構不連續性和地下開挖形成的楔形體的巖土工程軟件，其可以以3D形式可視化楔形體及工程開挖，可以計算潛在楔形體的安全系數，并可分析支護對楔形體穩定性的影響。使用Unwedge軟件識別研究區域內的楔形體并分析其安全系數。將工程地質調查中獲得的巷道輪廓和優勢結構面產狀輸入到Unwedge軟件中生成楔形體，獲得的楔形體及其詳細參數分別見圖5和表6。

由表6可知：所有底板的楔形體均處于穩定狀態，-915 m北巷頂板楔形體8安全系數為0，開挖后就會冒落，因此巷道開挖過程需要防范其冒落誘發安全事故。其他楔形體安全系數均低于1，需要采取適當的支護措施。

4 巷道支護設計

目前，巷道加固形式包括噴射混凝土支護、錨桿（網）支護、錨索（網）支護、噴射混凝土-錨網支護、金屬支架支護及這些支護方法的組合。采用哪種支護方法取決于巷道中的巖體質量、巷道尺寸、現場施工條件等。在深部堅硬的巖石巷道中，錨桿支護是最常用的圍巖支護方法，金屬礦山經常使用的錨桿主要包括樹脂錨固錨桿和管縫式錨桿。支護設計時需要考慮不同的地質條件和圍巖條件，選擇相應的錨桿支護及其支護參數。鑒于本次研究涉及區域管縫錨桿腐蝕較為嚴重，通常會導致錨固失效，故僅使用螺紋鋼錨桿。

4.1 節理化巖體錨桿加固機理

受節理面等不連續結構影響，錨桿不僅會受到沿軸向的拉伸載荷作用，還會承受硬巖不連續結構滑動引起的剪切載荷作用，容易導致錨桿被剪斷失效。通常在錨桿直徑3～4倍區域也會有明顯的剪切變形［1］。假設錨桿桿體剪切變形長度為ls，桿體軸向變形長度為la，錨桿與不連續面的夾角為α，則根據圖6可以得到如下方程：

υ＝lscos α-lasin α（1）

δ＝lssin α-lacos α（2）

式中：υ、δ分別為不連續面的法向和切向位移（mm）；ls、la分別為錨桿桿體的剪切和軸向位移（mm），其計算公式分別為：

式中：Eb、Gb分別為錨桿材料的楊氏模量和剪切模量（MPa）；A為與桿體截面形狀有關的剪切系數；Bs、Ba分別為錨桿桿體內剪切應力、軸向應力分布形狀系數；σb、τb分別為錨桿軸力和剪力（MPa）。

基于等效連續模型，節理化巖體中的不連續面通過錨桿的作用得到提高，錨固不連續面的抗剪強度（τbs）為：

式中：f為不連續面的摩擦系數；σc、Cc分別為不連續面自身的壓應力和內聚力（MPa）；σsn和τs分別為錨桿桿體提供給不連續面的等效法向應力和切向應力（MPa）。

因此，錨桿錨固不連續面的本構方程為：

4.2 支護壓力估算

由于巖體和巖體中結構的疊加作用，在進行巷道支護設計時需要估算支護壓力，其在巷道穩定性分析中起著十分重要的作用。通過巖體質量分級可以比較容易計算支護壓力，但是實際應用時還應考慮支護設計區域和估算方法的適用性。

UNAL等［16］提出基于RMR的估算水平頂板開挖支護壓力估算公式：

式中：pv為短期頂板支護壓力（MPa）；RMR為開挖后支護前圍巖的巖體評價值；ρ為巖石密度（t/m3）；b為巷道寬度（m）。

GOEL等［17］提出傳統爆破開挖鋼拱架支護擠壓和非擠壓地層拱形開挖短期支護壓力計算公式：

式中：h為巷道埋深（m）。

BARTON等［18］將200個地下開挖巖體質量（Q）和支護能力繪制成圖（見圖7）并擬合出下面的經驗公式以計算最終支護壓力。

BHASIN等［19］建議采用如下經驗公式預測差巖體（如Q<4）巷道支護壓力。

式中：D為巷道直徑或跨度（m）。

SINGH等［20］提出如下關系式計算巷道支護壓力：

式中：k為覆巖校正系數；k′為巷道閉合校正系數。

根據上述不同的公式來計算支護壓力，結果見表7。通過現場調查，發現SINGH等［20］提出的關系式更類似于現場條件下的巖體特征，故采用該式計算結果。

4.3 支護方案設計

本次研究采用基于Q和RMR巖體質量分級的支護設計方法。BIENIAWSKI［21］提出常規鉆爆法施工的巷道支護設計指南，該指南支護設計考慮到巷道所處地表以下深度、開挖尺寸和開挖形狀等因素。BARTON等［18］提出的基于Q的支護設計圖表考慮了巖體Q值和開挖工程等效尺寸，見圖7（圖中包含本研究設計支護落點）。等效尺寸計算公式［18］為：

式中：ESR為開挖支護比，不同類型的開挖支護比有不同的開挖支護比，本次研究取2。

錨桿的長度計算公式為：

推薦的支護設計方案和礦山采用的支護設計方案見表8。

為了防止小塊巖塊的零星冒落、增強錨固支護的整體性，實際施工時錨桿均配合使用金屬網。在研究區域內，礦山原采用水泥砂漿錨固錨桿，因此施工時仍沿用原有的水泥砂漿錨固錨桿。在節理化巖體中，使用水泥砂漿錨桿具有十分顯著的優點：①充分灌漿情況下，水泥砂漿錨固錨桿能保持巖塊間的鑲嵌咬合效應；②漿液的擴散能夠改善巖塊間或節理的結合能力；③錨固范圍內的節理巖體能夠形成承載拱。錨桿、錨網安裝完畢即可噴射混凝土，目的是促使錨桿、錨網與圍巖形成整體承載結構，同時亦可封閉節理化圍巖，防止或減緩其風化造成巖體質量的進一步劣化。

4.4 數值模擬驗證

本研究應用RS2軟件分析圍巖的應力、塑性區。數值模擬采用的破壞準則為Mohr-Coulomb強度準則。-915 m、-960 m巷道為三心拱形巷道（巷道寬度均為4.3 m，高度均為3.5 m），模型外部邊界的放大系數為3。選擇具有三節點三角形單元的分級網格進行網格離散化，以增加巷道周圍網格的密度。恒定場應力類型取自2.2節中給出的地應力值。采用的力學參數見表5。支護前后使用對應的輸入參數。根據現場實際情況，數值模擬中使用直徑32 mm、長度2.2 m的標準水泥砂漿錨固錨桿。

-915 m和-960 m水平支護前后圍巖塑性區見圖8。由圖8可知：支護系統安裝后，2個水平巷道圍巖塑性區范圍顯著降低，尤其是巷道頂板位置。支護前，-915 m水平巷道頂板塑性區深度為2.62 m，左幫塑性區深度為0.91 m，右幫塑性區深度為0.85 m；支護后，巷道頂板塑性區深度為1.32 m，左幫塑性區深度為0.68 m，右幫塑性區深度為0.66 m。支護前，-960 m水平巷道頂板塑性區深度為5.03 m，左幫塑性區深度為1.53 m，右幫塑性區深度為1.54 m；支護后，巷道頂板塑性區深度為1.91 m，左幫塑性區深度為1.06 m，右幫塑性區深度為1.04 m。說明設計的支護方案對圍巖的破壞起到良好的控制作用。從圖8還可以看出，巷道淺部圍巖主要表現為拉伸破壞，深部圍巖主要表現為剪切破壞，圍巖破壞類型以剪切破壞為主。

支護前后巷道圍巖最大主應力對比見圖9。由圖9可知：支護后圍巖應力擾動區范圍顯著降低。支護后巷道頂板區域高應力區范圍顯著降低，距離頂板高度降低。支護前，應力降低區幾乎呈圓形環繞在巷道周邊；支護后，巷道頂板應力降低區范圍顯著縮小，應力值降低幅度減小，說明頂板圍巖仍具有良好的承載能力。因此可以認為，設計的支護方案可以有效調整高應力區的分布，顯著降低巷道圍巖卸荷區的范圍。

為了進一步分析支護方案的可靠性，將巷道的安全系數（FoS）定義為支護系統的承載力與巷道圍巖總有效載荷的比值。例如，如果一個巷道僅由錨桿支撐，單個錨桿的承載力為10 t，錨桿間距為1 m×1 m，則1 m2周圍巷道的總有效載荷為5 t，此時支護系統的安全系數為2。對于臨時巷道，當FoS小于1.2時，支護系統不安全；對于永久巷道，當FoS小于1.5時，支護系統不安全。巖體的密度為2.75 t/m3。塑性區的走向長度由支護系統的排距決定，塑性區內圍巖的重量由支護系統承擔。可以得出-915 m、-960 m水平巷道支護系統的FoS分別為2.79，2.05，均滿足永久支護的要求，再次驗證了設計支護方案的可靠性。

4.5 現場工業試驗

試驗地點選在-960 m水平，支護后的巷道見圖10。鑒于巷道開挖過程中的巖體破壞是一個極其復雜的過程，支護設計的有效性和可靠性可以通過現場監測進行評估。由數值模擬結果可知，巷道破壞且危害較大的地方主要集中在巷道頂板位置，故僅對巷道頂板進行位移監測，并通過數據分析設計支護方案的支護效果。

在-960 m水平試驗巷道頂板安裝2個位移傳感器（見圖11），2個傳感器間距為3 m（近處為測點1，遠處為測點2），監測周期為1個月，監測時手動量取外露鋼絲的長度，測算頂板位移。監測結果（見圖12）表明：測點1開挖支護后一周內位移迅速增加，第二周變形速率降低，半個月后基本處于穩定狀態，未出現位移的顯著增加。測點2的位移在前8天表現出近乎線性的快速增加，然后從第8天到第17天變形速率降低，之后達到穩定狀態。2個監測點的最終位移值分別為4.2 mm和 5.0 mm。從圖12還可以看出，巷道頂板的變形分為3個階段：快速變形階段、緩慢變形階段和穩定階段。工業試驗表明，該設計支護方案能夠很好地減緩巷道頂板的變形，并能夠有效控制巷道失穩破壞。

5 結 論

1）對三山島金礦深部節理化巖體進行詳細工程地質調查，并對調查的不連續面用Dips軟件進行優勢結構面分組，結合Unwedge軟件識別圍巖中的楔形體并進行穩定性分析。使用Q、RMR、GSI巖體質量分級方法進行巖體質量分級和巖體力學參數估算。

2）分析了節理化巖體錨桿加固機理，即約束錨桿沿軸向和切向的變形，并給出錨固不連續面的本構方程。基于巖體質量分級結果估算出所需支護壓力。結合Q、RMR巖體質量分級設計-915 m和-960 m水平巷道支護方案，并用數值模擬進行驗證，結果表面設計支護方案能夠有效控制巷道破壞。

3）依據支護設計方案，在-960 m水平進行現場工業試驗，并在巷道頂板安裝2個位移傳感器。監測結果表明，2個監測點的最終位移值分別為4.2 mm和5.0 mm。巷道頂板的變形分3個階段：快速變形階段、緩慢變形階段和穩定階段。

［參 考 文 獻］

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Study on the control technology of deep high-stress jointed surrounding rock in Sanshandao Gold Mine

Zhao Xingdong，Zhu Qiankun，Zeng Nan

（Deep Metal Mine Mining Safety Laboratory，Northeastern University）

Abstract：With the depletion of shallow mineral resources，deep mining has become an important part of the mining industry.One of the key characteristics of deep mining is the dramatic deterioration of geological conditions in mining engineering under the influence of "three highs and one disturbance".The surrounding rock exhibits significant jointing，which brings great challenges to the control of deep tunneling.Taking the typical jointed tunnels below -900 m level in Sanshandao Gold Mine as the engineering background，this study conducted engineering geological investigations，literature surveys，and laboratory rock mechanics tests to obtain basic data.The Dips software was used for structural plane grouping，and the Unwedge software was employed for wedge analysis and stability assessment.The Rock Mass Rating （RMR），Q，and Geological Strength Index （GSI） methods were used to classify the rock mass and estimate its mechanical parameters.The mechanism of discontinuous face reinforcement with rock bolts was elaborated，and the required support pressure for tunnel support was estimated.Based on the Q and RMR support charts，a support scheme was designed，and its effectiveness was validated using RS2 numerical modeling.Industrial experiments were conducted at the -960 m level，and the results demonstrated that the designed support scheme effectively controlled the deformation and failure of deep high-stress jointed surrounding rock in tunnels，providing a basis for safe and efficient mining in deep mines.

Keywords：deep mining;jointed rock mass;surrounding rock control;rock mass classification;numerical simulation;industrial experiment

收稿日期：2023-05-28; 修回日期：2023-06-25

基金項目：國家自然科學基金重點項目（52130403）；遼寧省 2023 年第一批中央引導地方科技發展資金項目（2023JH6/10010050）

作者簡介：趙興東（1975—），男，教授，博士，從事深部金屬礦采動災害防控方面的研究工作；E-mail：zhaoxingdong@mail.neu.edu.cn