瓦房子锰矿巷道破坏机理及支护参数确定

何荣兴，任凤玉，宋德林，姜永恒，付　煜，马姣阳

(东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819)

采选技术

瓦房子锰矿巷道破坏机理及支护参数确定

何荣兴，任凤玉，宋德林，姜永恒，付煜，马姣阳

(东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819)

摘要：瓦房子锰矿雹神庙采区运输巷道，地压显现严重，底膨、两帮内挤、顶板下沉，严重制约矿山生产。在分析巷道破坏机理的基础上，考虑巷道断面的承压能力及允许变形量，由原断面改为2.6m×2.7m的顶底板双拱形断面，通过土力学极限平衡力学模型的巷道底板塑性区范围和最大破坏深度以及锚杆悬吊理论计算公式，综合确定锚杆长度为1.7m，配以100mm×100mm的金属网，厚度80～100mm喷射混凝土的全断面喷锚网支护形式。在不同侧压力系数条件下，利用FLAC软件模拟了九盘的巷道变形，当侧压力系数约为2.5时，其巷道变形程度与瓦房子锰矿九盘运输巷道的实际破坏过程和破坏程度相符。在此应力环境下，数值模拟表明，优化后巷道顶板和两帮位移都明显减小，无明显的应力集中现象，并利用收敛监测十盘施工段巷道，随着时间推移，各监测点顶板和两帮位移趋于收敛，顶板位移收敛于10～20mm，两帮位移收敛于11～20mm，越靠近掌子面的巷道位移量越小，优化后的巷道断面和支护方式可有效控制瓦房子锰矿运输巷道的变形破坏。

关键词：地压；底臌；应力集中；数值模拟

层状结构岩体不仅变形和强度性质具有明显的各向异性，岩体的破坏机理及方式也明显不同于其它岩体[1-3]。地下采矿过程是岩体不断开挖的过程，合理地确定层状岩体的变形机理与强度特性，维护采矿巷道的稳固性，是岩体力学中一项重要研究课题。本文针对瓦房子锰矿层状泥质页岩中运输巷道的变形破坏问题，研究了底板底臌、顶板下沉和两帮片落的机理，并提出了适合巷道受力变形的支护形式和支护参数确定方法。

1工程概况

瓦房子锰矿含上、中、下三个锰矿层位，雹神庙矿区采用削壁充填法开采具有工业价值的中层矿，矿体倾角10～20°，平均厚度为0.4m，属缓倾斜极薄层状矿体，矿层间为泥质页岩，平均层间距在20cm左右。九盘开拓巷道标高为+233m，地表标高为+500m。运输巷道断面形状和尺寸见图1，采用树脂锚杆支护，锚杆长度为1.6m，直径为16mm。地压显现初期表现为巷道底臌，之后巷道两帮内挤，片帮，最后顶板开始下沉，见图2。为保持运输巷道的正常运输，定期对底板鼓起和两帮片落碎石进行清理，对顶板进行撬顶，清理工作繁重，而且地压持续作用，巷道破坏长度不断加大。

图1　巷道断面形状、尺寸及支护形式(单位：m)

2层状岩体巷道破坏机理

2.1巷道顶板破坏机理

层状岩体的巷道顶板，其破坏形式主要是离层与挠曲折断破坏。巷道开挖以后，暴露出来的顶板形成一个岩梁。由于巷道顶板岩层绢云母化，层间的摩擦力减小，巷道顶板岩层将会产生层间滑动，使得其自身的应力状态改变。随着上部岩层变形的不断发展，层面滑移区将会增大，分层间的裂隙也将继续发展增大，当下位岩层的沉降速度大于上位岩体的变形速度时，巷道顶板将会产生离层的现象(图2(a))。下部岩层在自身重力作用下产生的弯曲，在巷道顶板岩层的下部产生拉应力，当岩层内的最大拉应力达到岩体的极限抗拉强度时，岩层将会发生弯曲破坏，巷道顶板岩层将发生冒落最终形成图2(b)所示形式。

2.2巷道两帮破坏机理

当巷道开挖以后，两帮围岩失去横向约束，其应力状态也将处于双向应力状态。此时，巷道两帮岩体在高压应力作用下，将发生压裂式破坏，进而产生劈裂式的片帮。在受到工程扰动后岩层的节理裂隙继续发育，最终形成破碎的岩体，此时巷道将会在膨胀力的作用下产生鼓出变形。在高应力的继续作用下，巷道两帮将会产生横向鼓出式片帮，如图2(c)所示，发生横向鼓出变形后，巷道两帮片落形成了较大的岩石堆。

2.3底板破坏机理

巷道两帮对巷道底板会产生一个侧向支撑力，这种侧向支承压力会产生一个指向巷道内部的分力，这种分力在底板处形成剪切应力。巷道底板在受到两帮产生的剪切应力相互叠加的作用下，产生失稳，使底板岩层整体向上鼓起并折断，其破坏形式如图2(d)所示。

图2　层状岩体巷道破坏形式和破坏过程

3巷道应力环境分析

由于矿山不具备地应力测量条件，运输巷道的受力环境尚不能确定，本文通过不同应力条件下巷道破坏的数值模拟结果与实际巷道破坏情况进行对比，确定雹神庙矿区运输巷道的应力环境。

3.1数值建模

3.1.1计算域及边界约束

根据雹神庙矿区副井九盘矿体和围岩的产状及巷道与采场的位置关系，利用Ansys建立模型并导入FLAC3D软件，如图3所示。模型长×宽×高为125m×30m×110m，即沿矿体和走向取30m，垂直矿体走向取125m，沿垂直方向取125m，共计21031个节点，19682个单元；计算域边界采取位移约束，即模型底部所有节点采用x，y，z 这3个方向约束，xy平面采用z方向约束，yz平面采用x方向约束。3.1.2力学参数

矿体夹于泥质页岩中，上下盘为灰岩。围岩和矿体的力学参数由岩石力学试验并经验折减获得，矿体采用削壁充填法开采，崩落废石回填采场，其力学参数根据已有资料选取获得(表1) 。

图3　三维分部开挖的数值模型

表1　瓦房子锰矿九平盘矿岩力学参数

3.1.3计算方案

岩体侧压力系数多大于0.8，为此选取侧压力系数分别取0.8、1.5、2、2.5四种模拟方案，进行模拟，确定矿山水平应力的范围值。模型开挖顺序为：巷道开挖，九盘矿体开采，十盘矿体开采三步开挖。

3.2模拟结果及分析

3.2.1应力分析

不同侧压力系数应力云图见图4，最大主应力首先出现巷道右底角处，随着侧压力系数的增加，顶板和底板开始出现高应力集中，且应力集中面积逐渐增加，4个方案的压应力值分别为20.26MPa，30.32MPa，37.03MPa，44.21MPa。四种方案中巷道周边都未出现拉应力，最大剪应力均在右帮底角处，剪切应力近对称分布，随着侧压力系数的增加，剪应力集中面积增加，最大剪应力分别为5.29MPa、6.84MPa、8.02MPa、9.34MPa，由此可见，巷道首先在右侧底角处发生破坏。

3.2.2位移分析

从模拟的4种方案结果可看出(图5)，巷道左帮最大位移分别为27.61mm、75.68mm、120.94mm，166.72mm；巷道右帮最大位移分别为24.03mm、72.80mm、111.67mm、148.25mm；顶板最大位移分别为54.31mm、81.11mm、102.87mm、114.06mm；底板最大位移为59.72mm、91.04mm、132.09mm、172.18mm。巷道两帮、顶底板位移均随着侧压力系数的增加而增加，顶板位移增加幅度小于底板位移。对比数值模拟与现场巷道变形情况，侧压力系数达到2.5时的位移更为符合巷道变形破坏现状。

3.2.3塑性区

图6为各方案的塑性区分布，从塑性区的分布情况可以看出，侧压力系数为0.8时，仅在巷道顶板和底板出现微小的剪应力破坏的塑性区，侧压力系数为1.5时，顶底板塑性区面积增加，且巷道左帮开始出现塑性区，侧压力系数为2时，巷道顶底板和两帮塑性区面积无明显增加，而巷道四角处塑性区开始显现，侧压力系数增加到2.5时，塑性区以巷道四角向四周扩散，巷道左右两帮的塑性区都开始增加，九盘采场顶板也开始出现大面积的塑性区并与巷道围岩塑性区联通，表明巷道围岩体都已处于塑性状态，发生变形破坏。

综合比较各方案模拟结果，以及巷道变形随侧压力系数的变化规律，当侧压力系数约为2.5时，其巷道变形程度与瓦房子锰矿九盘运输巷道的实际破坏过程和破坏程度相符。数值模拟结果表明高应力存在及层理发育是瓦房子锰矿巷道破坏的主要原因，为此需要研究适应瓦房子锰矿应力环境的巷道断面形式和支护参数。

4巷道断面优化和支护参数确定

为增强开挖扰动后的围岩本身的自承能力，减轻围岩外部支承的压力，需选用承压能力较强的断面形状、尺寸以及合理支护方式和参数。

4.1巷道断面形状和尺寸

研究资料表明，底板仰拱不但能够有效的预防底臌的发生，而且对巷道两帮和顶板收敛位移的调整也有明显的效果。而且数值模拟显示，剪切破坏是瓦房子锰矿运输巷道的主要破坏方式，为降低梯形断面四角处的剪应力集中程度，可采用顶底板拱形巷道断面形状，见图7。考虑巷道允许一定的变形量和运输设备通过的要求，巷道宽度选择2.7m，巷道高度增加为3m，拱高为0.8m，底板采用0.65m高的椭圆形仰拱，并将底板仰拱浇注混凝土，混凝土的浇注厚度为0.4m。

图4　不同侧压力系数条件下的应力云图

图5　不同侧压力系数条件下的位移云图

图6　不同侧压力系数条件下的塑性区

4.2支护方式和参数确定

根据层状岩体冒落拱计算公式确定顶板锚杆长度为1.7m，对于底板锚杆参数目前尚没有统一公式确定，为此，引入土力学中地基的计算方法，根据巷道底板发生变形破坏的范围来确定合理的底板锚杆支护参数。

如图8所示为底板的极限平衡力学模型，岩体中产生塑性变形，首先在巷道两帮靠近底板处开始出现剪切破坏。随着支承压力继续增加，巷道内的底板岩体向上隆起，已发生塑性变形的岩体向巷道内部移动，并形成了一个连续的滑移面，最终道中巷道底板破坏。要确定合理的底板支护参数，需考虑底板破坏范围和最大破坏深度。

图7　巷道断面改进形状和尺寸(单位：m)

图8　巷道底板极限平衡力学模型图

利用威尔逊(A.H.Wilson)提出的岩层屈服区长度计算公式[7]计算出巷道两帮由于支承压力形成的屈服区长度，即巷道两帮支承压力的宽度，见式(1)。

(1)

瓦房子锰矿副井九平盘巷道及岩石参数为：h1=2.6m，φ=26.7°，γ=27kN/m3，H=285m。代入(1)式计算得Xa=1.35m。

根据张金才等对魏西克(A.S.Vesic)公式进行修正的岩土层极限承载力的综合计算公式[8]，可得到底板岩体的极限载荷，从而得出极限支承压力条件下破坏区的最大深度和长度计算公式，见式(2)。

(2)

巷道底板破坏区沿水平方向的最大长度L2的计算见式(3)。

(3)

通过巷道底板的破坏计算可以看出，巷道底板的最大破坏深度为1.24m，最大深度距离巷道两帮的水平距离为0.45m，而巷道底板受承载压力的影响范围为2.9m。巷道底板距离两帮0.45m是塑性破坏的主要区域，为此，锚杆穿过巷道底板破坏最深处至底板塑性区中点呈75°角，在巷道底板中心位置垂直向下打锚杆，增加岩层的整体力学性能，同时，为了减小巷道底角处的应力集中现象，在巷道底角处打倾斜45°的锚杆，以塑性区范围作为锚杆支护的有效长度的参考值，锚固长度取0.5m，外露长度取0.1m，底板最中间锚杆长度底为1.1m，底角锚杆长度为1.7m、1.6m，1/4圆弧处锚杆为1.43m，与顶板支护锚杆相差不大，为锻造方便统一采用1.7m的锚杆进行全断面支护，板锚杆布置形式见图9。具体参数为：Φ22mm树脂锚杆，锚杆长1.7m，顶板布置7根、底板7根、两帮2根，全断面共布置16根锚杆。巷道两帮锚杆间距为0.7～0.8m；巷道顶拱间距为0.9～1.0m；底拱锚杆间距为0.6～0.7m，金属网为由Φ12钢筋焊接而成的网格100mm×100mm标准网片，托盘采用钢板制成，其规格为：100 mm×100 mm×10mm。两次喷射混凝土总厚度80～100mm，混凝土强度等级为C20。底板仰拱采用强度等级为C40混凝土灌注。

4.3改进巷道支护效果的数值模拟

在侧压力系数为2.5的应力环境下，对优化巷道断面及支护方式进行了数值模拟[9-11]，图10为位移和应力云图。优化后巷道顶板位移由原来的-114.06mm减小到-1mm，底板位移从172.18mm减小到-7mm，巷道左帮位移量从166.72mm减小到5～10mm，右帮最大位移从-148.25mm减小到-43.63mm，巷道周边最大主应力从-44.21MPa降低到-40MPa，最大剪应力略有升高，从9.34MPa升高到10MPa左右，所以改进后的巷道断面及支护方式有效消除底臌和顶板下沉、两帮内挤现象，有效的控制巷道的变形。

5优化巷道现场监测

按优化巷道断面参数和支护参数对十盘巷道进行施工后，每隔50m设置一个监测点，按施工完成顺序分别定为监测点1、2、3、4、5，采用收敛仪对巷道收敛变形进行不定期监测，检验优化后巷道的支护效果。以第一次监测数据为基准，其它时间的监测都以第一次监测为基础计算其变化量，其中正数表示位移方向指向巷道外，负数表示位移方向指向巷道内。2014年10月至2015年1月进行13次监测，巷道顶板和两帮监测位移见图11。

图9　巷道锚杆支护形式

图10　优化巷道数值模拟的位移和应力云图

图11　优化巷道监测位移变化折线图

顶板位移和两帮位移在监测初期波动变化量较大，至后三次监测，变化量趋于平稳，基本呈收敛态势，顶板监测点1、2、3位移量稳定在20mm左右，靠近掌子面的监测点4、5位移分别稳定在16mm、10mm左右；两帮监测点位移量分别稳定在15mm、20mm、20mm、13mm、11mm，越靠近掌子面位移量越小。监测结果表明，改进后的巷道断面和支护方式，能有效适应瓦房子锰矿高应力环境和层理发育的岩体变形特点，可有效控制巷道的变形破坏。

6结论

1)巷道周围矿体的开采，使应力集中于矿柱中，巷道所处位置围岩强度较高但层理发育，表现出软岩变形特点，是造成瓦房子锰矿巷道的变形和破坏的主要原因。数值模拟结果显示，侧压力系数为2.5时，巷道破坏形式和破坏程度与现场测量的巷道变形和破坏程度相符。

2)修正的岩土层极限承载力的综合计算公式确定出巷道底板破坏的最大深度为1.24m，最大深度所在的位置距离巷道两帮的水平距离为0.45m，巷道底板破坏区沿水平方向的最大长度为2.9m。以此作为锚杆支护有效长度的参考值，确定锚杆支护长度为1.8m。

3)收敛仪监测十盘施工段巷道，随着时间推移，顶板和两帮位移趋于收敛，各监测点位置顶板位移分别收敛于10～20mm，两帮位移收敛于11～20mm，越靠近掌子面的巷道位移量越小。

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Failure mechanism and support parameters determined of roadway in Wafangzi manganese ore mine

HE Rong-xing，REN Feng-yu，SONG De-lin，JIANG Yong-heng，FU Yu，MA Jiao-yang

(College of Resources and Civil Engineering，Northeastern University，Shenyang 110819，China)

Abstract:The ground pressure appeared seriously in roadway of Wafangzi manganese ore mine，such as floor heave，two sides of roadway to squeeze，roof subsidence，which seriously restricting the mine production.According to the roadway failure mechanism and bearing pressure ability of different shape of road section and allowable deformation，the section size was determined 2.6m×2.7m，the section shape was determined double arch in roof and floor.The plastic zone and the maximum damage depth in roadway floor were determined based on the soil mechanics limit equilibrium mechanics model and the formula of theory of suspension，the length of bolt was determined 1.7m，with 100mm×100mm of metal mesh，thickness of 80～100 mm sprayed concrete，the bolting-wire mesh-shotcreting support of whole section was used.Roadway deformation was simulated using FLAC3Dunder different lateral pressure coefficient，when the lateral pressure coefficient is to 2.5，its roadway deformation degree matches the transportation roadway actual destruction process and destruction degree in nine-plate ore body.Numerical simulation shows that the distribution more uniform has no obvious stress concentration phenomenon，displacement of roof and two sides are significantly reduced after supporting.And the use of convergence monitoring in ten-plateore body constructing roadway.Over time，the displacement in roof and the two sides tend to converge.The displacement of each monitoring point in roof converge at 10～20mm，the displacement between two sides converging to 11～20mm，the closer shod the smaller the amount of displacement of the roadway surface.The roadway section and the supporting method of optimization can effectively control the roadway deformation and failure in Wafangzi manganese ore mine.

Key words：ground pressure；floor heave；stress concentration；numerical simulation

收稿日期：2015-07-14

基金项目：中央高校基本科研业务费专项资金项目资助 (编号：N30301002)；国家自然科学基金项目资助(编号：51204030)

作者简介：何荣兴(1981-)，男，河北唐山人，讲师，主要从事采矿工艺及地压控制技术研究。

中图分类号：TD853.1

文献标识码：A

文章编号：1004-4051(2016)03-0070-06