安徽和睦山鐵礦楔形體地壓控制方法研究

李海英 任鳳玉 陳憲龍 明 旭

（1.武漢科技大學資源與環(huán)境工程學院，湖北 武漢430081；2.東北大學資源與土木工程學院，遼寧沈陽110819；3.馬鋼（集團）控股有限公司姑山礦業(yè)公司，安徽馬鞍山243184）

無底柱崩落法是我國地下鐵礦山常用的一種高效采礦方法，目前應用該方法采出的礦量約占地下采出礦石總量的65%。崩落法礦山普遍存在的問題是隨著采深的增大，采場地壓逐漸增大，到達某地深度后，地壓活動嚴重，控制工作量越來越大。尤其是破碎難采礦體，采準過程中巷道圍巖變形、支護破壞、片幫冒頂?shù)痊F(xiàn)象，不僅造成支護成本增加，降低開采進度，甚至破壞采準巷道，影響巷道正常使用，不僅導致礦石損失貧化增大，而且嚴重影響了礦山安全生產(chǎn)。目前采場地壓破壞已成為許多礦山企業(yè)日漸凸顯的重大生產(chǎn)問題［1-3］，在未來精益開采中，地壓控制更為重要，認清地壓活動規(guī)律，采取相應的防控措施，經(jīng)濟有效地控制地壓活動，將是崩落法礦山的共性需求。為此，不僅需要研究地壓顯現(xiàn)規(guī)律，而且需要研究導致地壓顯現(xiàn)的動因，以便精確控制與有效預防地壓破壞活動，保障礦床安全高效開采。

在以往研究中，主要按地壓的表現(xiàn)形式，將其分為變形地壓、松脫地壓、沖擊地壓和膨脹地壓四大類［4］，在采場地壓動態(tài)監(jiān)測［5-7］和現(xiàn)場調(diào)查數(shù)值模擬研究地壓分布轉移規(guī)律［8-10］等基礎上，針對每類地壓顯現(xiàn)特征制定了如放礦切頂卸壓開采［11-15］、高應力圍巖快速鉆探［16］、高分段大間距工藝參數(shù)改進［17-18］、錨網(wǎng)噴強支護［19-20］等地壓防控方法，在地壓預測與控制方面起到了一定的作用。但這些方法大多未考慮地質構造面因素或為側重于采場局部的單一方法，在礦山生產(chǎn)實際中，地壓顯現(xiàn)形式極為多變，同一礦山往往因不同地點及開采進程出現(xiàn)很大差異，為增強礦山不同部位地壓防護措施的針對性，需要面對開采礦床的整個地質體，研究地壓的來源，據(jù)此預測高應力部位，并根據(jù)巷道變形與破壞的可能性，制定相應的控制措施，以便更好地指導生產(chǎn)。

馬鋼（集團）控股有限公司姑山礦業(yè)公司和睦山鐵礦后和睦山礦區(qū)為破碎難采礦體，在-250 m中段開采中，發(fā)生了大規(guī)模地壓活動，進路聯(lián)巷與回采進路相繼遭到嚴重破壞，致使生產(chǎn)不能繼續(xù)進行。通過分析可知，地壓是由頂板圍巖發(fā)生斷裂而又滯后冒落所形成的楔形體壓力所致，地壓破壞活動同時受到下盤地質構造面的影響。對于這種復雜的楔形體地壓，單一類型的地壓防控方法難以湊效，本研究建立了楔形體附加應力計算模型，根據(jù)楔形體壓力空間分布與時空演化特點，提出采用控制下盤地質構造面滑移破壞、局部卸壓開采、增大進路間距與改進巷道支護形式相結合的綜合技術措施來解決該礦地壓控制難題。

1 地壓活動特點

和睦山鐵礦后和睦山礦區(qū)為傾斜中厚—厚礦體，礦體與下盤近礦圍巖破碎，不穩(wěn)定到極不穩(wěn)定；上盤圍巖整體性較好，穩(wěn)定到中等穩(wěn)定，在下盤距離礦體3～8 m的位置，出露一條平行礦巖交界面的斷裂構造面，對下盤采準工程穩(wěn)定性影響較大。礦體應用無底柱分段崩落法開采，階段高度50 m，分段高度10～12.5 m，垂直走向布置回采進路，進路間距10～12 m，進路聯(lián)巷布置在下盤圍巖內(nèi)，采用從上盤向下盤退采的回采順序。礦區(qū)地表標高+50～+60 m，-200 m中段以上礦體采用雙工作面誘導冒落法開采，即-50 m分段與-150 m分段同時回采，由-150 m分段回采空區(qū)誘導上部破碎礦體自然冒落，冒落拱沿上盤面向上延伸，由此為下盤側礦體卸掉上盤圍巖的集中應力，保障了-150 m水平以上分段的安全開采。在-150 m分段的采空區(qū)冒透地表之后，隨著回采工作面下移，地壓逐漸增大，進入-187.5 m分段回采時，出現(xiàn)回采巷道局部塌冒現(xiàn)象。特別在-200 m分段采準時，為適應礦石粘滯性大導致的放出體寬度變小特點，將進路間距從12 m減小到8 m，導致礦體中部掘進的5條回采巷道全部出現(xiàn)了嚴重的地壓破壞（圖1）。

圖1中地壓破壞范圍明顯分為上、下盤兩區(qū)，其中下盤區(qū)首先開始地壓顯現(xiàn)，起初巷道變形緩慢，在上盤區(qū)發(fā)生地壓劇烈活動時，下盤聯(lián)巷變形加劇。下盤區(qū)地壓嚴重，活動范圍從1#溜井到4#溜井，走向長180 m，橫向寬4.3～25.1 m，從聯(lián)巷中心線起算，破壞區(qū)向礦體內(nèi)延展的最大寬度為17.3 m，向下盤圍巖延展的最大寬度為20.5 m。下盤區(qū)的破壞形式主要以聯(lián)巷幫的一側開裂、片落為主，片幫的最大深度達0.8 m。隨著巷道幫的片落或變形內(nèi)移，出現(xiàn)底鼓，頂板下沉與橫向開裂，并伴有滴水現(xiàn)象（圖2（a））。聯(lián)巷的嚴重破壞帶動了進路開口破壞，有的進路開口被冒落散體封堵，有的冒頂高達1～2 m，還有的出露斷層發(fā)生錯落。從被破壞的進路開口段向內(nèi)，出現(xiàn)30～45 m長的回采進路穩(wěn)定區(qū)，穩(wěn)定區(qū)過后，進入上盤破壞區(qū)。上盤破壞區(qū)的范圍從進路中部一直到上盤側進路的端部長45～50 m，沿走向方向包括所掘進的5條回采進路的全部。觀測上盤破壞區(qū)巷道的持續(xù)變形與破壞特點，可知破壞形式主要為巷道兩幫內(nèi)擠，折斷或碎裂片落；底板鼓起，人工鋪設的混凝土被折斷，呈倒“V”字形；頂板下沉，局部碎裂掉落（圖2（b））。

-200 m分段下盤聯(lián)巷與上盤回采進路的地壓破壞具有速度快、破壞范圍大、程度重的特點，使巷道無法修復和用于回采，造成采場出礦接續(xù)困難，采礦生產(chǎn)受到采場地壓活動的嚴重威脅。

2 地壓活動機理分析

考察開采區(qū)段的整個礦床地質體可以看出，造成-200 m分段巷道大規(guī)模破壞的壓力是由上盤巖體傳遞下來的，是上盤圍巖發(fā)生斷裂滯后塌落形成楔形體施壓的結果。具體來說，和睦山鐵礦-150 m分段采空區(qū)于2007年4月27日冒透地表，在地表形成塌陷坑，并在塌陷坑周邊產(chǎn)生斷裂線與裂縫，此后隨著采深增大，斷裂與開裂范圍不斷擴大。地表開裂的邊界與采空區(qū)邊界的連線與水平面夾角稱為錯動角，塌陷坑邊緣與采空區(qū)頂板冒落邊界的連線與水平面的夾角稱為塌落角。根據(jù)生產(chǎn)現(xiàn)場調(diào)查與實測，得出后和睦山礦區(qū)的塌落角內(nèi)傾70°左右，錯動角外傾70°～75°。位于塌落角與錯動角之間的上盤實體圍巖構成了楔形體（圖3）。

楔形體的重力由底部實體礦巖與兩翼離散巖體承擔，其中底部實體礦巖的應力集中系數(shù)較大，在塌陷區(qū)一翼的壓力通過散體傳遞到下盤，另一翼壓力通過不完全斷裂面?zhèn)鬟f到上盤某一范圍。本研究將楔形體簡化為斷面三角形柱體，推導出集中作用于底部實體礦巖單位面積上的附加壓力ΔT：

式中，α為塌落角，（°）；β為錯動角，（°）；H為開采深度，m；γ為上覆巖體容重，kN/m3；λ為應力作用系數(shù)?？梢姡ㄐ误w的附加壓應力與采深的平方成正比。

在-200 m分段，開采深度約250 m，令H=250 m，α=70°，β=75°，γ=26.5 kN/m3，考慮楔形體作用于底部實體礦巖應力作用較兩翼散體大，取λ=0.15，代入式（1），得：ΔT=130.63 kN。

圖3中，楔形體尖部的主應力平均值σy計算公式為

當ΔT的集中作用區(qū)寬度取18 m時，由此引起的附加應力值T為7.26 MPa，則σy=13.88 MPa。

后和睦山礦區(qū)-200 m分段進路間距8 m，進路斷面寬×高=3.5 m×3.1 m，平均應力集中系數(shù)k為1.78，則kσy=24.67 MPa。這一應力值已接近后和睦山礦區(qū)混合抗壓強度的平均值（16.29～34.21）MPa，平均25.24 MPa），且大于部分磁鐵礦的抗壓強度（18.25～57.89 MPa）。由此可以推斷，楔形體壓應力是上盤破壞區(qū)采準工程快速破壞的主要動因。

此外，由于礦體下盤存在一條平行礦巖交界面的斷裂構造面（圖3），該構造面的錯動與滑移，直接破壞下盤采準工程的穩(wěn)定性。隨著上盤破壞區(qū)巷道斷面收縮變小、礦巖向巷道內(nèi)變形與移動，下盤構造面內(nèi)側礦巖的橫向約束力降低，并獲得斷裂面開裂的空間條件，因此，在采動壓力作用下，內(nèi)側礦巖發(fā)生斜下方滑移，造成沿脈巷道墻體開裂片落與頂板下沉，引發(fā)了大規(guī)模地壓活動。

上述分析表明：-200 m分段地壓活動的兩個區(qū)域的致災原因有所不同，上盤礦體內(nèi)小間距進路破壞區(qū)屬于楔形體尖部壓力直接作用的結果；下盤斷層附近破壞區(qū)則屬于楔尖破壞后楔形體下移增大了楔翼壓力，在楔翼壓力與采動壓力的共同作用下，斷裂構造面引起內(nèi)側礦巖滑移，最終造成溜井垮塌與下盤聯(lián)巷破壞。

3 楔形體地壓防控方法

根據(jù)-200 m分段地壓活動的特點以及致災機理分析可知，楔形體壓力破壞區(qū)為高應力區(qū)，需用卸壓方法保障下分段進路安全回采；受下盤斷層構造面滑移影響的區(qū)域為地質災害區(qū)，需要合理控制楔形體壓力對構造面滑移的影響，并控制構造面的滑移量，保護巷道穩(wěn)定性。為此，本研究提出控制下盤斷層滑移破壞、高應力區(qū)局卸壓開采、增大進路間距與改進巷道支護形式相結合的綜合方法，防控楔形體地壓危害。

（1）控制下盤構造面滑移破壞。為控制下盤構造面破壞，可采用兩種方法：①采用從下盤向上盤方向退采的回采順序，在下盤布置切割巷道，將分段聯(lián)巷從比較破碎的下盤圍巖移入穩(wěn)定性較好的上盤圍巖內(nèi)，從而避開下盤構造斷裂面破壞；②對高應力破壞區(qū)，采用局部卸壓方法，防止楔形體壓力向下盤過度轉移，控制下盤構造面滑移，保護下盤切割工程的穩(wěn)定性。

（2）局部卸壓開采。一般來說，控制楔形體地壓的有效方法是卸壓開采，將楔尖部位的集中應力轉移到楔形體兩翼，以避免應力集中造成的大規(guī)模破壞。但由于下盤斷裂構造面存在，如果楔形體兩翼增壓過大，將使下盤礦巖的采動壓力增大，進而增大下盤巖體沿構造面滑移的可能性。為此采取局部卸壓方法，即在-212.5 m分段，將-200 m分段礦體破壞區(qū)的投影范圍視為高應力區(qū)，將該區(qū)內(nèi)9#～12#進路的切割巷道設計在礦體中部偏下盤的位置，從切割巷開始向上、下盤聯(lián)巷依次退采，先采上盤側礦體，為下盤側礦體卸壓（圖4）。-212.5 m分段為過渡分段，除了中部高應力區(qū)的9#～12#進路采用局部卸壓開采之外，其他進路均采用從下盤向上盤的回采順序。從-225 m分段開始，全部回采進路均采用從下盤向上盤的回采順序。

（3）增大進路間距與改進巷道支護形式。針對圖2所示的高應力軟巖回采進路破壞特征，基于上部礦體安全開采經(jīng)驗，將進路間距從8 m增大到12 m，由此增大進路間距礦柱的有效承載寬度，減小巷道幫的應力集中程度。同時，采用錨網(wǎng)噴和二次預應力讓壓錨桿壓鋼筋條的支護體系，并將樹脂錨桿長度由1.8 m增大到2.4 m，以此增強巷道的穩(wěn)定性。

采取上述防控技術后，從-212.5 m分段開始，-250 m中段各分段均未再出現(xiàn)地壓嚴重破壞現(xiàn)象，采準工程利用率達到100%，使楔形體地壓得到了有效控制，-250 m中段實現(xiàn)了安全開采。

4 結 論

（1）和睦山鐵礦隨著回采工作面的下降與采場結構參數(shù)的改變，采場地壓活動強烈，致使-200 m分段采準工程遭到嚴重的地壓破壞，造成采場出礦接續(xù)困難。分析了該礦地壓活動特點與巷道破壞原因，揭示了復雜地壓的機理，認為巷道破壞力主要來源于頂板圍巖發(fā)生斷裂而又滯后冒落所形成的楔形體壓力。

（2）構建了楔形體附加應力計算模型，計算的-200 m分段楔形體產(chǎn)生的應力值（24.67 MPa）已接近混合礦抗壓強度平均值（25.24 MPa），且大于部分磁鐵礦的抗壓強度。在此高壓力作用下，較小的進路間距致使破碎礦體的采準工程遭受大規(guī)模的地壓破壞。楔尖應力集中、楔翼向塌陷區(qū)散體施壓的楔形體壓力作用分析及生產(chǎn)實踐證明，采用控制下盤斷層滑移破壞、高應力區(qū)局部卸壓開采、增大進路間距與改進巷道支護形式相結合的綜合技術措施，可有效防控楔形體地壓危害。

（3）針對和睦山鐵礦地壓破壞建立的楔形體附加應力數(shù)學模型，因斷裂線數(shù)據(jù)跟蹤測試數(shù)據(jù)有限，其變化規(guī)律有待進一步分析，以獲得楔形體地壓更為精確的計算結果。