软弱破碎矿体采场支护技术研究

刘东锐

(1.长沙矿山研究院有限责任公司，长沙 410012；2.国家金属采矿工程技术研究中心，长沙 410012)

软弱破碎矿床的开采一直是地下矿山开采的技术难题之一，其主要难点在于采取正确合理的支护方式，控制采场地压，保证整个回采过程中的安全[1-2]。在采矿方法方面，通常采用上向进路或下向进路胶结充填采矿法进行回采，以控制采场顶板。常用的支护方式有坑木支护、钢拱架支护、锚杆支护等，其中坑木支护由于施工简单、成本相对较低、技术门槛低等优点，被广泛采用，但其易腐烂放热，会造成采场作业环境差、机械设备无法使用等难题[3-4]。

某矿为典型的软弱破碎矿床，随着开采深度的不断增加，开采重心逐渐从岩体性质相对较好的区域向岩体性质相对较差的区域转移，矿床开采技术条件变差，开采环境也随之变差。矿区虽然采用下向进路胶结充填采矿法进行回采，在进路回采过程中，仍出现大量的片帮、底鼓现象，因此，采场需要大量的坑木(局部钢架)进行支护。回采过程需要大量的人员，劳动强度大，支护返修量大，坑木遇水放热，造成工作面作业环境差，工人的职业健康卫生无法得到保证。随着人口老龄化进程及人员工资的升高，要维持矿山企业的可持续发展，必须对支护工艺进行研究优化，以提高机械化程度和劳动效率，降低木材的用量，改善井下作业环境，实现企业的绿色可持续发展。

1 矿山概况

1.1 矿山开采技术条件

1)工程地质概况

根据勘探地质报告显示，矿带可分三类岩组，其具体情况见表1。其中半坚硬—松散类岩组占矿区比例最大。

表1 各岩组物理力学特性

2)开采技术条件

矿体呈不规则脉状、透镜状产于ⅣS矿带中上部，走向70°～100°，倾向北西—北东，倾角45°～80°，平均68°。沿倾向、走向分支复合明显。矿体厚度0.74～6.39 m，平均3.08 m。矿体上盘围岩为碳酸盐化碎裂岩，工程揭露后极易塌方，下盘为碎裂安岩-蚀变安山岩，不稳固至中等稳固，属块状岩类中等偏复杂型矿床。

1.2 矿山开采现状

矿山经过多年开采，开采深度已形成14个中段至800 m，平硐+竖井联合开拓，中段运输主要采用电机车运输，两翼对角式通风系统，采用下向进路胶结充填采矿法进行回采，采场采用坑木支护，充填分为块石胶结充填和河砂胶结充填两种，进路断面为2.2 m×2.2 m，采场生产能力仅为10～20 t/d，贫化率为5%～8%，损失率为8%～10%。

2 采场现有支护工艺及存在的问题

2.1 采场现有支护工艺

采场现有支护主要采用坑木进行，具体的有密架、横撑密支/对架支护及稀疏支护等几种形式，即在凿岩、爆破、通风及出矿后，对工作面进行清理，随即进行坑木支护。

随着开采深度的不断增加，地应力随之增加，加之岩体本身强度不足，节理裂隙发育，采场大量采用密集支护，约占整体比例的50%～60%。

2.2 存在的问题

1)木材消耗量大，与当今绿色发展的理念相悖逆；

2)支护强度不足，采用坑木支护，虽然可以保证采场顶板的稳定，但无法保证上下盘稳定，随着开采时间的增加，上下盘围岩风化脱落严重，严重影响采场的稳定性；

3)坑木遇水易发生腐烂放热，会造成工作面温度升高，造成矿山通风负担加重，通风能耗及通风成本急剧增加；

4)整个支护过程缺乏理论支撑，存在盲目过度或过少支护的情况发生；

5)严重影响高效机械设备的运用，采场劳动强度高，生产效率低，生产能力大幅受限；

6)由于大量采用坑木支护，底筋无法深入两侧围岩，仅靠上下盘的摩擦力充填体下沉，造成随着采场逐渐下行，所需要的坑木量越大，且随着开采深度的不断增加，充填体的重力累加，进入深部后，采用坑木支护，会无法满足采场实际的支护需求。

3 软破矿体采场支护技术优化

矿区实际回采过程中，以单进路采场居多，因此，仅对单进路采场支护方案进行优化。

3.1 岩体质量分级

由矿区的工程概况，采用RMR岩体质量分级标准[5-6]，对三类岩组进行岩体质量评价，评价结果见表2。

表2 RMR值计算结果表

3.2 支护重点分析

首层回采过程中，需对矿体和上下盘进行支护，其他分层回采过程中，支护的重点在于上下盘岩体。

3.3 分类支护方案

1)半坚硬类

由岩体质量分级可知，该类岩组属一般岩体，5 m跨度可维持7 d内自稳，属于矿区内稳固性较好的岩体。在该类岩体内进行回采作业，支护方案如下：

①首分层回采

首分层回采过程中，根据实际情况，对矿体及上下盘局部锚网支护，采用1.0～1.2 m锚杆，网度为0.8～1.0 m，采用管缝式锚杆，采用1 000 mm×2 000 mm的50 mm×50 mm的钢筋网。

在进路两帮距底板30 cm处，斜向下15°施工锚杆，长度为1.2 m，并采用Ф6 mm的圆钢制作吊筋，吊筋长度为0.6～1.0 m，间排距为0.6～1.0 m，见图1。

图1 首分层支护方案图Fig.1 The first floor support plan

②其余分层

在进路两帮距底板30 cm处，斜向下15°施工锚杆，长度为1.2 m，并采用Ф6 mm的圆钢制作吊筋，吊筋长度为0.6～1.0 m，间排距为0.6～1.0 m，见图2。

2)半坚硬—松散类

由岩体质量分级可知，该类岩组属差的岩体，2.5 m跨度可维持10 h内自稳，属于矿区内稳固性差的岩体。在该类岩体内进行回采作业，支护方案如下：

①首分层回采

首分层回采过程中，根据实际情况，对矿体及上下盘进行锚网支护，采用1.2 m锚杆，间排距为0.6～1.0 m，采用管缝式锚杆，管缝锚杆的外径宜为45 mm，缝宽13～18 mm，管缝式锚杆的初期锚固力不应小于25 kN/m；金属网采用1 000 mm×2 000 mm的50 mm×50 mm的钢筋网；托板宜采用碟形，材料为Q235钢，厚度不得小于4 mm，规格为100 mm×100 mm，支护时将锚杆穿过垫板打入钻孔中；

在进路两帮距底板30 cm处，斜向下15°施工锚杆，长度为1.2 m，并采用Φ6 mm的圆钢制作吊筋，吊筋长度为0.6～1.0 m，间排距为0.6～1.0 m，见图3。

图3 首分层支护方案图Fig.3 The first floor support plan

②其余分层

上下盘采用锚网进行支护(见图4)，锚网参数参考首层支护方式。两帮距底板的锚杆要求施工高度为30 cm，斜向下15°施工锚杆，长度为1.2 m，并采用Ф6 mm的圆钢制作吊筋，吊筋长度为0.6～1.0 m，间排距为0.6～1.0 m。

图4 其余分层支护方案图Fig.4 Other layered support methods

3)松散软弱岩类

由岩体质量分级可知，该类岩组属极差岩体，1 m跨度可维持30 min内自稳，属于矿区内稳固性极差的岩体。在该类岩体内进行回采作业，支护方案如下：

①首分层回采

首分层回采过程中，顶部采用光爆法进行爆破，爆破通风后，在出矿之前采用木架+背板进行临时支护，在临时支护条件下，对矿体及上下盘进行锚网+坑木联合支护(见图3及图5)，坑木排距为0.5～1.0 m；锚杆采用1.5 m的管缝式锚杆，间排距为0.5～0.6 m，金属网采用1 000 mm×2 000 mm的Ф2.8 mm网孔30 mm的钢筋网。

在进路两帮距底板30 cm处，斜向下15°施工锚杆，长度为1.5 m，并采用Ф6 mm的圆钢制作吊筋，吊筋长度为0.6～1.0 m，间排距为0.6～1.0 m。

图5 侧面锚网支护方案图Fig.5 Side anchor net support scheme

②其余分层

上下盘采用锚网进行支护，锚网参数参考首层支护方式。两帮距底板的锚杆要求施工高度为30 cm，斜向下15°施工锚杆，长度为1.5 m，并采用Ф6 mm的圆钢制作吊筋，吊筋长度为0.6～1.0 m，间排距为0.5～1.0 m。

3.4 支护参数核算

1)锚杆长度计算

根据新奥法提出的准则为，对于完整性较差的中硬岩石，锚杆长度则取巷道宽度的1/4～1/3，对于松软破碎的岩体，锚杆长度取巷道宽度的1/2～2/3[7-8]。

巷道宽2.2 m左右，则对于半坚硬—松散类岩体采场，选择的锚杆长度应为0.55～0.73 m，对于松散软弱岩类岩体采场，选择的锚杆长度应为1.1～1.47 m。设计半坚硬—松散类岩体采场选用1.2 m锚杆，松散软弱岩类岩体采场选用1.5 m锚杆，则锚杆长度满足实际需求。

2)锚杆支护网度计算[9-12]

按照校验公式进行计算，取间排距相等

(1)

式中：a、b—间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，30 kN/根；K—安全系数，取2；r—岩体重力密度，26.46 kN/m3。

带入计算可得，间排距为0.97 m，半坚硬—松散类岩体采场间排距为0.6～1.0 m，松散软弱岩类岩体采场间排距为0.5～0.6 m，均满足要求。

3)锚杆直径验算[8-11]

(2)

式中：l—锚杆长度，取1.2 m、1.5 m；Δ—锚杆材料抗拉强度，取38 kN/m2。其他参数同公式(1)。

带入数据计算可得，d=20.63～23.07 mm，实际选用Φ45 mm的管缝式锚杆，证明锚杆直径选择较为合理。

4)金属网强度校核[8-11]

按选用Ф2.8 mm铁丝编织的金属网，网格30～50 mm。

依据剪切强度校核：

nG≤2NτS

(3)

式中：N—锚杆网度间的金属网中铁丝的根数(10+10)；S—铁丝的断面积(6.16 mm2)；τ—铁丝的抗剪强度(250 N/mm2)；G—可能坠落的最大岩块重力(6 700 N)。

依上式得：n>2 mm，金属网能有效网住可能坠落的岩石，保证作业人员的安全。

4 现场应用

根据上述方案选择80-74#采场进行现场试验，所采矿体为VI-S3矿体，平均厚度为2 m，采场长度为40 m。上下盘围岩为碳酸化碎裂岩，较破碎，矿体为碎裂结构、压碎结构、块状结构，属于典型的半坚硬—松散类区域的岩组特征。

现场依据半坚硬—松散类岩组所对应的支护方案进行支护，采场边帮稳定性好，未发生片帮及冒顶，同时，释放采场空间，采用遥控装岩机+矿车联合出矿，采场整体出矿效率提高至30～40 t/d。现对采场支护方法优化前后进行技术经济对比(见表3)。

表3 支护方案优化前后对比

5 结论

针对某矿软弱破碎采场支护中存在的技术难题，依据对矿山典型岩组的质量稳定性分级，给出了不同岩组的不同优化支护方案，并进行了现场应用。实际应用结果表明，优化后的支护方案具有良好的经济性，可较好地控制采场破坏变形，同时，采场的出矿效率大幅增加。适合在国内同类型矿体开采中大规模推广。