基于化学注浆预加固的破碎矿体采场结构优化数值模拟

韩斌，于少峰，吴爱祥，高永祥，程海勇



基于化学注浆预加固的破碎矿体采场结构优化数值模拟

韩斌1，于少峰1，吴爱祥1，高永祥2，程海勇1

(1. 北京科技大学土木与环境工程学院，北京，100083；2. 云南金沙矿业股份有限公司汤丹公司，云南昆明，650000)

汤丹铜矿4号矿体厚大软弱破碎，围岩松散、炮孔成孔率低；优选MP 364矿用树脂进行化学注浆预加固，并在3采2分段进行现场化学注浆试验，确定化学浆液扩散方式、注浆压力及扩散半径等参数，建成注浆工艺系统。通过FLAC 3D及ANSYS等软件建模，并对地表岩移、顶板位移、采场支撑体系塑性区以及矿柱最大主应力进行数值模拟分析。研究结果表明：按照推荐注浆材料配比及工艺施工，岩体强度及完整性得到较大提高，炮孔成孔率提高22%；化学注浆后，由于岩体强度及矿体完整性得到提高，拟通过增大矿房暴露面积以提高矿石回收率。注浆后，在保证安全且保持矿柱尺寸不变的情况下，矿房暴露面积提高约50 m2，则矿石回收率可以提高约10%以上，提高了矿山经济效益。

化学注浆预加固；注浆工艺系统；数值模拟

化学注浆是利用气压、液压或电化学的原理，经注浆管将化学浆液注进矿体缝隙之中，然后浆液通过渗透、挤压以及化学反应等方式与原岩体胶结为一个整体，从而达到封堵岩体裂隙与加固矿岩的目的，最终提高矿体整体强度[1]。以往国内矿体注浆基本用途为堵水或断层等破碎带加固，本课题在国内首次将注浆技术用于整个矿体开采前的预加固。汤丹铜矿4号矿体，岩体及围岩节理裂隙极为发育，岩体存在大量细小紧密的裂隙。矿体赋存于黑山组底部有利构造部位的碳泥质板岩夹层中，平均厚为24 m。矿石含泥量较高，炮孔成孔率低于70%。为保证顶板长时间内不发生垮塌与安全开采，可以采用化学注浆技术将浆液注入岩体裂隙中，使矿体及围岩加固为一个整体，以达到提高炮孔成孔率，增大回采安全系数，最终实现增大矿石回收率的目的[2]。本文作者设计采用化学注浆预加固技术对矿体进行注浆；确定了浆液扩散方式，并开展了浆液扩散半径影响因素分析，建成了注浆工艺系统。现场工业应用表明，按照推荐注浆材料配比及工艺施工，注浆岩体强度提高25%，炮孔成孔率提高22%，矿体及围岩稳固性提高，增强了采矿作业的安全性。化学注浆后，由于矿体强度及完整性得到提高，设计通过增大矿房暴露面积以提高4号矿体矿石回收率；利用FLAC 3D及ANSYS等数值模拟软件建模，并对地表岩移、顶板位移、采场支撑体系塑性区以及矿柱最大主应力进行模拟分析。

1 化学注浆预加固技术

1.1 注浆试验场地选择

注浆段矿体布置形式如图1所示。

(a) 矿体纵剖面图；(b) 矿体横剖面图；(c) 矿体平面图

为使化学注浆工艺在4号矿体进行推广使用，设计在3采2分段矿房进行注浆试验；2分段矿体倾角为67°，矿体走向长为26 m，厚度约为22 m，高度为19 m。

1.2 注浆材料及相关设备

1) 造孔设备：YGZ90型导轨式独立回转凿岩机。

2) 注浆材料：德国BASF公司生产的MP 364矿用树脂。实验室测得注过化学浆液MP 364的岩体力学参数如表1所示。

表1 MP 364物理力学性质测试结果

3) 注浆泵：BASF生产的ZQBS−8.4/12.5气动注浆泵。

4) 其他主要设备：注射混合枪、封孔器等。

1.3 注浆技术参数

1.3.1 确定化学浆液扩散方式

浆液扩散方式直接影响着浆液扩散半径与单孔注浆量等参数，确定浆液扩散方式能够有效提高注浆效率并节约成本，因此有必要确定本次注浆试验中浆液的扩散方式[3−5]。首先计算出注浆技术参数。

1) 注浆压力。注浆压力作为浆液在岩体孔隙中扩散、充填及压密的动能，为注浆设计的重要参数之一，其对提高注浆质量和保证注浆效果有着明显的影响。注浆压力主要与地层结构和注浆材料等因素有关，国内一般采用以下公式进行计算：

(1)

式中：为注浆压力，Pa；为岩石密度，4号矿体平均密度为2.7 t/m3；为注浆段止浆岩盘厚度，1.0~1.5 m，根据扩散半径取值，取值2.5 m；为系数，由于4号矿体较为破碎，取值3。

根据式(1)，计算得注浆压力为8.1~16.2 MPa。

2) 注浆速度。注浆速度的关键，取决于地层的孔隙率和注浆设备参数，根据4号矿体现有条件，设计注浆速率范围为10~30 L/min。

3) 单孔注浆量。注浆过程中，在不漏浆的情况下，尽量用单液水泥浆充填空隙，以提高注浆效果，单孔注浆量计算公式如下：

×hRnγC(2)

式中：为单孔注浆量，L；为浆液损失系数，一般取1.15~1.30，这里取值1.2；为浆液扩散半径，根据BASF公司相关经验，4号矿体内注浆扩散半径在6 MPa即可达到2.5 m以上，此处取2.5 m；为注浆孔深，7~19 m；为岩层裂隙率，取2%；为裂隙内浆液有效充填系数，取0.8；为结合率，取值0.9。

将各参数代入式(2)中，得单孔注浆量为150~350 L。

根据以上数据分析，在2分段试验采场选定位置进行注浆试验，并将注浆施工过程中所观察到的结果绘制成−−曲线，其主要表现如图2所示。

图2 试验孔注浆p−Q−t曲线

由图2可以看出：注浆过程中，注浆压力一般为为2~4 MPa，注浆速度为16~20 L/min，随注浆不断进行，注浆压力稍微有所上升，而注浆速度略微下降，但波动较小；然而，当达到设计的注浆量时，注浆终压达不到设计终压(8.1~16.2 MPa)，而此时注浆速度仍表现为较大，且在2.5 m处凿孔，经钻孔窥视仪观测发现大量白色化学浆液。这是因为岩体中存在大量裂隙，浆液流动的阻力较小，浆液主要表现为填充扩散方式进行加固。

1.3.2 浆液扩散半径影响因素

浆液以充填扩散方式为主时，“刘嘉才公式”[2]以计算多裂隙岩体浆液扩散半径准确而闻名，其基本思想是：假设两裂隙面相互平行，浆液从注浆管内流出后向裂隙内充填，平行于裂隙面做径向流动[6]。这里以“刘嘉才公式”计算4号矿体裂隙岩体中浆液扩散半径：

式中：0为注浆孔内注浆压力，MPa；e为裂隙内地下水的压力，MPa；0为注浆孔半径，cm；为浆液的黏度，MPa∙s；为裂隙宽度，cm；为注浆时间，s。

4号矿体采用化学树脂MP 364加固，其浆液黏度为0.38 MPa∙s；静水压力为300 KPa，注浆孔半径为 5 cm，裂隙宽度约为0.2 cm。将已知数据代入式(3)中，此时浆液的扩散半径为

由式(4)可以看出：浆液扩散半径由注浆孔内的注浆压力p、注浆时间及裂隙宽度共同决定。为验证其关系，在现场展开了相关注浆试验：

将0分别为2和4 MPa，为0.10，0.20和0.50 cm时，测量的与的关系，经origin软件分析得其关系如图3所示。

注浆压力/MPa：(a) 2；(b) 4

由图3可以看出：1) 在0固定为2 MPa或4 MPa不变的情况下，随着增加而增大；2) 在固定为1.8 ks或3.6 ks不变的情况下，随着增大而增大，随着0提高而增大；3) 当为0.10 cm时，随着增加，增幅极小；4) 在为0.20 cm，0为4 MPa的情况下，可以达到约350 cm，需要4 ks。

在分别为1.8和3.6 ks，为0.10，0.20和0.50 cm时，将测得的与0的关系，经origin软件分析得其关系如图4所示。

注浆时间/ks：(a) 1.8；(b) 3.6

由图4可以看出：1)一定时，随着0的提高而增大；2) 在0保持不变的情况下，随着减小而减小；3) 当过小时，提高0，的增幅极小；4) 在为0.20 cm、为3.6 ks的情况下，达到约300 cm，0需达到4 MPa。

1.4 推荐的注浆参数

根据上述试验中注浆压力及时间与浆液扩散半径关系验证结果，为使岩体注浆压力充分、注浆时间最合理，最终确定化学注浆参数如表2所示。

表2 MP 364矿用树脂注浆参数

1.5 注浆工程布置

注浆巷道沿矿体走向布置于矿房内，沿注浆巷道设计3排注浆孔，排距为5 m，即扩散半径为2.5 m。其中第1和第3排注浆孔布置在矿房界限上，这样使得上盘及下盘靠近矿房部分都能够得到一定程度的加固；第2排注浆孔布置在矿房中央。每排布置9个注浆孔。注浆孔的具体设计参数如表3所示。

表3 注浆孔设计方案

由表3可知：最深孔设计为18 m，超过15 m深的注浆孔为3个，且都不深，利用YGZ90凿岩机是能够满足钻孔条件的。注浆时，孔深超8 m的注浆孔应采用分段注浆处理，分段长度为5 m。

2 现场注浆应用效果

图5所示为注浆前后注浆孔内岩体情况。根据设计方案要求，2013年9月完成了4号矿体3采2分段注浆试验。主要采用钻孔窥视仪观测(图5)及岩石力学实验获得注浆后岩体力学参数的方法确定注浆效果。

(a) 注浆前；(b) 注浆后

2.1 成孔效果观测

注浆后，炮孔成孔率提高20%以上，且暂无造孔不成功现象；利用钻孔窥视仪观测，可见注浆效果好，矿体裂隙注浆密实，孔内极少出现岩石碎块。

2.2 岩石力学实验

根据注浆工程具体情况，对注浆后岩体进行取芯实验(注浆前岩体力学参数参考矿山已有数据)。将现场取得的注浆后岩芯按碳泥质板岩与白云岩进行归纳整理，并将实验室测得的单轴抗压强度、弹性模量、泊松比、内摩擦角、黏聚力等物理力学参数归纳统计如表4所示。由表4可知：注浆后矿岩各参数都得到明显改善，矿体稳固性及完整性都得到极大提高，理论上可以通过增大矿房暴露面积的方法以提高矿石回收率，增加矿山经济效益。

表4 注浆前后两类岩体力学参数

3 采场结构参数优化数值模拟

注浆前，4号矿体开采采用的是“大矿柱，小矿房”的方式，即矿柱宽度×矿房宽度为16 m×10 m，且许多地方出现垮塌现象，说明现有岩体条件下采用已有的采矿方式不合理；注浆后，岩体强度得到加固，理论上矿房暴露面积得到大大提高，为确保安全，设计采用矿柱宽度×矿房宽度为16 m×12 m的方式对整个4号矿体进行开采，后续试验成功后再考虑更大的矿房暴露面积。原方案与设计方案对比如表5所示。

表5 开采量对比

由表5可以看出：设计方案明显优于原方案，这主要体现在化学注浆可以提高矿石回收率。然而设计方案能否在保证安全性的条件下，达到提高经济效益的目的，在采用新的设计方案之前，要根据现有试验结果对设计的矿房尺寸进行数值模拟，以提供理论支持[7]。

3.1 数值模拟建模

采用ANSYS建立数值模型，模型中采场结构包括如下元素：矿房、矿柱、顶板以及底板[8−16]。模型尺寸(长×宽×高)为600 m×624 m×658 m，模型单元数为150 000，数值模型整体图及分解图如图6~7所示。

图6 整体数值计算模型

图7 矿块形态图

由图7可知：采场中的矿柱和顶底板，其共同作用构成了采场中的支撑体系，且受矿体形态所致，矿柱高差较大。

假定模型中所有材料均符合摩尔库伦准则，数值模拟过程中首先计算原岩状态，应力边界条件按照 式(5)施加，地面作为自由边界，且模型的左右两边界都施加水平的约束力，而底边界同时施加水平与垂直约束。原岩状态下的应力分布如图8所示，然后在此基础上，根据实际采矿工艺由左至右、由下至上开采矿房。

3.2 模型结果分析

为借助于数值模拟实现采矿优化设计目标，开展了本设计方案的分析研究，首先对其开采过后的地表岩移指标，即地表的最大沉降、最大倾斜值、最大曲率值以及最大水平变形进行分析；然后对本方案引起的采场顶板位移变化进行分析；最后对本方案引起的采场支撑体系的塑性区大小进行了分析，以达到控制地表岩体移动和采场稳定性的目的。

1) 地表岩移分析。地表位移约束条件是控制开采引起的地表变形在允许范围内，避免地表沉降对建筑物的破坏。为了避免岩移引起地表建筑物的破坏，岩移控制是必要的。图9所示为开采结束后地表沉降云图，表6所示为设计方案岩移指标。

图9 地表沉降云图

由图9可知：地表沉降成同心圆分布，距离采空区越近，沉降越大，反之越小。图10~13所示为提取的模型主断面的沉降曲线、倾斜曲线、曲率曲线以及水平变形曲线，并从中提取出地表最大沉降、地表最大倾斜、地表最大曲率以及地表最大水平位移(见表6)，为注浆前后岩移指标的对比分析奠定基础。

图10 地表下沉曲线

图11 地表倾斜曲线

图12 地表曲率曲线

图13 地表水平变形曲线

表6 设计方案岩移指标

考察模拟结果地表倾斜、地表曲率及水平变形指标可知：设计方案能达到一级保护等级。目前汤丹铜矿地表需要保护的为建筑和公路，满足三级保护等级即可，因此按设计方案施工，能够保证安全。

2) 顶板位移分析。提取设计方案顶板位移云图如图14所示。由图14可知：受大面积开采的影响，顶板发生了一定规模的沉降，且顶板左侧及上盘侧沉降量较大，这与采空区分布及上下盘围岩强度差异相对

图14 设计方案顶板下沉云图

3) 采场支撑体系塑性区分析。顶板和矿柱是采空区稳定性的关键影响因素，是整个采空区的承载体系，其失稳将会导致采空区顶板的大面积坍塌，后果不堪设想。为分析设计方案中矿柱及顶底板的稳定情况，提取矿房开采后支撑体系的塑性区分布状况，见图15。

表7 设计方案顶板沉降参数

图15 设计方案塑性区分布

设计方案中塑性区的大小，具体见表8。由表8可知：矿房开采过后，部分应力转移到矿柱、顶底板以及围岩中，塑性区分布变广。设计方案塑性区分布特点为：①顶板未出现塑性区，说明顶板注浆后，强度提高，设计厚度能够满足要求；②矿房开采过后，矿柱两侧出现临空面，临空面上塑性区分布最广，与上盘围岩的接触面次之，而与下盘围岩的接触面上只有零星分布；③本次设计方案基本为剪切破坏区，个别可见零星拉伸破坏区；但本方案塑性区贯通率低，即矿柱虽会出现局部的破坏，但整体稳定性较好，按设计方案施工，能够保证安全。

表8 设计方案塑性区参数

4) 矿柱最大主应力分析。矿房开采前矿柱最大主应力为15.023 MPa，提取矿房开采后矿柱最大主应力云图，如图16所示。由图16可知：矿房开采过后，应力集中部位发生在矿柱顶部及底部。矿山原有方案及设计方案应力集中系数大小对比见表9。由表9可知：按照最大主应力和应力集中系数来看，设计方案都要优于矿山原有方案。

图16 设计方案矿柱最大主应力云图