程潮铁矿2#主溜井加固工程稳定性数值分析

D0I:10.13374/j.issn1001-053x.2001.03.027 第23卷第3期 北京科技大学学报 Vol.23 No.3 2001年6月 Journal of University of Science and Technology Beijing June 2001 程潮铁矿2#主溜井加固工程稳定性数值分析 宋卫东) 郭寥武) 1北京科技大学资源工程学院，北京1000832)武钢程潮铁矿，鄂州436051 摘要针对程潮铁矿2主溜并“托斗法”加固方案，采用数值模拟计算的方法，在加固前后条 件下，对围岩的力学状态、局部结构和系统整体结构的稳定性进行了预测分析，为整体加固设 计方案的评价提供了理论依据. 关键词主溜井；托斗法；稳定性分析；数值模拟 分类号TD352 1 问题的提出 混凝土结构完成卸矿雨室底部的恢复，以及全 长粘结式抗剪锚杆完成对溜井围岩体加固等. 1996年初程潮铁矿2主溜井发生特别严重 2”主溜井加固工程的稳定程度直接关系到 的垮塌，溜井断面由原设计的4.9m2,垮冒至平 程潮铁矿的生存，故将2主溜井的卸矿酮室、箱 均面积100m2,垮冒总量达到5500m,溜井的斜 形承载梁、井简和支托等结构作为一个完整的 溜槽、卸矿硐室的顶板和底板完全垮塌，其垮冒 力学系统，建立三维岩石力学计算模型，采用有 的规模和严重程度国内外罕见，修复难度极大. 限差分数值计算方法FLAC即进行加固前后条 首先在-388m水平设计上向构筑一直径 件下的系统研究和可靠性分析，为整体加固设 3m、高8.4m的井筒作为平台，其主要作用是缓 计方案的正常评价提供理论依据四， 冲自-360m水平卸下的矿石冲击.在此基础上， 向上沿塌落井壁浇注钢筋混凝土，最终形成以 2计算模型设计及力学参数确定 井简为漏口的漏斗状结构.从塌落井壁的纵剖 面看，漏斗结构悬在半空，呈不稳定状态，所以， 如图2所示，计算模型长×宽×高为 在-388m水平以下设计二次高压灌浆预应力 30m×30m×80m,共划分有62252个六面立方体 锚索的支托结构将上部结构托住，故称之为“托 单元，9690个结点.模型侧面限制水平移动， 斗法”，如图1所示.此外，设计还采取箱型钢筋 0,=pgH 卸矿用室 喷层 溶井 H=-330 落界线 溜井冒 -360 落界线 抗剪锚杆 品 卸矿弱室 箱式结构 抗剪锚杆 围岩 10.22 H=-360 浇灌混凝土 -388 2 必 预应力锚杆 支括构 喷层 井 图1“托斗法”结构设计示意图 Fig.1 Sketch map of structural design by the method of % support funnel H=-410 30 收稿日期2000-12-22宋卫东男，34岁，副教授，博士 图2三维计算模型示意图（单位m) ★冶金局九五重点攻关项目 Fig.2 Sketch map of 3D numerical analysis model

第 23 卷 第 3 期 2 0 1 年 6 月 北 京 科 技 大 学 学 报 OJ u几 a l o f U n iv e sr iyt of s c i e . e e a n d eT c b n o】o留 价 ij in g 丫乞】J 3 加 口 . N O J 2 0 1 程潮铁矿 #2 主溜井加 固工程稳定性数值分析 宋卫 东 ” 郭寥武 ” 1 )北京科技大学资源工程学院 , 北京 1 0 0 0 83 2 )武钢程潮铁矿 , 那州 43 60 51 摘 要 针对程潮铁矿 2 口主溜井 “ 托斗 法 ” 加 固方案 , 采用数值模拟计算 的方法 , 在加 固前后条 件下 , 对围岩的力学状态 、 局 部结构和系统整体结构的稳定性进行了 预测分析 , 为整 体加固设 计方案的评价提供了理论依据 . 关 键词 主溜井 ; 托斗 法 ; 稳定性分析 ; 数值模拟 分类号 T D 3 52 1 问题的提出 19 9 6 年初 程潮铁矿 2 ,主溜井发生特 别严重 的垮 塌 , 溜井 断面 由原 设计 的 .4 9 耐 , 垮 冒至平 均面积 10 时 , 垮 冒总量达 到 5 5 0 耐 , 溜井的斜 溜槽 、 卸矿铜室的顶板和底板完全垮塌 , 其垮 冒 的规模和严重程度 国内外罕见 , 修复难度极大 . 首 先在 一 3 8 m 水 平设计上 向构筑 一直径 3 m 、 高 & 4 m 的井筒作为平 台 , 其主要作用是缓 冲 自一 3 6 0 m 水平卸下的犷石 冲击 , 在此基础上 , 向上沿塌落井 壁浇注钢筋混凝土 , 最终形成以 井筒为漏 口 的漏斗状结 构 , 从塌落井壁的纵剖 面看 , 漏斗结构悬在半空 , 呈不稳窦扰态 ,所 以 , 在 一 3 8 m 水平 以 下设计二 次高压灌浆琢应力 锚索的支托结构将上部结构托住 , 故稗之为 ` 托 斗法 ” , 如 图 1 所示 . 此外 , 设计还采取箱型钢筋 混凝 土结 构完成卸 矿铜室底部 的恢 复 , 以及 全 长粘结式 抗剪锚杆 完成对溜井 围岩体加 固等 . 2 禅主溜井加 固工 程的稳定程度直接关系到 程潮铁矿 的生存 , 故将 2 译主溜井 的卸矿确室 、 箱 形承载梁 、 井筒 和支 托等结构作为一个完整 的 力学系统 , 建立三维岩石力 学计算模型 , 采用有 限差分数值计算 方法 FL A c3 ” 进行 加 固前后 条 件 下的系统研究和可靠性 分析 , 为整 体加 固设 计方案的正常评价提供理论依据 l[] . 2 计算模型设计及力学参数确定 _ 如 图 2 所 示 , 计 算 模 型 长 ` 宽 ` 高 为 30 m x3 。秘80 m , 共划分有 6 2 2 5 2 个六 面立方体 单元 , 69 6 90 个结点 . 模 型侧 面限制水 平移 动 , 氏 = 户乡甘 溜井胃 落界线 H 二 一 3 30 一 一 36 0 ’ 抗剪锚杆 溜井心线构中 H = 一 36 0 一 3 88 三之三_ 乙 蓉 圈 1 “ 托斗法 ” 结构设计示意图 F褚 . 1 Sk e t c h m a P o f s t ur e ot ar l d e s殆n b y t h e m e t h o d o f s u Pop rt fu n n el . 1 l 共 了 i 老 神 「 . H x = 一 4 10 收稿 日期 2 0 仁 12-2 2 宋卫东 男 , 34 岁 , 副教授 , 博士 * 冶金局 九五重 点攻关项 目 圈 2 三维计算模型示意图 ( 单位 m ) F电 · 2 S k e t c h m a P o f 3D . u m e r i e a l a n a 加is m o d日 DOI: 10. 13374 /j . issn1001 -053x. 2001. 03. 027

·194· 北京科技大学学报 2001年第3期 底面限制垂直移动.上部施加岩体自重所产生 /1+sing (1) 的应力o,=-10.7Pa四；根据构造应力场特征，取 1+sine2csing f.=01-031-sing 水平应力a.=1.1o,o,=1.50.涉及的花岗岩和混 式中，0，分别是最大和最小主应力，c,p分别是 材料粘结力和摩擦角.花岗岩和C:混凝土的力 凝土属弹塑性材料，计算采用莫尔-库仑QMor- 学参数见表1. Coulomb)屈服准则，即： 表1岩体材料力学参数 Tablel Material mechanic parameters of rock mass 材料 p/(kg.m) E/MPa 泊松比v Om/MPa p/() a,/MPa g,/MPa 花岗岩 2640 48.3 0.25 25.5 39.4 164.3 8.3 C,混凝土 2500 28.0 0.20 5.57 36.5 17.00 1.7 3 模拟计算说明 -4.9MPa.围岩体的主要移动方向朝向垮落空 间，最大位移量为6.4mm.围岩塑性区分布在卸 分析剖面主要的位置如下：沿卸矿酮室底 矿硐室底板隅角处，深度约1m 板为X-Y剖面(x0),其中一-10m或=-20.4m, 加固后，围岩体应力集中程度明显下降，© 表示在卸矿酮室底板以下-10m或-20.4m处 下降到-30.6MPa,而且高应力区向卸矿阴室及 的水平剖面；(2)垂直于卸矿巷酮轴线、过加固 溜井围岩深部转移，卸矿闲室底板侧岩体处于 完成后的溜井中心的横向垂直剖面为X-Z剖面 相对较低的应力状态，特别是在溜井与卸矿阴 00);(3)平行于卸矿巷雨轴线、过卸矿雨室箱 室交接处的围岩应力集中得到明显改善.，下 形混凝土承载梁内侧箱壁的纵向垂直剖面为Y- 降到2.6MPa.由于卸矿确室混凝土承载梁对卸 Z剖面(=14m),分别如图3所示. 矿口两侧的水平支撑作用，围岩的位移主矢量 计算分两种典型工况进行：工况1为主溜 方向产生明显变化，最大移动量下降到0.86 井加固前岩体的力学状态；工况2为卸矿硐室 mm.同时，由于对卸矿口处底板岩体的锚固和 承载梁满负荷，托斗结构满载3600t的最危险 钢筋混凝土整体浇灌，使得卸矿酮室围岩塑性 情况下结构与围岩的力学状态 区由边缘向岩体内部转移.承载梁的两端位移 Ⅲ 矢量方向朝卸矿口内侧，在梁的中部，位移矢量 方向略朝溜井侧，其绝对错动位移小于1mm, (2)在X-Z(y0)平面上，加固前，岩体中的最 大主应力c,=-48.4MPa,主要集中在卸矿酮室的 侧墙，并随深度逐渐增加.在卸矿酮室外侧拱肩 处、卸矿酮室底板侧墙和溜井下部外侧围岩体 中，有不同程度的拉应力存在，o=3.66MPa.卸 矿酮室外侧拱肩处的位移量最大，达到878 xⅢ mm,卸矿酮室水平以上的岩体兼有垂直和水平 图3主要分析剖面位置图.-一X-Y剖面()；Ⅱ-Ⅱ一 方向的移动，溜井周围岩体则以水平方向运动 X-Z割面60)；Ⅲ-一Y-Z剖面(=1.4m) Fig.3 Main analysis place of sections 为主.塑性区主要分布在卸矿硐室的内侧边墙 岩体中，塑性区深度为1m. 4计算结果及分析 加固后，托斗以上部分井壁围岩最大主应 模拟计算汇总结果见表2. 力普遍下降，应力升高区向围岩内部转移，而托 (1)在XY(0)平面上，加固前，围岩体最大 斗下方井壁出现局部应力升高现象，，升到 主应力o=-39.2Pa(压为负，拉为正)，是该深 -51.7MPa.井壁边缘与托斗中的o=1.98MPa, 度岩体自重所产生应力的3.4倍，主要集中在卸 在托斗结构与井壁相接部位的剪应力较高.溜 矿硐室与溜井交叉点附近，是由开掘卸矿硐室 井围岩侧向运动得到了有效的控制，岩体移动 时形成的巷道围岩切向应力集中和溜井周边的 主要来自卸矿酮室的顶部，最大位移量为1.34 应力集中叠加而成.最小主应力（即拉应力） mm,混凝土梁有向硐室侧向下沉的趋势，最大 位移量约0.35mm.在卸矿爾室拱肩与溜井交接

北 京 科 技 大 学 学 报 20 1 年 第 3 期 底面限制垂直 移动 , 上部施加 岩体 自重所 产生 的应力犷 一 10 .7 M p a :;[] 根据构造应力场特征 , 取 水平应力氏 二 1 . l az , 坏 = 1 . 5氏 . 涉及 的花岗岩和混 凝土属弹塑性 材料 , 计算采用莫 尔一库仑 阿 。址 . e o ul om b )屈 服准则 口 , , 即 : , 一 。 一 。 糯 一 c2 勺德瓢 l() 式 中 , 伪 ,as 分别是最大和最小 主应力 , 。 , 价分别是 材料粘结力 和摩 擦角 . 花 岗岩和 C Z , 混凝土的力 学参 数见表 1 . 表 1 岩体材料力学参数 介 b le l M a t e r i a l m ce h a n ic P a ar m e t e sr o f 概k xn a s s 犷一呼à月ù、夕 材料 户 州一396 / ( k g . m 一 3 ) 刀侧田a 泊松比v ` . /M P a 时N田 a 凡工了J : n6 ,二. 花岗岩 C , 混凝土 2 64 0 2 50 0 4 8 . 3 2 8 . 0 0 . 2 5 2 5 . 5 0 . 20 5 . 5 7 丙伽印a 164 . 3 1 .7 0 3 模拟计算说明 分析剖 面主要 的位 置如下 : 沿卸 矿酮室底 板为羊了剖 面=(z 0) , 其 中 , 一 10 m 或产一 20 .4 m , 表示在卸 矿铜室底板 以下二 10 ` 或 一 2 .0 4扣处 的水平剖 面 ; ( 2) 垂 直于卸 矿巷铜 轴线 、 过加 固 完成后 的溜井 中心 的横 向垂直剖面为方斗z 剖面 沙句) ; ( 3 )平行 于卸矿巷用 轴线 、 过卸矿确室箱 形混凝土承载梁内侧箱壁的纵向垂直部面为卜 z 剖 面沪 L 4 m) , 分别如 图 3 所示 . _ 计算分 两种典 型工 况进行 : 工况 1 为主溜 井加 固前岩体 的力学状 态 ; 工 况 2 为卸矿铜室 承载梁满负荷 , 托斗结构 满载 3 6 0 t 的最危险 情况 下结 构与 围岩的力学状 态 . 科.g M Pa . 围岩体的主要移 动方 向朝向垮落空 间 , 最大位移量为 .6 4 n u n . 围岩塑性区分布在卸 口庄 [ 1 1且 1」匡田 瓢 羹}瓣}l 洲门峨 I暇恻朋 . l m l 侧蒸二不 … 不L日 l , 茸口闯 11m旧脚娜脚翻甲臼 . 目曰曰落主 任巨日 圈!姗田眺鱿翔峨用幸司目日川 广与勺日目 通l酬用 勇{裂H l睡馨蒸l 侧份州川 闷 林只l用不片 尸, 门节巴n , r 飞 r n亡们r 目 , . ,m口 矿确室底板隅角处 , 深度 约 l .m 加固后 , 围岩体应力集 中程 度明显下降 , 伪 下 降到 一 30 .6 侧田a , 而且高应力 区 向卸矿用室及 鬓方 向粼产生 明显变化摸, 最大移 动量翼下 降到 .0 86 ~ . 同时 , 由于对卸矿 口处底板岩体 的锚 固和 钢筋混凝土整体浇灌 , 使得卸矿铜室 围岩塑性 区 由边缘 向岩体 内部转移 . 承载梁的两端位移 矢量方向朝卸矿 口 内侧 , 在梁的中部 , 位移矢量 方 向略朝溜井侧 , 其绝对错 动位移 小于 1 ~ . (2 )在苏侧户0 )平面上 , 加 固前 , 岩体中的最 大主应力伪二一 48 .4 M P a , 主要集中在卸矿酮 室的 侧墙 , 并 随深度逐渐增加 . 在卸矿铜室外侧拱肩 、 卸 矿桐室底板侧墙 和溜井 下部外侧 围岩体 78卸 , 有不 同程度 的拉应力存在 , 仍弓 . “ M P a . 处中 矿碉 室外 侧拱 肩处 的位 移量最 大 , 达到 .8 圈 3 主要分析剖面位里图 . 卜1一刁卜 Y剖面卜司 ) ; n 袄H es 人共Z 剖面沙司) ; L J 一U -l 一」认Z 剖面仓= 1.4 m ) F i g J M a in a n a lys is P is ce o f s eC t i o n s 4 计算结果及分析 模拟计算汇总结 果见 表 .2 ( 1) 在-X (Y=Z 0) 平 面上 , 加 固前 , 围岩体最大 主应力伪= 一 39 .2 M P a ( 压 为负 , 拉为正 ) , 是该深 度岩体 自重所产 生应 力的 3 . 4 倍 , 主要集 中在卸 矿铜 室与溜 井交叉点 附近 , 是 由开掘 卸矿铜室 时形成 的巷道 围岩切 向应力集 中和溜井周边的 应力集 中叠加 而成 . 最 小主应力 ( 即拉应力 玩 ~ , 卸矿碉室水平 以上的岩体兼有垂直和水平 方 向的移 动 , 溜井 周 围岩体则 以水平方向运动 为主 . 塑性 区 主要分 布在卸矿铜 室 的内侧边墙 岩体 中 , 塑性 区 深度为 l .m 加 固后 , 托斗 以 上部分井壁 围岩最大 主应 力普遍 下降 , 应力升高 区 向围岩 内部转移 , 而托 斗 下 方 井 壁 出现 局 部 应 力 升 高现 象 两 升 到 一 5 1 . 7 M P .a 井壁边缘 与托斗 中的伪=1 . 98 M P a , 在 托斗结构 与井壁 相接部位 的剪应 力较高 . 溜 井 围岩侧 向运 动得 到了有效 的控 制 , 岩体移动 主要 来 自卸矿铜室 的顶部 , 最大位移量为 L 34 mnI , 混凝 土梁有向酮室侧 向下沉的趋势 , 最 大 位移量约 .0 35 ~ . 在卸矿俐室疾肩 与溜井交接

Vol.23 No.3 宋卫东等：程潮铁矿2主溜井加固工程稳定性数值分析 195· 表2加固前后围岩应力与变形汇总表 Table 2 Rock's stress and displacement before and behind reinforcement 工况 位置 最大位移量/mm /MPa oy/MPa X-剖面(z=0) 6.4 -39.3-0.76 -12.84.9 X-削面(z=-20.4m) 6.8 -48.7-1.87 -12.41.04 1 X-2剖面0y=0) 8.8 -48.4-4.64 -11.8-3.66 Y-Z剖面(x=0) 7.2 -40.3≈-5.3 -11.8-2.45 X-剖面z=0) 0.86 -30.6-3.8 -12.6-2.6 X-剖面z=-20.4m) 0.54 -31.0--0.16 -12.31.93 X-Z剖面y=0) 1.34 -51.7-8.1 -12.2-1.98 Y-Z剖面(x=1.4m) 1.22 -25.1-7.26 -11.6-2.86 部位围岩体，仍有少量的塑性区存在， 处理后，改善了围岩的受力状况，最大主应力和 (3)加固前，在Y-Z(x0)剖面上，主要在 拉应力明显降低，应力集中程度下降，应力高峰 御矿硐室水平-15m以下的溜井围岩中，最大 区向岩体内部转移.（②）加固后的溜井与卸矿雨 值为-40.3MPa.o在卸矿酮室顶部和底板溜井 室，岩体边缘不再产生塑性区，岩体的塑性区也 边缘岩体中有较大范围的发展，最大为2.45 向围岩深部转移，围岩移动量明显减小.(3)卸矿 MPa.卸矿硐室顶部以垂直下沉为主，卸矿硐室 硐室的混凝土梁有效地控制了卸矿口底板岩体 底板溜井围岩则以水平移动为主，最大移动量 的运动，使得该处岩体位移场主矢量更加流畅， 约7.2mm. 符合岩体稳定性的要求 加固后，在Y-Z(=1.4m)剖面上，卸矿酮室 下方溜井周边围岩体o,和σ均有所下降，压应力 5结论 的升高区向岩体内部转移，溜井斜坡处围岩的 (1)溜井围岩体在较大的水平构造应力环境 最大拉应力为2.86MPa.溜井侧墙的运动以水 中，因受反复冲击卸矿荷载作用使岩体强度降 平方向位移为主，最大移动量约1.22mm. 低；在卸矿酮室和溜井交叉处的岩体，以及卸矿 (4)加固前，在卸矿雨室底板-20.4m平面 酮室底板隅角岩体中有较高的应力集中区，导 上，岩体的受力状态基本不受卸矿酮室的影响， 致了溜井围岩体移动变形和垮落破坏. 周边岩体应力分布主要由井简垮落后的形状所 (②)托斗结构设计是合理和有效的，在最大 决定.在垮落井壁隅角处o=-48.7MPa.在井壁 载荷作用下，自身的强度与稳定性完全得到 边缘岩体内o=1.04MPa,但在岩体内的分布深 保证. 度和范围相对有所扩大.井简围岩仍然向垮落 (3)跨越卸矿酮室底板的箱形混凝土粱的结 的井筒空间方向移动，最大位移量为6.8mm,塑 构设计精巧，运用得当 性区明显减少 加固后，托斗结构和周围岩体的最大主应 参考文献 力G,下降到-31MPa,作用在卸矿硐室下方与托 】宋卫东，王金安，匡忠祥.程潮铁矿淹井前后采场溜 斗结构相接部位的岩体中，在该处的岩体位移 井稳定性数值分析.北京科技大学学报，2000,22(4)： 矢量变化较大，最大位移量0.54mm,并在该处 292 2于学馥，郑颗人，刘怀恒.地下工程围岩稳定性分析. 有1m左右的塑性区产生.在托斗结构及周围 .北京：煤炭工业出版杜，1983 岩体中的最大拉应力o=1.93MPa 3宋卫东，任天贵，赵国堂，等.小官庄铁矿-300m水平 由此得出以下结论：(1)溜井围岩经过加固 北运巷稳定性研究.金属矿山，1998(6：7 (下转207页)

从 1】 . 23 N 0 3 宋卫东等 :程潮铁矿 2 即主溜井加 固工程稳定性数值分析 衰 2 加 固前后围岩应力与变形汇总衰 介 b el 2 R OC ’k 8 st 代” a ” d di s P】a c e m e n t b e of er . nd b e bin d 碑加加 r c e m en t 工况 位置 最大位移量加 m al 八刃P a 即 M P a 兮月ù山八石,R. … `U 6 一ù月X 4 4 . ` 一, 凡é 、ù`, -x 1涪妇面伪, 0) 天斗1涪四面(z = 一 2 0.4 间 不赔组面伽= 0) 了召剖面 x( = 0) 不沼刘面 (z = 0) X- 赔0面(z = 一 2.0 4 m ) 尤硬涪四面伽= 0) J%暗目面x( 二 1 . 4 m) 0 . 86 一 3 .9 3 ~ 0 . 76 一 4.8 7 ~ 一 1 . 87 一 4 .8 4 ~ 一 4 . 64 一 4 0 . 3 ~ 一 5 . 3 一 3 0 . 6 ~ 3 . 8 一 3 1 . ) 一 0 . 16 一 5 1 . 7 ~ 8 . 1 一 2 5 . 1 ~ 7 . 2 6 一 1.2 8礴 .9 一 1.2 4 ~ 1 . 04 一 1 1 . 8 ~ 3 . 6 6 一 1 1 . 8~2 . 4 5 一 1.2 卜 2 . 6 一 12 , 3 ~ 1 . 93 一 12 . 2 ~ 1 . 98 一 1 1 . 6 ~ 2 . 86 部位 围岩体 , 仍有少量 的塑性 区存在 . ( 3 )加 固前 , 在 I仁 Z 仕= O )剖 面上 , 伪 主要在 卸矿 铜室水平 一 15 m 以下 的溜 井围岩 中 , 最大 值 为 一 4 .0 3 M p a . 仍在卸 矿铜室顶 部和底板 溜井 边 缘 岩体中有 较 大范 围 的发展 , 最 大为 2 .45 M Pa . 卸矿铜 室顶部 以垂 直下沉为主 , 卸矿酮室 底 板溜井 围岩则 以 水平移动 为主 , 最大移动量 约 .7 2 ~ . 加 固后 , 在 卜试 =x 1 , 4 m )剖面上 , 卸 矿铜室 下方溜井周边 围岩体 a ,和伪 均有所下 降 , 压应力 的升高 区 向岩体 内部转移 , 溜井斜坡处 围岩 的 最大拉应 力为 .2 86 M P a . 溜井侧墙 的运 动 以水 平方 向位 移为 主 , 最 大移动量 约 1 . 2 ~ . (4 ) 加 固前 , 在卸矿 铜室底板 一 20 .4 m 平面 上 , 岩体的受 力状态基 本不受卸矿铜室 的影 响 , 周边岩体应力分布主要 由井筒垮落后 的形状所 决定 . 在垮 落井壁 隅角处氏= 一 48 .7 M P a . 在 井壁 边缘岩体内伪=1 . 04 M P a , 但在岩体内的分布深 度和范 围相对有所 扩大 . 井 筒 围岩仍然 向垮落 的井筒空间方 向移动 , 最大位 移量 为 .6 8 ~ , 塑 性 区 明显减少 . 加 固后 , 托 斗结构 和周 围岩体 的最 大主应 力饥下降到 一 31 M p a , 作用在卸矿铜室下方与托 斗结构 相接部位 的岩体 中 , 在该处 的岩体位移 矢量变化 较大 , 最大位 移量 .0 54 ~ , 并 在该处 有 l m 左右 的塑性 区产 生 . 在托斗结构 及周 围 岩体 中的最大拉应 力伪月 . 93 M P a . 由此得 出以下结 论 : (l) 溜井围岩经 过加 固 处理后 , 改善 了围岩 的受力状况 , 最大主应力和 拉应力明显 降低 , 应力 集 中程度下降 , 应力高峰 区 向岩体 内部 转移 . (2 )加 固后 的溜 井与卸 矿酮 室 , 岩体边缘不再产生塑性 区 , 岩体的塑性 区也 向围岩深部转移 , 围岩移动量 明显减小 . (匀卸 矿 酮室 的混凝土梁有效地控制 了卸矿 口 底板岩体 的运动 , 使得该处岩体位移场 主矢量更 加流畅 , 符合岩体稳定 性的要求 . 5 结论 (l) 溜井 围岩体在较大 的水平构造应力环境 中 , 因受反复冲击卸矿荷载作用使岩体强度降 低 ; 在卸矿俐室和溜井交叉处 的岩体 , 以及卸矿 铜室底板 隅角岩体中有较高的应力 集 中区 , 导 致 了 溜井 围岩 体移 动变形和垮落 破坏 . (2 )托斗结构设计是合理和有效 的 , 在最大 载荷作用下 , 自身的强度 与稳定性完 全得 到 保证 . (3) 跨越卸矿铜室底板的箱形混 凝土梁的结 构设计精巧 , 运用 得当 . 今 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 . 北京科技大学学报 , 2 0 0 , 2 砰:) 29 2 2 于学馥 , 郑颖人 , 刘怀恒 . 地下 工程 围岩稳定性分析 . 北 京: 煤炭工业 出版社 , 19 83 3 宋卫东 , 任天 贵 , 赵国堂 , 等 . 小官庄铁矿一 3 0 m 水平 北运巷 稳定性研究 . 金属矿山 , 19 98 (6 :) 7 (下转 2 0 7 页)

Vol.23 No.3 吴铿等：熔脸还原合成渣中碳还原FezO,的发泡特性参数 ·207· 参考文献 版社，2000 1 Gudennau H W,Wu K,Stefan N,et al.Formation and 5 Hong L,Hirasawa M,Sano M.Behavior of Slag Foaming with Reduction of Iron Oxide in Molten Slag by Graphite. Effect of Slag Foaming in Smelting Reduction.Steel Re- ISIJ Int,1998,38(12:1339 search,1992,63(12):521 6吴铿，姚克虎，张炳哲，等.钢铁冶炼过程中内生气 2 Ito K,Fruehan R J.Foaming of Molten Silicates.Metall Trans,,1989,20B(4:509 源发泡性能方程.中国稀土学报，2000,18（增刊）：202 3 Wu K.Qian W,Chu S,et al.Behavior of Slag Foaming 7 Zhang Y,Fruehan R J.Effect of the Bubble Size and Chemical Reactions on Slag Foaming.Met Trans,1995,26 Caused by Blowing Gas in Molten Slags.ISIJ Interna- (B:803 tional,,2000,40(10):954 4吴铿.泡沫冶金熔体的基础理论.北京：冶金工业出 Foam Behavior Parameters for Foaming Caused by Reducing Fe2O,with Graphite in the Synthetic Slag of Smelting Reduction WU Keng,ZHANG Erhua,CHU Shaojun,CHENG Chunyuan,LI Hongmin,GUO Yinbo Metallurgy School,UST Beijing.Beijing 100083,China ABSTRACT The relationship between the foam height and time has been measured for foaming processes caused by reducing Fe2O,in smelting reduction synthetic slag.The foam behavior parameters under different condition were determined by means of experimental results and foam behavior equations.In this way,the fo- aming process caused by reducing Fe2O,in smelting reduction process could be described quantitatively.The results provide necessary basis for controlling the foam phenomenon in iron bath. KEY WORDS foaming slag;foam caused by reduction;smelting reduction;foam behavior parameter 米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米米 (上接195页) Stability in Reinforcement on No.2 Main Ore-Pass of Chengchao Iron Mine by Numerical Simulation SONG Weidong,GUO Liaowu) 1)Resources Engineering School,UST Beijing,Beijing100083,China 2)Chengchao Iron Mine,Ezhou 436051,China ABSTRACT According to the reinforcement plan on No.2 main ore-pass of Chengchao iron mine by the method of support funnel,it is analyzed by numerical simulation that is the stability in the mechanical state of surrounding rock and the local and whole structure before and behind reinforcement,The calculation result presents the theoretical basis for the choice and confirmation of the whole reinforcement plan. KEY WORDS main ore-pass;the method of support funnel;stability analysis;numerical simulation

、勺1 . 23 N 0 . 3 吴铿等 : 熔 融 还原 合成渣 中碳还 原 eF ZO 3 的发泡 特性 参数 一 20 7 . 参 考 文 献 1 G u d e n n a u H W, W U K , S te af n N , 以 a l . F o mr at ion an d E fe ct o f 51略 F o am in g in S m e it i n g 取d u ct i o n . Set e l eR · s e aer h , 1 9 92 , 6 3( 12 ) : 52 1 2 It o K , F uer han R J . F o am i n g o f M o let n S il i e aet s . M aet 1l 介阴s , 1 9 89 , 2 0B (4 ) : 5 09 3 WU K , Qi an W, C ho S , e t a l . B he va i o r o f s l a g F o am in g C au s e d by B l o w i n g G as i n M o l t e n S l a g s . I S U ntI e r n a . ti o n al , 2 0 00 , 40 ( 10) : 95 4 4 吴铿 . 泡 沫冶金熔体的基础理论 . 北京 : 冶金工 业出 版社 , 20 00 H o n g L , H i asr aw a M , S aon M . B e h a v lor o f s lag F o am ign w iht eR d u e t i o n o f ior n Ox i de in M o let n s l吧 by G r aP hi te . 15 1 1武 19 9 8 , 3 8( 12 ) : 1 3 3 9 吴 铿 , 姚克虎 , 张炳哲 , 等 . 钢 铁冶炼过程 中 内生气 源发 泡性能方程 . 中国稀 土学报 , 20 0 , 18( 增刊 ) : 202 Z h a n g Y, F ur e han R J . E fe ct o f ht e B u b bl e Si ez an d C he m i e a l eR act i o n s o n S lag F o am i n g . M e t T r an s , 19 95 , 2 6 毋) : 8 03 F o am B e h va i o r P a r a r n e t e r s fo r F o am i n g C au s e d b y eR d u e l n g F e 2 0 , w iht i n ht e S yn ht e ti e S l a g o f Sm e lt i n g eR du e ti o n 砰 U eK n g, 乙从咬刃 G D火“ a, C万 U hS a oj u ,n C月百 N G hC u yn u an, IL oH n g附 i,n G U O 枷 ob M e alt l u理守 S hc o o l , U S T B e ij ing , B e ij i n g 10 0 0 8 3 , C七in a A B S T R A C T hT e er l at ion s h iP b e wt e en ht e fo am he i hgt a n d t im e h a s b e en m e a s uer d fo r fo am i n g Pr o e e s s e s e au s e d by er du e ing F e Z O 3 in sm e it ing er du e t ion s y n th et i c 5 1铭 . T h e fo am b e h a v lor P a r a r n e t e r s u n d er id fe r e n t e o n d it on w er d et e n n l n e d 勿 m e an s o f e xP e r lm e n at l r e su it s an d fo am b e h a v lor e qu iat on s . I n ht i s w 职 出e fo - 田叮 I n g Pr o e e s s c au s e d by er du e in g Fe 2 0 , i n s m e it i n g r e du ict on Pr o e e s s e o u ld b e de s e ibr e d qu a n t lat i v e .lx hT e r e sul t s Por v ide en e e s s a yr b a s i s fo r e o n tr o llign t h e fo am Phe n o m e n o n i n l r o n b a t h . K E Y W O R D S fo am ign sl ag ; fo am c au se d by er d u c t ion ; sm e lt l n g er du ict o ;n fo am b he va ior p ~ e et r (上接 19 5 页) S t ab iliyt i n R e i n fo er e m e nt o n N o . 2 M a i n O r e 一 p a s s o f C h e gn e h ao l r o n M i n e b y N u m ier e a l S im u l at i o n ` 口刃 G 肠ido gn ,气 G UO L ia o w u)z l ) eR s o u 国c e s E n g in e e ir gn S e h o o l , U S T B e ij ing , B e ij ing l 0 0 8 3 , C 苗 n a Z ) C 卜e n g o h a o l r o n M运. , E hz o u 4 3 6 0 5 1 , C h ina A B S T R A C T A c o r d ing ot ht e er in fo r c e m e nt lP an on No .2 m ian oer 一 as s of C h e n g hc ao l r o n m in e by het m e ht o d o f s u PP ort if lll n e l , it 1 5 an a ly ez d by n 切m ier c a l s im u 1iat On ht a t 1 s het s abt il iyt in het m e c h an i e a l s at e o f s ur o u n d in g or e k an d ht e l o e a l a n d 加h o l e s仃u c t ur e b e fo r e an d b e h in d er in fo cr em e n t , Th e e a l e ul at ion r e s u it p r e s e nt s het ht e or e it e a l b a s i s for het hc o i e e an d e o n if mr iat on o f het w h o l e er i n fo r e e m e nt P lan . K E Y W O R D S m a in oer 一 a s s ; het m het o d o f s u P P ort 血阴 e l ; s t a b iliyt an l y s i s ; umn ier e a l s i mu l iat o n