案例研究的稳定控制破碎围岩巷道开挖在倒塌的采场的边缘区域

文摘

预测和控制围岩的崩溃(特别是破碎岩体)在地下洞室在采矿和岩土工程是一个重要的话题。基于一个例子,介绍了一个案例研究围岩稳定性控制技术在采场采矿在废弃的地区。基于现场取芯,力学性能的岩石样本,和现场注浆加固技术,TRT6000先进的地质预测系统是用来预测围岩的稳定状态的地下室。AUTODYNA软件被用来建立一个动态耦合模型的数值模拟预测和优化爆破参数,揭示了围岩的动态变化。的动态破坏过程的围岩室之前和之后的优化爆破参数模拟,和变形特征和破坏的声发射特性围岩明显显示出来。围岩失败第一次出现在地下室,因为高的表面应力集中在爆破后室的表面;爆炸性气体之间的相互作用和岩体,受损区域进一步传播到外部的岩石,最终导致一个大的损伤区域。与此同时,有一个大岩石拉伸断裂,导致在地下室扩张和破裂。最后,三维激光扫描的方法是用于验证优化爆破的优越性起始序列。新边洞爆炸序列可以有效地改善了爆破振动,成功地控制围岩的进一步损害的地下室内,从而证明边缘孔药包。 Moreover, the initiation mode of the delay stage of the side hole charge is determined. This study provides a useful reference for the stability control of surrounding rock in mining in mining areas.

1。介绍

浅矿产资源越来越疲惫,和矿业十到二十五米的深度有所增加;然而,矿体在这么深的地方仍然边际,复杂或难以恢复开采之前,未开发,优质,很难利用矿体。对于这些资源,围岩的破坏机理的地下室显然不同于浅完整岩体。例如,围岩质量不均匀,有许多洞和裂缝1]。更容易的一系列工程问题与大变形,不会出现和相关项目。肯定会严重影响矿山生产和安全,从而导致道路的不稳定或地下洞室2]。因此,在复杂的开采环境,稳定控制问题在采矿巷道或地下室的边际hard-to-mine身体(受到了人们的广泛关注3]。

有两个困难在巷道的稳定控制或沟渠矿业边际hard-to-mine身体(4]。下围岩的破坏机理复杂地应力仍不清楚,和现有的现场检测方法很难预测有效和准确。

的主要方法研究道路或室围岩的破坏机理在复杂环境中包括实地测试(5- - - - - -7),模型试验(8,9)、理论分析计算(10,11)和数值模拟。近年来,学者们开发和采用各种数值模拟来分析道路或地下洞室的稳定机制。与其他研究方法相比,数值方法有低成本的优势,效率高,可重复性好。许多成功的情况下,使用数值方法显示使用数值方法来模拟的可行性道路或围岩的破坏机理和显示巷道围岩的力学模型。巷道的塑性区不同部队的野外观测,研究了理论分析、数值模拟和现场试验。结合SDP的有限元极限分析和磅,这个项目成功开发并用于研究的稳定性无衬里的平方隧道Hoek-Brown (HB)材料(12]。二维有限元模拟方法被用来研究地应力的再分配和动态损伤引起的岩石爆炸加载13],它应用FEM-DEM方法再现岩石碎块爆破的动态过程14]。之间的相互作用进行了研究使用天然气和孔成DEM-SPH方法(15]。有限元法(FEM)和离散单元法(DEM)被用来描述采矿引起的应力演化[16]。上述机制的研究提供了一个参考的围岩稳定性的特殊环境(17),虽然我为一个特定的,因为其复杂的地质条件,岩体的岩性是不同的;因此,在复杂环境条件下,巷道的围岩的破坏机理或者地下室还有待发现18),尤其是对围岩的失稳的过程分析(19]。

目前,围岩稳定控制的问题在采场采矿范围内退化斯特普仍然是热的和具有挑战性的问题20.]。上述研究结果为进一步的研究奠定了基础在采场围岩控制技术开采范围内的矿业和矿业。许多实践证明,它是难以实现的问题复杂开采条件下围岩变形控制一个方法。具体工程问题显示相结合的综合方法是一种有效的方法解决地下洞室或隧道的稳定性问题。为了解决这些问题,本文结合具体矿山的围岩控制技术研究矿石开采范围内的退化试采。通过现场数据和实验室结果,TRT6000设备用于检测开采前的道路。然后,用AUTODYNA软件进行数值模拟。在采空区围岩变形的演化过程进行了研究。新的爆破起爆顺序提出了降低爆破振动,控制围岩破坏,开展现场采空区的探测。新的爆破方案的控制效果在采空区围岩的稳定性评估。

2。案例研究

研究破碎围岩的稳定性在采场采矿在倒塌的地区,站点必须首先研究。

2.1。在倒塌的采场地区现状

不稳定和崩溃的一个金属铅锌矿(利用填充方法)如图1(模型长68米,宽40米,和高度64米)。由于采空区的形成,充填体和上部矿体出现,导致大规模的崩溃。照片中的矿山采场属于边际崩溃不稳定地区的矿体。开采顺序决定是自下而上的挖掘。22米高的最低部分矿体仍然使用无底深孔返回的采矿和postfilling挖掘。当方法用于采矿、矿山进行高度约8米(首先,区域在图中的红色圆圈所示1),和采矿使用电车穿孔电荷和爆炸。方法形成一个小的采空区,但是却有一个很大的爆破振动;因此,进一步降低爆破振动是可能的。爆破振动应尽可能减少。

2.2。灌浆加固分析

根据铅锌矿的实践,水泥基浆灌浆方法是首先用来填补和灌浆倒塌面积提高围岩的稳定性。由于没有倒塌的地区的工程实践经验在我之前,类似矿山没有发现相关的治疗方法。1号采场被用来安排灌浆孔(如图2)来填补和紧凑的3号2号采场和蛀牙和采场的裂缝。

通过岩心钻探的回水记录,现场录像,和检测强度的核心样本,填充的整体实力是已知的(21]。岩石样本分类和编号根据设计,妥善密封。矿体的岩石样本和充填体被选为岩石力学实验。对裂缝,可能发生在矿体在抽样调查发现,滑动面是召开,蛀牙和裂缝中充填体是召开。

灌浆孔的三维可视化模式由计划决定的钻孔布置形式灌浆坍塌区域。每个灌浆孔的具体参数如表所示1。灌浆孔的设计原则如下:倒塌的区域的中心位置应在钻井钻,特别是2号采场开采,以及围岩北面是在崩溃的边缘位置区域;因此,应加强灌浆在这方面,应该改进两包馅料的稳定性。

2.3。岩石样品分析

2.3.1。现场取心分析

矿体的赋存和回填的倒塌面积变化很大,甚至回填的岩性相同的采场千差万别。尤为重要的是,要执行核心分析矿体和充填体在倒塌的地区。钻井核心可以更准确地识别孔隙和裂缝充填体(图3)。基于地质钻孔核心的编目,围岩的稳定性取决于分析的完整性的核心在钻井的RQD值。检测和判断的影响矿体灌浆,灌浆前后计算RQD值。统计结果如表所示2和3。

表2和3表明,矿体的完整性灌浆之前和之后有了明显的改变,和岩体的完整性已显著提高。原始完整性差改善medium-intact,传媒全矿体。增加矿岩体是更完整的。这一发现表明,灌浆有很好的影响提高矿体的完整性。

2.3.2。分析力学性能的前后岩体注浆加固

比较之前和之后的岩性变化灌浆,灌浆后的核心是保存和岩石力学实验进行了22]。

通过对比变化的核心和充填体的力学性能(主要是剪切强度的变化),矿体的灌浆加固效果和充填体可以间接反映在某种程度上。单轴抗剪强度的矿石和磨削后的回填灌浆是大大提高了。在这里,注浆强化系数α被定义为单轴抗剪强度之比之前和之后的灌浆加固。据统计的灌浆加固前后单轴抗剪强度(数字4和5),灌浆加固后的铁矿石的平均抗剪强度为66.2 MPa,强化系数为2.51,平均的平均抗剪强度回填3.64 MPa和2.42 MPa,和平均强化因素是1.26和1.15。因此,比较单轴抗剪强度的绝对值增加注浆强化系数,结果表明,更高的松动岩体的灌浆和加强对应于糟糕的内部结构主义。这一发现表明,灌浆加固已经产生了影响。单轴抗剪强度测试之前和之后的灌浆加固。矿体的变形阻力和回填灌浆后显著改善,表明岩体和支持身体抵抗剪切后灌浆加固。变形能力增加。

与nongrouting钢筋相比,岩体的抗剪强度参数和充填体明显改善。岩石的内聚力和内摩擦角质量提高101.0%和7.4%,分别和充填体的凝聚力和内摩擦角增加了52.2%和2.4%,分别。注浆加固,岩石和充填体的力学性能提高,和凝聚力主要是改善。

2.4。现场检测分析

开挖巷道检测:挖掘地下室的时候,可能会有破碎的地区周围的岩石,和巷道更可能有一个屋顶和开挖过程中的一块。因此,TRT6000先进的地质勘探仪器介绍前面的开挖巷道的脸。地质条件预测检测孔隙或裂缝的脸,可有效预防和控制巷道的稳定性。

2.4.1。TRT6000高级地质探测系统

TRT6000系统(隧道反射断层扫描6000系统)使用一个地震波提前预测方法,及其基本原则如下(23:当一个地震波遇到一个接口的声阻抗差异(密度x波速)兴奋信号将反映的一部分,另一部分信号将发送到介质在前面。当一个地震波品种从软岩到坚硬的岩石,反射波的偏转极性是一样的波动源。当有破裂区岩体内,回声的极性将被逆转。反射器的大小越大,声阻抗的差异越大,更明显的回声,回声越容易检测(24]。TRT6000系统采用断层扫描成像技术形成一个三维的刻板印象。立体图的反射边界争端实施基于地震波形离散图像(如图6)。

2.4.2。TRT6000高级地质探测系统

探索测试进行找矿巷道。现场测试如图7在下面。

一个传感器(第一行和第三行)安排在巷道的顶部部分,一个传感器(1日到4日行)安排在两组中的每一个,和3∼5地震波在每个源点收集。

然后,大约10 m从源点的后面,传感器排列。每一组传感器之间的距离是5米,总共10个传感器。在所有的仪器连接,用大锤敲打源点收集和接收数据。

2.4.3。检测结果及分析

根据图8,生成的三维图像检测长140米,宽40米,高40米,道路是34米的长度。分析结果如下:(我)在0∼15 m的范围的中心点面前,反射能量弱,几乎没有反射。可以推断,巷道的围岩结构的完整性在这方面相对较好,但也不排除存在的一个小范围的联合裂纹结构。(2)在15∼30米的范围的中心点面前,反射能量强,负反射是主导。结合开挖巷道,矿石边界的位置测量。左边的脸是18.5米,右边是20.5米,平均19.5米矿体和围岩之间的接口。由于矿体的密度大于围岩,地震波输入的低阻抗的岩体高阻抗岩体,负反射应该发生,也就是说,一个蓝色的低阻异常发生。这是大约20 m的前面的调查。大型蓝色的低阻异常,由负面思考,互相配合。因此,推断这是矿体和围岩之间的接口。(3)中线的道路范围内的35∼60米的中心点面前,反射能量强,积极的和消极的反映备用。这是猜测,范围是破碎的岩体。(iv)在60∼70前的中心点的脸,反射能量强,积极的反射是主导。推断,可能存在一种岩体密度较高。(v)上20∼30米范围的巷道,反射能量强,积极的和消极的反映备用。这是推测的岩体部分坏了。(vi)可以看出从前面的道路,有零星的弱反射器在该地区大约15米左边的道路的中心线,这主要是一个积极的反映。推测,有几个联合岩体裂缝,可能是因为崩溃。由此产生的破碎带移动;因此,后注浆和检测应该更加注意的稳定性区域。

3所示。动态数值模拟分析

采场的动态数学模型是建立利用AUTODYN-3D ANSYS12.0模块中设置的有限元软件。爆炸和采场模型中的元素是顺利网状SPH粒子。耦合的有限元法和SPH算法约束模型边界,而SPH粒子和拉格朗日单位直接采用一点上接触。选择吸收边界约束的三面和底部拉格朗日采场的单位。模型将道路和削减。站在露台上,你选择自由边界。使用JWL状态方程(等同于国家25),空气使用理想气体状态方程(26],岩石的本构参数RHT是由实验结果的矿石的物理和机械性能。根据本构模型的参数确定方法的RHT材料,岩石的RHT材料的本构参数可以获得27]。

3.1。计算模型建立

采场爆破模型进行了简化。(28),模型的长×宽×高34米,24米,和18 m,分别炮眼的深度是7.8米,钻孔的直径是0.32米,内部的圆柱形钻孔建立岩体,采用电荷耦合结构。列和孔之间的垂直距离是1.1米。爆轰法反向爆炸。采场底部和三方建立一个厚0.2米拉格朗日单位。爆破孔控制边界,沿着每1.4米X设在方向设置计记录分(总共5),和孔的数量×5行5列(见图9下文)。在仿真之前,根据现场工程、爆破爆炸序列通常是使用现在爆破的爆破方法采用每一行,和爆炸时间总是相同的行。通过实地考察,这种方法产生了大量的爆破振动,因为侧孔的前后爆炸洞不产生共同的挤压作用。为了进一步降低爆破振动,提出了一种新的爆破起爆方法。爆破孔的边缘是一样的爆破时间第二行,等等,通过模拟挤压爆破效果和减振效率的两个不同的起始序列获得更好的启动序列。这两种不同的起始序列图所示10在下面。

3.2。仿真结果分析

模型解决了采用autodyn - 12.0,空腔的形成过程和自由表面的岩石扔和变异。

预设的结果高斯点提取软件内置命令获取velocity-time-history情节和岩石的pressure-time-course曲线(见图11和12)。

3.2.1之上。围岩爆破损伤的动态演化规律

岩体损伤的有效承载面积的减少是岩体和可以通过下列公式表达29日]: 在哪里是支承面积总面积。

然而,在实际工程中,因为两个值和很难衡量,目前,更方便测量的两个参数,弹性模量和声波速度,通常用来测量岩石损伤。

功能性岩石损伤程度之间的关系D₀、完整性系数K和声速还原速度η如下: 在哪里E_c岩石的弹性模量是不被爆破荷载,是岩石爆破后的等效弹性模量V_c岩石声波速度是不被爆破荷载,然后呢是岩石爆破后的声波速度。

损伤的轴马力模型定义如下:破坏是塑性应变的积累,损伤变量D可以通过以下公式表示: 在哪里是等效塑性应变增量,是等效塑性体积应变增量,是维规范化的拉力强度,D₁和D₂的损伤参数。损害的程度D₀随塑性应变的积累。岩体完全失败后,损伤变量D_l= 1;现在,岩体只能承受压力有限,不能承受任何拉伸应力。

图11显示了围岩的破坏发展过程在不同的动态负载下在不同的时刻。从图可以看出,爆炸后,产生的高温和高压爆产品炸药把围岩向外扩张。爆炸冲击波的压力直接作用在洞。墙上的炮眼爆破区域首先休息。当爆破孔的周围的压力大于围岩的抗压强度,围岩受到压缩屈服,直到粉碎,形成压缩粉碎区。

随着时间的推移,围岩中的激波传播,导致切向拉应力产生径向裂纹和向外围扩展。当冲击波到达边界周围的岩石,围岩的波阻抗和周围的空气都是不同的,导致激波反映围岩中形成拉伸波和加速摧毁周围的岩石。由于屋顶的垂直变形和横向变形引起的拉应力的两个周围的岩石,前面部分受损。拉应力和裂缝的双重作用下,第一个裂纹扩展形成边缘,导致围岩被打破和破坏范围扩大。之后,引爆了爆炸洞的第二行和互动的岩石坍塌在前面排爆炸洞。多次反射的爆炸冲击波在围岩,裂缝越来越扩大,与围岩破坏更为严重的是,爆炸波结束后,围岩的内部将继续上升,受惯性,进一步提高围岩的破坏最终导致的损失的一部分围岩的承载能力。直到最后一行的爆破孔完成后,产生的损害范围如图11所示(f)。

3.2.2。数值分析的动态演化规律的爆破声波速度

声波速度的变化下的围岩爆破加载也可以间接解释了对围岩的破坏。考虑岩体损伤的定义和第一个岩体的声波速度,冲击载荷下的岩石,声速降低率为10%时,可以确定岩体爆破破坏的损伤。因此,当围岩的声波速度如图12,损伤区降低了约4168 m / s时,可以判断岩石损伤。根据声波的传播速度在岩体主要位于爆破孔周围的环形区域,自由表面附近的损伤区比较大,孔壁附近的岩体的破坏也更严重。随着爆破孔数量的增加,损伤范围继续扩大。爆破孔的数量的增加直接增加炸药岩石破坏的影响。

3.2.3。围岩爆破振动速度和Pressure-Time曲线分析

提取的结果预设高斯点从软件的内置命令可以获得速度-时间曲线和历史pressure-time历史曲线岩石的块(见图13和14)。根据分析,围岩的水平方向点可以获得。的峰值振动速度大约是3.51厘米/秒,和监控的峰值点大约是407.1 MPa。监控的峰值点的峰值振动速度在水平方向上出现炸药的爆轰后大约0.21 ms。大的值波动结束大约在0.23毫秒,表明断裂带的形成非常短;它基本上结束后0.25毫秒内爆炸的炸药。此后,连续爆炸冲击波的传播,监测的压力点和粒子的振动速度点略有波动,逐渐稳定。这时,爆炸冲击波引起的振动影响几乎可以忽略不计的围岩。

通过比较两个爆炸序列、爆破振动峰值和爆破的爆破压力值减少由于两个帮派。爆破振动峰值和爆破压力值降低,这表明爆破振动在一定程度上可以减少通过改变爆破爆炸序列。反过来,它保护两个围岩的稳定性。

监测的峰值点大约是407.1 MPa,峰值周围岩体在水平方向上的速度大约是3.51厘米/秒,围岩的峰值速度和在水平方向上大约是1.43厘米/秒。监控的峰值点的峰值振动速度在水平方向上出现在大约0.21毫秒后引爆炸药。大的值波动结束大约在0.23毫秒,表明裂纹的形成区非常短。之后,连续爆炸冲击波的传播,监测的压力点和粒子的振动速度点略有起伏,逐渐稳定。现在,爆炸冲击波引起的振动影响几乎可以忽略不计的围岩。

总之,研究形成的整个过程停止爆破和自由表面的石头投掷速度矢量分析可能导致下列结论:(我)从围岩爆破损伤的动态演化规律,侧孔的启动顺序是影响围岩稳定性的主要因素。是可行的调整侧孔的爆炸时间滞后一段开始通过适当调整孔边缘的启动序列的方法。(2)的数值分析结果的动态演化规律爆破声波速度显示爆炸的边缘孔滞后一段时间,间接减少爆破的爆破孔的每一行,这对减少爆破危害是显而易见的。(3)分析结果的围岩爆破振动速度和pressure-time曲线,可以看出,由于爆破方洞,岩石破坏后爆破的孔可以玩爆破和阻尼的作用。它可以被压缩的岩石后排爆炸产生的下降,提高了爆破效率。

4所示。CMS现场试验验证

使用改善爆破效果的启动模式可以根据测试现场。因为地下的黑暗光线,相机获得的图像分辨率和低laser-detected [30.]。通过产生一个三维可视化模型进行分析,可以有效地确定爆破效果。使用CMS(腔监控系统)仪器(31日- - - - - -34),采空区的探测(上面的图15模式引入Surpac软件)后,与爆破设计模型相比,两个帮派填充物的保护效果更好,这两个帮派无法通过现场观察。大部分充填体的崩溃表明,填充的两个帮派是相对稳定的,表明优化爆破参数可以减少爆破振动破坏两个帮派和提高稳定性的两个帮派。从对比实现的虚线图,可以看出,数值模拟结果后爆破阻尼更接近的结果三维可视化模型。优化充电结构有一个低容积率和良好的爆破振动。控制最大化保护这两个帮派的馅料隐患资源的恢复。

5。结论

介绍了一个案例研究的综合方法控制采场开采围岩的稳定性。中国铅锌矿的一个典型的大规模退化区域由于采空区的崩溃。基于信息收集和分析的领域和实验室(包括岩石力学实验、现场取芯分析和灌浆加固分析),TRT6000先进的地质预测仪器用来预测复杂岩体的破坏特征。为一个复杂的崩溃的环境,详细的动力学数值分析模型由使用AUTODYNA软件决定。围岩的动态破坏过程的地下室被成功复制在不同爆炸序列方案。围岩损伤和裂纹扩展的动态变化进行了分析。根据现场监测和模拟结果,围岩的动态破坏过程的复杂区域显示崩溃。根据动态应力由开挖引起的,在洞围岩破坏发生的第一次。爆炸波的扩散,这导致围岩损伤在一个特定区域。与此同时,由于大面积的拉伸断裂现象的围岩,扩张和分离发生在巷道爆破气体和爆轰波的叠加也加剧了更大的变形和损坏。 To improve the blasting effect and reduce the damage of the surrounding rock, a detonation method is proposed in which the front side hole lags behind the rear blast hole. Numerical simulations and field goaf tests were used to compare the control effects of the two detonation sequences on the blasting vibration. The results show that the new detonation sequence can effectively improve the stability of the surrounding rock of the roadway. This case study can provide a reference for exploring the damage process and control technology of surrounding rock in stope mining around abandoned areas.

数据可用性

使用的数据来支持这个研究的发现都包含在本文中。

的利益冲突

作者宣称没有利益冲突。

确认

这项研究是由湖南省自然科学基金,批准号“2021 jj30679”,湖南省自然科学基金批准号“2021 jj40538”。

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