采区溜井严重垮冒原因分析及加固方案研究

Series No．368 February 2007 金 鼠 砖 山 METAL MINE 总 第368期 2007年第2期 采区溜井严重垮 冒原因分析及加固研究木 季 翱 宋卫东 杜翠凤 王永清 兰建强 (1．中国地质大学；2．北京科技大学；3．武钢矿业公司程潮铁矿 ) 摘 要 以程潮铁矿为工程背景 ，首先论述了严重垮冒采区溜井研究的必要性和重要性。其次，在溜井破坏 宏观调查与分析的基础上，总结出断层破碎带的存在和节理裂隙发育、围岩自身的膨胀和流变特性、工程环境差、 井筒不支护或支护强度低 、管理使用不当和应力集中的共同影响是造成溜井严重垮冒的原因。最后以4304上矿 溜井的返修加固工程为实例，论述了混凝土箱型承载圈梁整体加固方案的设计要点，且工程应用效果良好。 关键词 采区溜井 严重垮冒 加 固设计 箱型承载圈梁 Cause Analysis of Serious Collapse of M ine Pass and Investigation 011 Its Consolidation Ji Ao Song Weidong2 Du Cuifeng~ Wang Yongqing5 Lan Jianqian (1．China University ofGeology；2．University ofScience and TechnologyBeijing；3 Chengchao Iron Mine ofMining Co．，WuStee1) Abstract With Chengchao Iron Mine as the engineering background，the necessity and importance of investigating the serious collapse of mine pass are discussed．Then，based on the macro—survey and analysis of pass failures．it is conclu— ded that the common effect of the existence of fault fractural belt，joint fissure development，self-expansion and rheological behavior of host rock，poor engineering environment，unsuppo rted shaft or low suppo rt strength，improper management and usage，and stress concentration is the cause for the serious collapse of mine pass．Finally，with the mpmr and consolidating engineering of No．4303 ore pass as the case，the major design points of the integral consolidation by concrete box—type car- tying collar be am，whose application in the engineering has achieved good effect． Keywords Mine pass，Serious collapse，Consolidation design ，Box—type carrying collar beam 无底柱分段崩落法自20世纪60年代中期自瑞 典引入我国以来，由于其具有采矿方法结构简单、回 采工艺简单、容易化 、机械化程度高、安全性好、 可剔除夹石和分级出矿等显著优点，在金属矿山得 到迅速推广和发展，目前已占地下铁矿山矿石总产 量的85％以上。该方法中矿石的运输路径是：中深 孔凿岩一装药爆破一铲运机出矿一采区溜井一阶段 运输一主溜井一井下粗破碎一主井提升至地。采 区溜井主要作用是溜放和暂时储存矿石，一般存在 的时间较长。以程潮铁矿为例，每条溜井服务至少 一 个70 m的中段，按年下降速度14 m计算，每条溜 井的平均使用年限达到 8—10 a，平均负担矿量为 40—60万t，其稳定性如何将直接关系到矿块的生 产能力和出矿成本。 1 溜并破坏宏观调查与分析 井巷工程的变形破坏一直是影响地下金属矿山 采矿生产和安全的重大技术难题，许多学者对采区 溜井的稳定性和破坏机理进行了深入的研究 ¨。 程潮铁矿采场溜井的变形破坏十分严重，几乎所有 ． 26 · 的溜井都发生过不同程度的片垮，平均使用年限仅 为设计服务年限的 1／2左右。为揭示采区溜井的破 坏原因，提出正确的维护方案，确保溜井的稳定与畅 通，对程潮铁矿东西 2个采区的所有溜井进行了使 用现状、围岩环境及破坏原因的调查分析工作。 1．1 溜井坍塌调查 一 290一 一360 m中段内，东区布置有43条溜 井，其中废石溜井 14条，矿石溜井 29条，西区布置 有 12条溜井，其中2条为废石溜井 ，l0条为矿石溜 井。 按照溜井设计的原则，其应尽可能负担相同的 矿量，根据各个分层矿体的分布情况，1条溜井设计 的服务面积约2 500 m2，井深70—120 m，直径一般 为2．5 m，除少数溜井采取局部加固外，其余均未进 教育部“新世纪优秀人才支持计 划”项 目(编号 NCET一04— 0102)。 季 翱(1965一)，男，中国地质大学资源学院(武汉)，教授级高工， 在读博士，430080湖北省武汉市青山区建设6街武钢矿业公司技 术处。 维普资讯 http://www.cqvip.com 季 翱等：采区溜井严重垮冒原因分析及加固方案研究 2007年第2期 行加固支护。 根据对矿体内外55条溜井的逐一调查，采场溜 井破坏的程度是比较严重的，发生不同程度垮冒的 溜井有 l4条，总的破坏率达到 24．5％，其中下盘溜 井破坏的有 8条，占总破坏量的57％，上盘溜井发 生破坏的6条，占总破坏量的43％，而下盘溜井又 以废 石 溜 井最 为 严 重。从 空 间分 布 情 况 看， 一 316 m水平以下，溜井破坏明显加重，到 一360 m 分段已有7条溜井还未使用就已经报废。在平面展 布上看，东区东翼的溜井破坏率较高，尤其是 3～5 穿，该区间共有溜井 10条，其中6条发生破坏而报 废，新 3矿和新 3上矿未使用而报废，3603上矿、 3604矿、3605矿和3605废发生井壁垮冒而不能使 用。3穿的5条溜井仅下盘 2条溜井未发生破坏， 其余上盘 3条均报废，5穿范围内 2条溜井到 一290 m水平已全部报废，致使该水平的矿量无处可出，对 生产造成了极大的影响。采场溜井的主要破坏形式 及功能丧失的主要表现是： (1)井壁片垮导致溜井井径扩大； (2)溜井无法封井和截井； (3)堵塞； (4)溜井联络道破坏。 1．2 溜井破坏原因分析 (1)工程岩体条件。矿岩的软破及断层破碎带 的影响是溜井破坏的主要原因之一。矿体内分布有 数十条断层构造带，断层带宽而破碎，并充填有遇水 崩解、膨胀的粘土矿物，岩体自稳定性极差。同时由 于矿体内众多夹石、夹层及软弱带的存在，矿体蚀变 强烈、节理发育，形成众多软弱的矿岩接触带。尽管 在溜井设计时，认真考虑了溜井位置选择，但因断层 带数量多、倾角又缓，许多溜井难以避开，造成溜井 在掘进和使用过程中的垮冒。 (2)围岩岩性对溜井稳定性的影响。溜井井筒 上部以花岗斑岩为主，下部以中粒花岗岩为主，块状 结构，坚硬密实。但由于溜井井筒部位节理裂隙较 发育，软弱结构面内不均匀夹杂着大量蚀变类岩石， 呈细脉状分布，将完好的岩体分割得支离破碎。当 有冲击载荷时，易由局部塌落发展成大规模塌方，造 成“多米诺骨牌”式的连锁反应。井壁围岩的夹层 表现出可塑、膨胀和流变等软岩的变形特征，对溜井 的稳定性产生不利的影响。 (3)溜井工程环境差。溜井在各个分段水平都 要与出矿联巷相连，井与巷的交叉口往往是稳定性 最差的部位，通常又不支护，再加上多水平卸矿的冲 撞 ，使各个分段卸矿口附近的井筒破坏都十分严重。 另在下盘位置集中布置有风井、溜井和废石井等数 条井，形成竖井群，由于各井相距较近，溜井相互间 的作用程度较剧烈，对各自稳定性有较大影响。 (4)井筒不支护或支护强度低。溜井围岩条件 本身就较差，再加上通过能力大，存在时间又长，应 进行支护才能保持稳定，但达部分溜井都未采取必 要的支护措施。即使采取了加固也是垮冒之后不得 已而为之。 (5)使用不当。溜井的使用过程中，有时空井 卸矿，从而造成矿岩在数十米的井筒中连续冲撞，加 剧了溜井片垮。各分段水平的凿岩水不加阻止地流 人井筒，造成溜井围岩的溶蚀、膨胀和软化，加速了 溜井的破坏。另外，各水平溜井 口均未采取锁口和 安装格筛等措施，也是造成溜井过早破坏的一个原 因。 (6)应力集中的影响。矿体的下盘是支承压力 集中部位，尽管溜井受力状态较好 ，但遇到断层及软 弱面，其压力作用就会显现，尤其是溜井群存在的部 位，往往会引起较大的地压活动。 2 严重垮冒溜井返修加固方案研究 4304上矿溜井位于东区矿体的中部，负责 一 344～ 一430 m水平的矿石储存和运输任务。该部 位矿石品位较高，同时又是采场地压显现十分剧烈 的地区之一。由于 一344 m水平采动地压显现剧 烈，巷道变形破坏严重，造成 4304 上矿 自一330 m 水平向下发生规模不等的垮冒。溜井内已充满冒落 的矿石，致使在一430 m水平无法正常放矿，严重影 响到 一344 m水平 l4 一l9 上盘进路的回采进度。 因此，对该溜井的恢复加固刻不容缓。 考虑到4304 上矿溜井垮冒的实际情况并不十 分清楚，加之 一344 m水平 l4 ～l9 上盘进路垮冒 破坏严重，即使花较大的工程代价恢复了溜井的使 用功能，也无法确保该水平的矿量可以顺利采出。 因此，在 一344 m水平恢复该溜井存在很高的工程 安全风险，故设计从安全条件较好的一360 m水平 开始恢复施工。而 一344 m水平 l4 一l9 上盘的矿 石可以借助4303上矿，通过三强开采和调整回采顺 序等，尽可能多地回收矿量。 2．1 主要技术困难 (1)垮冒程度严重，垮冒范围过大。首先，采用 插杆钢拱架支护结构形式通过垮冒区，形成了一条 · 27 · 维普资讯 http://www.cqvip.com 总第368期 金 属 矿 山 2007年第2期 长9．5 m、宽3．0 m、高2．0 m的临时通道。其次，在 上下盘侧采用密集插杆支护条件下，基本上逐步探 明上下盘侧垮冒边界如图 1所示。其中，上盘侧垮 冒范围距离原溜井的边界在 1．0～2．5 m之间，而 下盘侧垮冒范围距离原溜井的边界在0．8～2．0 m 之间，该溜井沿矿体走向方向垮冒宽度为 9．5 m。 因此，在 一360 m水平该溜井的垮冒形状近似为圆 形，其直径约为 9．5 m。如此严重的垮冒造成支护 设计的极大困难。 ＼ q ／ ／ ● 3^04上司 _ ＼ ／ ＼ ＼ f _一 E ／ 罢 ’ ＼ 图 1 43o4上矿垮冒边界实测 (2)上部散体压力较大。由于该溜井垮冒的高 度较高，上部又没有采取有效的封井等措施 ，造成打 插杆支护时压力较大，支架密度由原来的500 mm 加密到 250 mm，并且在每一支架中间加了支撑，致 使该溜井的卸矿功能大大降低。 (3)整个支护结构无承力基础。目前，整个支 护结构无承力基础，虽然形成了一条临时通道，但上 盘和下盘侧没有封闭，致使该溜井无法进行松动放 矿。 2．2 支护方案 当初认为：在 一360 m水平溜井的垮冒程度较 轻，设计指导思想是采用插杆钢拱架结构形式通过 垮冒区，直接截断上部的垮冒溜井，然后进行溜井口 的锁口以恢复其卸矿功能。从揭露的实际情况看， 溜井的垮冒范围和程度已大大超出了当初的设想， 原设计意图已无法实现。经研究确定 4304上矿的 恢复加固方案如下： (1)支护结构承力基础采用混凝土箱型承载圈 梁结构支承上部压力。设计混凝土箱型承载圈梁高 600 mm、宽400 lTllll。混凝土强度等级为 C25，钢筋 保护层厚度 50 mm，钢筋搭接长度为30，弯勾长度 为25 d(d为钢筋直径)。配筋采用双层配筋：主筋 和辅筋均为 25螺纹钢，间距为 250 mm，箍筋为 20螺纹钢，间距为250 mm，拉筋为 8普通钢筋， ． 28． 间距为500 mm。为了加大圈梁的刚度，增加两道横 撑，其配筋与圈梁相同，如图 2所示。隔墙采用 36圆钢，在高度为 1 500 mm的外层钢支架部位， 密排往外层钢支架外端用凿岩机打入，打到基岩为 止，每根圆钢的长度据实测算，共施工圆钢地段长度 为9 500 mm。圆钢隔墙施工完毕后，采用人工将圆 钢下的虚碴掏出，形成宽 X高约为 1 500 mm X 1 500 mm的空间，作为加固混凝土圈梁，使溜井在第一次 下放碴石时，圈梁和钢支架等工程部位不被破坏。 图 2 混凝土承载 圈梁结构 (2)根据现场情况，整个钢筋混凝土圈梁的底 部标高在 一359．7 m水平(比3穿巷道底板低 300 mm)，两端搭接在稳定的基岩上，搭接长度不少于 1 500 mm。因为溜井下部垮 冒的情况不明，为确保 其稳定，在承载圈梁的丽侧靠近基岩的部位各施工 固定的加强圆钢 1O根，并与圈梁一起浇筑，圆钢直 径为36 mm，长度为 2 500 mm。 (3)保留原通道的钢拱架支护，在承载圈梁的 上部重新施工承载墙，墙厚不小于300 mm，确保其 净跨度不小于 2 400 mm，与通道同长和同高，采用 钢拱架与混凝土结构形式，钢拱架的间距为 300 mm。采用斜支承将钢拱架的立柱与顶柱焊接牢固， 与承载墙浇筑在一起，具体结构形式如图3所示。 图3 整体支护结构 (下转第61页) 维普资讯 http://www.cqvip.com 樊炳辉等：喷射混凝土机器人工作性能仿真 2007年第2期 (13)～(15)式中， 为末杆绕z轴的最大可能转 角；口 为末杆绕 y轴的最大可能转角； 为 末杆 绕自身轴的最大可能转角。 在喷巷道拱顶时，喷射混凝土机器人的灵活度 用主截 面转角法 求解 为：Dext(Ot ) =0．278， Dext( )=0，Dext( )=1。 在喷巷道底边时，即在其工作空间的最下沿，喷射 混凝土机器人的灵活度用主截面转角法求解为： ￡( 一)=0．278，Dext(flm=)=0，Dext(ym~,)=1。 可见，在喷拱顶时灵活度最大，而在喷底边时， 灵活度较差，有一个主截面转角 Dext(fl )=0。 4 结 论 对本机器人工作空间的分析采用了蒙特卡洛方 法，它可直接把机器人的工作空间用图形显示出来， 简单、直观。结果表明该机器人的工作空间为一倒 置的“U”形，此机器人工作空间中无空穴和空洞现 象，其形状紧凑，与拱形巷道的截面形状相吻合。该 喷浆机器人具有较好的灵活性，其中当机器人对巷 道拱顶进行喷浆作业时，灵活度最大；而在喷巷道底 边时，灵活度最小。不过可以满足生产实际需要。 参 考 文 献 [1] 李云江，吕爱民．喷浆机器人大臂的有限元分析[J]．金属矿 山，2006(4)：48-50． [2] 朱世强，王宣银 ．机器人技术及其应用[M]．浙江：浙江大学 出版社，2001． [3] 方再根，计算机模拟和蒙特卡洛方法[M]．北京：北京工业学 院出版社， ‘ (收稿 日期 2006．12．21) ·+ 一+ 一+ 一+ 一-4-一+ 一+ 一+ 一+ 一+ 一—’卜。—’卜 一+ 一+ 一+ 一+ 。—’卜 一+ 一+ 一+ 一+ 一十 一—’卜 一+ 一+ 一+ 一+ 一+ 一+ 一+ 一+ n+ 一-4--+ 一+ 一-4-一-4-一-4-一-4-一-4-一-4-一-4-一-4-一-4-一+ 一-4-· (上接第28页) (4)工字钢采用 1 1号矿用工字钢，沿承载梁底 部布置 2根，间距 200 mm。工字钢采用螺栓连接， 两根工字钢的连接位置应错开 1 000 mm以上。在 钢筋混凝土圈梁上部敷设与承载梁同宽的厚 10 mm 钢板，作为内层钢支架的支撑钢板。 (5)在靠近 16号进路的部位，由于跨冒边界比 较大，有几架钢支架立腿没有在基岩上，为确保其稳 固，在 16号进路和圈梁同时浇注一段支撑梁。 (6)3穿联络道现浇混凝土长度为4 500 mm， 净宽为3 300 mm，净高为2 800 mm，混凝土厚度为 300～500 mm，16号进路现浇混凝土长度为 11 000 mm，净宽为3 300 mm，净高为 3 200 mm，混凝土厚 度为300～500 mm，标号为 C25。 (7)插杆钢支架参数按照实际情况测算，外层 共37榀。在开始部位插杆采用钎杆和钎头，共使用 60套2．5 m长钎杆和直径 42 mm的合金钢钎头。 内层钢支架间距为300 mm，共25架。 (8)以上完毕后，为确保上部结构工 程稳定和出矿生产的安全，在放渣过程中需对 一360 m～ 一377．5 m井壁进行必要的锚喷网加固，其支 护参数为：弯钩砂浆锚杆长度为 1 800 mm，杆体直 径 18 mm，锚固形式为全长胶结式。锚杆排间距 = 800 mm×800 mm，钢筋网度 =250 mm×250 mm，钢 筋直径 6 mm，喷层厚度50 mm。 3 结 论 (1)通过 调查，采区溜 井总 的破坏 率达 到 24．5％，一316 m水平以下溜井破坏明显加重，东区 东翼的溜井破坏率较高，尤其是 3～5穿。其破坏 形式及功能丧失的主要表现是：井壁片垮导致井径 扩大、溜井无法封井和截井、堵塞和溜井联络道破坏 等。 (2)在溜井破坏宏观调查与分析的基础上，总 结出断层破碎带的存在和节理裂隙发育、围岩 自身 的膨胀和流变特性 、工程环境差、井筒不支护或支护 强度低、管理使用不当和应力集中的共同影响是造 成溜井严重垮冒的原因。 (3)采用混凝土箱型承载圈梁整体加固方案恢 复垮冒严重的4304上矿溜井，较好地解决了垮冒范 围过大、上部散体压力大和整个支护结构无承力基 础的技术难题，工程应用效果良好。 (4)今后应进一步加强对采区溜井的使用管 理，对围岩条件比较差的溜井掘进过程中应采取必 要的加固措施，以保证其在服务年限内的稳定。 参 考 文 献 [1] 宋卫东，王金安，匡忠祥．程潮铁矿淹井前后采场溜井稳定性 数值分析[J]．北京科技大学学报，2000，22(4)：292～295． [2] 宋卫东，匡忠祥．采场溜井加固工程围岩稳定性数值计算分析 [J]．金属矿山，2001(6)：23-28． [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] 隆向阳．溜矿井堵塞原因及其对策浅析[J]．金属矿山，2004 (9)：72-73． 【5] 何标庆．南方露天矿山溜井堵塞机理分析 【J]．矿业快报， 2005(3)：17—19． (收稿 日期 2oo6．12-09) · 6l· 维普资讯 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