金川高应力破碎岩层溜井施工数值模拟及支护*

2019-12-23 11:56李兵磊林国鹏李永兵
采矿技术 2019年6期
关键词:金川井筒矿区

李兵磊,林国鹏,李永兵

金川高应力破碎岩层溜井施工数值模拟及支护*

李兵磊1,林国鹏1,李永兵2

(1.福州大学紫金矿业学院,福建 福州 350108;2.河南工程学院 安全工程学院,河南 郑州 451191)

金川高应力破碎岩层的溜井施工过程中存在围岩来压快、自稳时间短,变形量大、持续时间长,并且具有明显的非对称性、时序性和蠕变特征,导致施工与维护困难等问题。为了研究施工工程的围岩应力状况,采用离散单元软件3DEC,建立溜井不同开挖阶段的受力模型,研究不同开挖阶段溜井围岩的应力、位移破坏规律;得出加大支护强度、采用合理的支护方案、充分发挥围岩承载能力,及时形成有效稳定承载结构控制高应力破碎带围岩的变形。根据实际模拟研究结果,并通过采用临时喷浆、一次喷锚网柔性支护和二次混凝土支护加钢衬板等综合技术措施,有效解决了高应力破碎岩层中的溜井施工难题。

复杂地层;高应力破碎带;离散元软件;柔性支护;刚性支护

0 引 言

采区溜井是联系上部采场与下部运输水平的主要矿石通道,在整个矿山开采中占重要地位,其稳定性直接关系到矿块的生产能力和出矿成本,但是传统的施工方法是针对高应力破碎段采用混凝土掘砌方式,具有施工工艺复杂、成本高和施工周期长等明显的缺点,影响了工程建设速度和施工质量[1]。季翱[2]等对溜井破坏的原因进行了分析,认为围岩的岩性、支护强度及应力集中等因素是造成溜井严重破坏的原因,并对程潮铁矿溜井采用了混凝土箱型承载圈梁整体加固的方案;明世祥[3]认为采区溜井的群井效应对溜井稳定性影响比较大,矿岩破碎构造应力大的矿山应采用内加固与外支护联合支护方式,使井壁与围岩形成共同承载体;王平[4]以三山岛金矿新立矿区溜井为背景,在−360 m水平制定了现浇混凝土形成垫层后在上部进行废石胶结充填的治理方案;贾明魁[5]等介绍了平煤集团斜井过高应力破碎带,采用的“锚网+锚索+注浆”联合支护技术;杨志强[6]等基于金川矿区地应力实测结果,发现金川矿区最大主应力为水平应力,剪应力随埋深的增加逐渐增大。上述研究都针对溜井使用过程中的严重破坏,针对其破坏的原因及破坏维护研究较多,在溜井设计掘进阶段,针对高应力破碎岩层中溜井掘进过程的研究较少,在此阶段往往忽视了后期高应力影响情况[7],大部分旨在快速通过特殊地段,支护往往不到位。

因此,本文运用三维离散元数值模拟计算分析,针对高应力破碎岩层溜井施工开挖过程中围岩应力变化规律进行研究,并针对复杂地层溜井施工,选取安全可靠的支护方法、确定经济合理的支护参数,以及实施高效的施工工艺,对溜井工程的施工有重要的研究意义。

1 工程概况

金川矿区东部贫矿开采回风井工程,设计井筒净直径5 m,最大开挖荒径7.8 m,区域以水平侧压为主,其破坏特征为:侧墙内挤张裂及拱顶挤碎或剪断,尤其是当巷道方向与主应力方向垂直时,巷道变形更为为严重;矿区最大主应力轴接近水平,表明矿区的地应力以水平应力为主导,地下工程的变形破坏迹象也表明矿区以受水平作用的构造应力为主导。

在应力数值上,表层地应力值较小,最大水平应力值约为3 MPa左右。该数量级与华北地区所测得的结果相近似,说明矿区地表应力并不大[7]。但应力值随深度增加而增大,在200~500 m深度最大主应力值一般为20~30 MPa,最高达50 MPa。

2 溜井开挖阶段数值模拟研究

2.1 模型建立

为了减少边界条件的影响[8],在X和Y方向,左右边界距离取22.35 m;Z方向,溜井垂直研究范围为200 m。其中,取X方向为最大主应力方向,Y方向为最小主应力方向。每次开挖25 m。建立模型尺寸为50 m×50 m×100 m。

边界条件均采用速度边界条件,上边界取至地面为自由面,平行于YOZ面的两个侧面为X方向约束,平行于XOZ面的两侧为Y方向约束,平行于XOY面的地面为Z方向约束。初始荷载均为岩体的自重荷载。

为了研究溜井在实际的支护条件下,围岩及支护结构随开挖深度的变化规律,分别计算了25,50,75,100,125,150,175,200 m深度开挖阶段井筒的受力分析情况。

2.2 模型结构参数选取

通过岩石力学实验,可以得到岩石的相关参数[6-7],如表1所示;由岩石与节理面参数的相关 经验公式可以得出节理面的相关参数,具体如表2所示。

2.3 结果分析

为了更好地了解高应力情况下掘进的围岩应力变化情况,分别研究了开挖到50,100,150,200 m时的位移变化规律。

表1 岩体物理力学参数

表2 结构面参数

(1)不同开挖深度Z方向塑性区分布见图1。由图1可知,开挖50 m深度时,溜井井筒周围位移为14 mm,开挖到100 m深度时,溜井井筒位移沉降量为32 mm,部分区域出现不均匀沉降,开挖到150 m深度时,溜井井筒位移沉降量达到40 mm左右,塑性区域进一步扩大,局部出现破坏现象。溜井开挖到200 m深度时,井筒Z方向位移50 mm,由于水平应力为主应力,井底出现隆起破坏。由此可知,塑性区域随着深度的加深而增大,在开挖到100 m深度时开始出现溜井工作面隆起的现象。

(2)X方向应力应变分析研究。由图2可知,在溜井开挖深度为50 m时,X方向位移值为5 mm,当开挖到100 m深度时,X方向位移为30mm,局部位移量达到50 mm,局部区域开始出现不均匀位移情况,在应力方面表现为局部出现应力集中现象。开挖到200 m深度时,X方向位移为70 mm。由应力云图可知,0~100 m区域,应力、应变随深度逐渐变大,变化比较平缓。突变区域主要集中在100~150 m深度,局部出现掉块现象。

图1 不同开挖深度Z方向应力云图

(3)Y方向应力、应变分析研究。由图3可知,在高水平应力的作用下,当溜井开挖到50 m深度时,Y方向的位移量为2 mm,开挖到100 m深度时,Y方向位移为6 mm,小面积区域开始出现应力集中现象。当开挖到200 m深度时,Y方向位移量为13 mm。应力集中现象主要出现在节理面部位。可知,当开挖深度达到100 m时,开始出现应力集中现象,局部出现塑性区域。

图2 不同开挖深度X方向应力云图

图3 不同开挖深度X方向应力云图

3 溜井支护

基于溜井工程结构形式,并结合数值模拟分析结果,确定采用光面爆破、临时喷浆支护、一次喷锚网柔性支护和二次混凝土外加钢衬板刚性支护等综合技术进行高应力破碎岩层段的施工[9]。

3.1 临时支护

由于围岩属于水平应力蠕变岩层,自稳能力差。在井筒施工过程中,如不及时采取支护,将会发生边帮塌垮。为此,在井筒出完渣后应及时对井壁喷射混凝土进行临时支护,喷射混凝土厚度为50 mm。混凝土配合比为:水泥:砂:石子=1:2:1.5,其中:水泥采用P.O32.5普通硅酸盐水泥,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;速凝剂添加量为水泥量的5%。

3.2 一次支护

一次支护采取喷锚网支护形式。锚杆采用Φ18 mm的钢筋制作,间排距为1000 mm×1000 mm,锚杆长为2.25 m,托板为200 mm×200 mm×10 mm。杆体按设计由专业人员加工,杆体使用前应调直、除锈、除油。钢筋网采用Φ6.5 mm的钢筋焊制,网度:150 mm×150 mm。砂浆按重量配合比为砂:水泥为2:1,水灰比0.35~0.4,中细砂粒径小于2.5 mm。

一次支护的锚杆定期进行拉拔力测试,锚杆抗拔力可通过拉拔器作拉拔试验测出数值,不合格的锚杆用加密锚杆的方法予以补强。

3.3 二次支护

二次支护采用钢筋混凝土支护,井筒段和储矿段浇筑混凝土厚度为300 mm,混凝土强度等级为C25;钢衬板采用=10 mm厚16 Mn钢板加工制作。

一次支护后,如果未发现有裂缝等压力显现现象,二次支护选择在有轨卸矿硐室施工完成后,由井筒掘至设计标高自下而上一次完成。如果一次支护后,井筒出现裂缝等压力明显现象,可适当扩大井筒内径,为井筒收敛变形留有余地,根据现场实际情况采取分段进行二次支护。

3.4 施工效果监测

受现场施工条件的制约,溜井施工技术的应用过程中有可能出现失误甚至错误之处,为了能进一步对现场施工效果进行检验,通过现场观测获得的监测数据资料,了解溜井施工过程中的沉陷和倾斜变形规律。其结果不但可用于指导施工、优化改进设计方案,同时也能对同类工程提供借鉴意义。

具体Z方向监测点沉降结果表明,在0~60 d时间段中,位移变化比较大,主要的沉降是由于开挖过程中的自然沉降照成的。其中,最大沉降量为10 mm左右,在随后的过程中沉降量逐渐趋于平稳,井筒周围点的最终沉降为8 mm左右,第一圈监测点在Z方向的最终沉降量为5 mm,局部出现变形较大的点,最大沉降为7 mm,在第二区域的监测点变化注浆后不是太明显,最大变形量为2 mm。

溜井井筒位置监测点的最大变形量为25 mm左右,最外围监测点的最大变形量为4 mm左右,这部分应变,均可以通过柔性支护的方式来释放变形能量,为二次永久支护提供变形空间。综合考虑金川工程地质条件可知,X方向的应力为主应力。通过各个方向变形情况可知,最大应力应变值均在工程施工允许范围内,支护效果良好。

4 结 论

根据上述分析,可以得出以下结论。

(1)通过分析溜井不同开挖阶段围岩的应力应变情况可知,在0~100 m区域,应力、应变随深度逐渐变大,变化比较平缓。突变区域主要集中在100~150 m深度,局部出现掉块现象,在实际工程施工过程中应是主要注意区段。

(2)采用光面控制爆破,临时喷浆、一次喷锚网柔性支护和二次混凝土外加钢衬板刚性支护等综合技术措施,有效地克服了传统施工方法缺点,现场监测数据及施工实践证明,该技术较好地解决了高应力破碎岩层高溜井施工和维护难的技术问题。

[1] 宋卫东,王洪永,王 欣,等.采区溜井卸矿冲击载荷作用的理论分析与验证[J].岩土力学,2011,35(2):326-340.

[2] 季 翱,宋卫东,杜翠凤,等.采区溜井严重垮冒原因分析及加固方案研究[J].金属矿山,2007(6):26-28.

[3] 明世祥.地下金属矿山主溜井变形破坏机理分析[J].金属矿山, 2004(1):5-8.

[4] 王 平.矿石溜井的治理方法研究[J].中国矿业,2018,27(1):282- 288.

[5] 贾明魁,贾立安,刘银志.高应力破碎带大断面巷道支护技术研究[J].矿冶工程,2003,23(5):12-14.

[6] 杨志强,薛改利,高 谦,等.基于人工神经网络的金川矿区地应力规律研究[J].矿业研究与开发,2014,34(5):43-46.

[7] 张重远,吴满路,廖椿庭.金川三矿地应力测量及应力状态特征研究[J].岩土力学,2013,34(11):3254-3260.

[8] 李兵磊,高永涛,于正兴,等.新建楼下伏采空区的稳定性数值分析[J].金属矿山,2011(6):36-38.

[9] 李 欣,高 谦,刘增辉,等.金川Ⅲ矿区硐室围岩蠕变特性与支护时机[J].北京科技大学学报,2011,33(10):1182-1188.

(2019-07-18)

李兵磊(1982—),男,博士,主要从事岩石力学相关研究,Email:libinglei@fzu.edu.cn。

福建省教育厅资助项目(JAT170068);河南省高等学校重点科研计划项目(17A560019);河南工程学院博士基金项目(D2016024).

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