General Remarks

Journal of the Korean Society of Mineral and Energy Resources Engineers. 31 December 2013. 902-917
https://doi.org/10.12972/ksmer.2013.50.6.902

ABSTRACT


MAIN

  • 서 론

  • 광산적용 암반분류의 발전

  • MRMR(Mining Rock Mass Rating)에 대한 고찰

  •   개요

  •   MRMR의 보정절차

  •   채광에 의한 응력

  •   풍화

  •   절리방향

  •   발파

  •   지하수

  •   암반강도기준

  • 석탄광 적용의 암반분류법

  •   CMRR(Coal Mine Roof Rating)

  •   독일의 암반평가시스템

  • 기타 광산 적용 암반분류법

  •   Stability graph method

  •   Critical span design method

  •   기타 분류법

  • 맺는말

서   론

암반분류는 복잡한 양상을 나타내는 암반의 성질이나 조건을 간결하게 표현하여 암반의 해석, 설계 그리고 시공을 효율적으로 진행시키는 역할을 하며, 토목공사, 채광과 관련된 일련의 기술자들이 대상의 암반에 대해 이해할 수 있도록 도와주는 수단으로 사용된다. 암반은 여러 종류의 불연속면을 가지는 불연속성 물체이며, 불연속면들이 암반의 강도, 변형성, 투수성 등의 암반물성을 좌우하기 때문에 암반을 대상으로 하는 모든 작업의 안전성을 위하여 불연속면의 상태를 정확하게 파악해야 한다. 암반평가를 실시하는 이유는 암석시험의 결과를 암반이라는 물체의 역학적 성질과 직접 연결시키기 어렵기 때문이다. 따라서 암반평가는 암반을 관찰하고, 여러 가지 현장시험을 통해 비교함으로써 복잡한 암반을 비슷한 거동의 집단으로 그룹화하거나 평점화하여 각 그룹의 특성을 이해할 수 있도록 해준다. 또한 암반분류법의 주요 목적은 과거의 경험을 기초로 하여 암반 고유의 성질을 정량화하고 암반에 작용하는 외부 응력조건이 어떻게 암반의 안정성에 영향을 주는 지를 조사하는 것이다. 이러한 과정들을 이해함으로써 다른 상황의 암반에 대한 거동을 예측할 수 있다. 암반분류 방법에는 간편하게 암반을 등급으로 분류하는 방법과 암반물성을 좌우하는 여러 가지 인자를 지수화하여 평점을 부여하는 다소 복잡한 정량적인 분류방법들이 있다.

여기서 다루고자 하는 지하광산에서의 암반분류법의 적용은 일반적인 터널과는 달리 지하갱도 및 채굴적의 체적, 유지시간, 공동의 수 등은 광산의 수명과 함께 계속적으로 변화된다는 점을 고려해야 한다는 것이다. 광산은 초기 개발시에는 대부분 안전하게 유지되지만, 광산운영 중에는 불안정성의 문제가 계속 발생하며, 마지막 폐광단계에서는 심각한 문제들이 발생될 수도 있다. 지하채광작업으로 채굴적의 체적이 계속적으로 증가되어 채굴적 주위에서 응력집중과 응력크기가 변하기 때문에 암반들이 탄-소성변형을 나타내고, 그 결과로서 공동주위에서는 균열이 발생하여 국부적인 쐐기블럭이나 넓은 범위의 파괴가 초래되어 불안정해 질 수 있다.

이 논문의 목적은 광산적용 암반분류에는 어떠한 것이 있으며, 우리가 널리 사용하고 있는 암반분류법들과는 어떠한 차이가 있으며, 어떻게 적용되는 지를 파악하여 차후 국내 광산적용을 위한 필요한 암반평가방법과 새롭게 개발할 경우에 필요항 정보를 제공하고자 한다. 특히 여기서는 MRMR에 대해서는 상세하게 소개한다.

광산적용 암반분류의 발전

현재 광산에서는 갱도나 채굴적의 안전성 평가를 위해 RMR(Bieniawski, 1973; 1989)이나 Q시스템(Barton et al., 1974; Barton, 2002)과 같은 널리 사용되는 일반적인 평가방법이 없기 때문에 기존의 암반분류법을 그대로 사용하거나 또는 광산의 특수 상황에 따른 경험적인 분류방법들이 개발되고 있다. 일반적으로 지하공동의 설계에 있어서 안정성 평가방법은 경험적, 관찰적 그리고 해석적인 방법으로 대별할 수 있다. 그러나 광산에서는 많은 불확실성 때문에 경험적인 방법과 수칙해석에 의한 채광설계가 많이 이루어지고 있다. 광산과 관련된 암반분류법은 1975년 Laubscher가 RMR에 발파와 채광에 따른 절리의 방향, 풍화정도, 유도응력 그리고 응력의 변화 등을 고려한 암반분류법인 MRMR(Mining Rock Mass Rating)의 처음으로 개발하였다. 이어서 Laubscher (1984)는 이 MRMR를 이용하여 실험실에서 구한 일축압축강도와 관련하여 설계 암반강도 개념을 도입하였고, 2001년에 Laubscher and Jakubec는 RQD를 제외하는 등 MRMR을 보완 수정하였다. 채광공동 설계 즉 갱도 및 채굴적의 폭과 관련된 Stability graph법을 Mathews 등(1981)이 처음으로 제안하였지만. 초기의 Stability graph법은 자료들이 제한적이었기 때문에 후에 수정보완 되어졌다. 주방식 채광법의 경우 문제가 되는 광주의 안전성에 대해 Esterhuizen 등(2006)는 RMR을 사용하여 광주를 평가하고, 광주에 대한 시각적인 광주분류를 시도하였다. Q 시스템을 광산에 적용하기 위한 노력은 앞에서 언급한 Mathews 등(1981) Stability graph 법외에도 Mikula 와 Lee(2003), Peck와 Lee(2007)등이 호주에서 지하 금속광산에도 적용한 경우가 있다.

RMR 과 Q 모두 주로 경암에서 굴진되는 터널에 적용하기 위해 개발되었기 때문에 함탄층 암석평가에 사용하도록 확장할 수 없었다. 따라서 함탄층 암석에 적용 할 평가시스템이 여러 연구자들에 의해 개발되었지만, 가장 인기 있는 분류시스템은 미광무국에 의해 개발된 CMRR (Coal Mine Roof Rating)이다(Molinda and Mark, 1994). CMRR은 미국과 호주에서 가장 널리 사용되며 또한 남아공, 캐나다, 영국에서 사용되어왔다. 가장 최근의 석탄광관련 분류시스템은 Whittles 등(2007)에 의해 제안 된 함탄층 분류(CMC, Coal Measure Classification)가 있다. 독일은 석탄광의 오랜 경험에서 개발된 석탄광을 위한 특히 고심도의 복수층을 대상으로 하는 독일자체의 암반평가시스템을 사용하고 있다(Witthaus and Polysos, 2007).

상기와 같이 광산조건에 적용할 수 있는 암반분류시스템은 2가지 형태의 접근방법이 시도되었다. 첫 번째가 지반공학적 조건과 하중조건을 포함하는 분류법으로부터 광산설계를 시도하는 방법으로 Laubscher(1975)에 의해 제안된 MRMR 같은 것이 있고, 두 번째 접근방법은 절리군에 따른 응력조건, 갱도의 방향과 같은 환경적인 조건을 무시하고 오직 암반에 따르는 요소들만 포함시켜 분류방법을 간소화하여 이것을 Q시스템과 RMR에 적용시키는 방법이다(Goel et al., 1995; Milne et al., 1998). 수정된 Q 시스템을 Q'이라하고 SRF에 1의 값을 적용시키고, RMR은 RMR´로 하여 절리의 방향요소를 제외시키는 방법들이다. Cummings 등(1982)와 Kendorski 등(1983)도 광산에 적용하기 위해 수정요소를 도입하였고, 이것을 MBR(Modified Basic RMR)이라고 하여 암반의 능력을 나타내는 지표로서 광산에 개설되는 공동의 형태가 무시되었다. Milne 등(1998)은 광산의 안정성문제는 채굴방향, 광산의 채광심도, 갱도의 굴착시점 등에 의존하기 때문에 광산에서 전술의 암반분류들의 접근방식을 따르는 경우 광산에서는 같은 암반일지라도 장소에 따라 복수의 암반분류값을 가질 수 있기 때문에 혼란이 생기거나 경우에 따라서는 그 값이 쓸모없는 값이 될 수 있다고 보고하고 있다.

국내에서는 광산을 대상으로 하는 암반분류의 적용이나 연구는 국내광업산업의 침체로 거의 이루어지지 않았고, 석회석 광산들이 노천채광에서 지하채광으로 전환되어 석회석광산의 갱도와 채굴적이 대형화되면서 안정성에 문제가 생기기 시작해 2000년대 초부터 석회석 광산을 대상으로 연구가 조금씩 수행되었지만(Sunwoo et al., 2003; Sunwoo and Jung, 2005; Rao et al., 2003) 여전히 답보상태에 있다.

MRMR(Mining Rock Mass Rating)에 대한 고찰

개요

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Fig. 1. Procedures of evaluating IRMR and MRMR(Laubscher and Jakubec, 2001).

MRMR(Laubscher 1975, 1977; Laubscher and Taylor 1976)은 광산적용에 있어서 기존 분류법보다 지하광산의 다양한 상황에 대한 보정에 대한 필요성에 의해 개발되었다. 이 분류법은 RMR의 개념은 현지암반의 평가에만 사용하고, 다른 상황들에 대해서는 광산설계에 사용될 수 있도록 보정할 수 있도록 되어있다. MRMR의 실제적인 설계적용은 개방된 채광장의 안정성, 광주설계, cavability의 결정, 지보선택, 공동과 파괴구역의 크기 등을 포함한다(Laubscher and Jakubec, 2001). IRMR(In-situ Rock Mass Rating)과 MRMR은 RMR과 구별하기 위해 암석시료의 일축압축강도(UCS, Unconfined Compressive Strength)로 정의되는 무결암강도(IRS, Intact Rock Strength), 암반내의 암석블록의 강도로서 정의되는 블록강도(RBS, Rock Block Strength), 절리군의 수와 각 절리군의 간격(JS, Joint Spacing)에 의해 좌우되는 블록의 크기, 절리의 공학적 특성에 의해 정의되는 절리조건(JC, Joint Condition)과 같은 4가지 기본요소들을 고려한다. Fig. 1은 IRMR과 MRMR을 결정하는 단계를 나타내며 RBS값에 JS와 JC값을 더함으로써 IRMR값을 계산한다. IRMR값이 결정되면 풍화, 절리방향, 채광에 의한 유도응력, 발파 그리고 지하수의 영향들을 고려하여 IRMR값을 보정함으로써 MRMR값을 결정하게 된다.

만약 무결암의 암석시료가 불연속면이 없이 균질하다면 무결암 강도 IRS값은 UCS값과 같다고 간주할 수 있다. 그러나 미세 균열, 엽리, 약한 광물쇄설물 등과 같이 내부의 결함구조인 연약대를 포함하여 시료가 불균질하면 Fig. 2의 도표를 사용하여 시료내 두 종류의 강도와 시료내 연약대의 백분율을 고려하여 보정된 IRS값을 결정하게 된다. 보정된 IRS값으로부터 암석블록강도 RBS (Fig. 3의 BS)를 구하기 위해서는 암석블록이 균질한지, 열극 및 맥을 포함하는지 여부를 판단한다. 만약 암석블록이 열극이나 맥을 포함하지 않는 균질한 암석블록의 RBS는 시료코어 혹은 수작업으로 채취한 작은 시료크기에 대해 큰 시편효과를 보정하기 위해 80% 감소된 IRS값을 적용한다.

만약 시료내에 열극과 맥들이 존재하면, 미터당 맥의 수와 모스경도 값을 기초로 Fig. 3의 도표를 사용하여 보정한다. 열극, 맥 및 열극-맥을 갖는 암석블록은 구조들의 마찰성질과 수에 따라 암석블록의 강도가 감소되기 때문에 모스경도 값이 맥과 열극 충전물의 마찰특성을 정의하기 위해 사용된다. 5 이상의 모스경도 값은 중요성이 떨어지기 때문에 모스경도 5까지만 사용된다. 맥 및 열극 충전물은 모암보다는 일반적으로 더 약하기 때문에 개방 열극 또는 맥은 1의 값이 부여된다. 따라서 모스경도의 역의 값을 취하고 미터당 열극/맥의 빈도를 곱한다. 이것은 서로 다른 암반들 사이의 상대적인 연약함을 반영하는 보정요소 http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICCA33.gif가 된다.

일단 BS값이 설정되면 일치하는 평점은 Fig. 4의 도표를 이용한다. 절리간격(JS)에 대한 평점은 개방절리에 대해서는 Fig. 5의 도표를 사용하여 결정한다. Laubscher 와 Jakubec(2001)는 3개 이상의 절리군은 절리군을 3개로 감소시켜 사용했다. 이전의 논문에서는 RQD와 절리간격 또는 빈도/m를 사용하는 옵션이 있었지만, 이것들을 사용하지 않는 것은 열극/맥 빈도의 조건은 암석블록강도계산의 일부이기 때문에 중복을 피하기 위한 것이다. 따라서 절리간격의 평점은 35로 감소되었고 오직 개방절리에 대해서만 언급된다. Fig. 5의 하나 및 두 개 절리군의 절리에 대한 평점은 이전 논문의 도표와 약간 차이가 있다. 만약 고결된 절리가 독립된 절리군을 형성하고 고결물의 강도가 모암의 강도보다 약할 경우 고결 절리는 암반강도에 영향을 미치기 때문에, 개방절리에 대한 평점은 Fig. 6의 도표를 이용하여 하향조정 한다. 절리조건(JC)에 대해서는 암반에 하나의 절리군만이 분포한다면, JC의 최대 평점 40은 관련된 요소들과 일치시키기 위해 하향조정 된다(Table 1). 하나이상의 절리군에서는 최대와 최소의 평점을 갖는 절리군으로부터 등가의 평점을 결정하기 위하여 Fig. 7의 도표를 사용한다.

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Fig. 2. Evaluating an equivalent IRS value in the intact rock (Laubscher and Jakubec, 2001).

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Fig. 3. Adjustment factor for RBS as a function of the Moh's hardness of the fillings and the frequency of the veins within the rock block (Laubscher and Jakubec, 2001).

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Fig. 4. Rating values for BS (Laubscher and Jakubec, 2001).

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Fig. 5. Rating for open joint spacing (Laubscher and Jakubec, 2001).

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Fig. 6. Adjustment factor for cemented joints where the strength of the cement is less than the strength of the host rock (Laubscher and Jakubec, 2001).

Table 1. Joint condition adjustments for a single joint set (Laubscher and Jakubec, 2001)

Characteristics of the joints

Adjustment %

of 40

A: Roughness at a large scale

Wavy-multidirectional

1.00

Wavy-unidirectional

0.95

Curved

0.90

Straight/slight undulations

0.85

B: Roughness at a small scale (200 × 200 mm)

Rough-stepped/ irregular

0.95

Smooth-stepped 

0.90

Slickensided-stepped 

0.85

Rough-undulating 

0.80

Smooth-undulating

0.75

Slickensided-undulating 

0.70

Rough-planar 

0.65

Smooth-planar 

0.60

Slickensided-planar

0.55

C: Alteration of the rock walls

The rock wall is altered and weaker than the filling

0.75

D: Gouge fillings

Gouge thickness < amplitude asperities of the rock wall

0.60

Gouge thickness > amplitude asperities of the rock wall

0.30

E: Cemented structures/filled joints (infill weaker than rock wall)

Hardness of the infill:5

0.95

4

0.90

3

0.85

2

0.80

1

0.75

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Fig. 7. Estimating an equivalent rating for JC when the rock mass contains more than one joint set (Laubscher and Jakubec, 2001).

MRMR의 보정절차

MRMR값은 IRMR값에서 풍화, 절리방향, 채광에 의한 유도응력, 발파와 지하수의 영향에 대한 보정이 이루어지며(Fig. 1), IRMR값과 결정된 보정요소의 곱으로 계산된다. 여기에서 보정은 두 개의 등급을 초과해서는 안 된다고 언급되어 있고, 명확하지 않은 것은 하나의 보정이 다른 보정을 대체 할 수 있다는 것이고, 총 보정은 모든 보정의 곱일 가능성은 없다고 되어 있다. 예를 들어, 나쁜 발파보정은 낮은 응력영역에 적용되는 것이지만, 높은 응력영역에서 응력으로부터의 손상은 발파의 손상을 초과 할 수 있기 때문에 유일한 보정은 채광에 의한 유도응력이 된다. 절리방향 및 채광에 의한 응력보정은 서로를 보완하는 경향이 있다. 보정의 목적은 지질전문가, 암반공학 및 광산기획 기술자들을 위해 IRMR값을 조정하는 것이고, MRMR값은 특정 광산 상황에 RMS를 반영하는 현실적인 숫자가 된다.

채광에 의한 응력

채광에 의한 유도응력의 보정요소들은 도표화 되지 않았다. 공동의 기하학적 구조와 방향의 결과로서 채광구역 또는 국부적인 응력의 재분배를 나타낸다. 현지응력의 방향, 크기 및 비는 응력측정 또는 응력분석으로부터 알 수 있다. 만약 응력이 충분히 높은 경우 최대 주응력은 박리현상, 광주파괴, 연약대의 변형 및 소성흐름을 발생시킬 수 있다. 연약대의 변형은 낮은 응력수준에서 경암 영역의 파괴를 유도할 수 있다. 응력보정요소는 최저 60%에서 최고 120%의 범위에서 평가되며, 이들 평가를 위해서는 지하채광작업에서의 상당한 경험이 요구된다. 공동에 대한 큰 각도의 압축응력은 암반과 내재된 공동의 안정성을 증가시키기 때문에 보정값이 120%, 낮은 각의 응력은 전단파괴를 일으키기 때문에 70%의 보정값이 할당된다. 암석파괴를 일으키는 높은 응력에 대한 보정은 60% 정도로 낮출 수 있다. 이런 전형적인 예는 응력이 낮은 지역에서 RMR이 60이었던 암반이 응력이 높은 지역에 있는 같은 암반의 RMR이 40으로 분류되는 경우이다. 이것은 40의 값이 RMR이 아니라 MRMR이며, 이 경우 보정은 67(=40/60)%인 것이다.

풍화

Table 2. Adjustment factors for the effect of weathering (Laubscher and Jakubec, 2001)

Degree of weathering

Time of exposure to weathering (years)

0.5 

1

2

> 4

No weathered (fresh)

1.00 

1.00 

1.00 

1.00

1.00

Slightly weathered

0.88

0.90

  0.92 

0.94

0.96

Moderately weathered

0.82

 0.84

 0.86

0.88 

0.90

Highly weathered

0.70 

0.72 

0.74 

0.76

0.78

Completely weathered

0.54 

0.56

 0.58

0.60 

0.62

Residual soil

0.30

0.32

  0.34

0.36 

0.38

Table 3. Adjustment factors for the effect of joint orientation (Laubscher and Jakubec, 2001)

No. joints

defining the block

No. block faces inclined from vertical

JC rating

0-15

16-30 

31-40

3

3

0.70 

0.80

0.95

2

0.80 

0.90

0.95

4

4

0.70 

0.80

0.90

3

0.75 

0.80

0.95

2

0.85

0.90

0.95

 5

0.70 

0.75

0.80

4

0.75 

0.80

0.85

0.80

0.85

0.90

0.85 

0.90

0.95

l

0.90 

0.95

암종에 따라 쉽게 풍화되는 경우 공동의 크기와 수명 그리고 지보설계의 측면에서 고려되어야 한다. 풍화보정은 풍화가 노출된 표면과 절리의 충전물을 변화시킴으로써 RMS의 예상되는 변화를 나타내지만 암석에서의 기존의 풍화상태를 언급하지 않는다. 왜냐하면 IRS에 의해 보정이 되고, 또한 RBS에 의해서도 보정될 수 있기 때문이다. 풍화에 의해 영향을 받는 두 가지 항목은 RBS와 JC일 수 있다. RBS는 열극 및 맥의 풍화와 무결암의 풍화 침투에 의해 영향을 받는다. 시추코어는 풍화과정의 좋은 지표를 제공하지만 코어의 표면이 코어체적에 비해 크기 때문에 그 결과는 보수적이다. Table 2는 풍화정도와 시간에 따른 풍화의 보정치를 나타낸다.

절리방향

굴진공동의 모양, 크기 및 방향은 암석블록의 안정성 측면에서 암반거동에 영향을 미친다. 블록의 수직축에 대한 절리들의 방향성과 마찰특성 그리고 암석블록 바닥의 노출상태가 안정성에 상당한 영향을 미친다. 보정은 절리의 수, 경사 및 마찰특성의 함수이다. 저각의 절리가 전단파괴가 되기 쉽기 때문에 절리보정은 고립시에는 검토될 수 없는 반면에 급경사 절리는 보정될 수 있다. Table 3의 절리방향의 보정은 JC 평점에 따라 정의됨으로써 낮은 마찰표면의 영향을 반영하기 위해 변경이 되었다. 굴진에 대해 어떤 각도를 갖는 전단대 방향에 대한 보정은 0°-15°은 76%, 16°-45°은 84% 그리고 46°-75°은 92%가 된다. 절리의 경사방향으로 굴진하는 갱도막장이 지보가 더 쉽기 때문에 역경사 방향의 굴진보다 바람직하다. 조밀한 간격의 절리들 중 한 개 절리군에 대해 굴진이 역경사 방향으로 이루어질 때는 90%의 보정이 이루어진다.

발파

발파는 새로운 균열을 생성하고 기존의 절리와 균열을 개방시켜 암반의 강도를 감소시킬 수 있다. 시추는 갱도벽면 암석의 성질 측면에서는 100% 표준으로 간주된다. 여러 광산에서의 경험에 의해 암반이 막장에서는 안정하지만, 후방 25m에서는 열화가 발생하는 것으로 나타난다. 양호한 발파는 일부 응력완화를 허용하여 안정성을 향상 시킬 수도 있지만 발파에 의한 보정은 Table 4와 같이 추천된다.

Table 4. Adjustment factors for the effect of blasting (Laubscher and Jakubec, 2001)

Blasting technique

Adjustment factor, ABLAST

Mechanical excavation/boring

1.00

Smooth-wall blasting

0.97

Good conventional blasting

0.94

Poor blasting

0.80

Table 5. Adjustment factors for the effect of water (Laubscher and Jakubec, 2001)

Water condition

Adjustment factor, AWATER

Moist

0.95-0.90

Water inflows 25-125 L/min,

water pressures 1-5 MPa

0.90-0.80

Water inflows >125 L/min,

water pressures >5 MPa

0.70-0.80

지하수

지하수는 일반적으로 지질구조를 통해 RBS 및 마찰의 감소 그리고 유효응력을 감소시켜 암반강도를 감소시킬 수 있다. 지하수에 대한 보정은 Table 5와 같다. 영구 동토지역에서 얼음은 암반을 강화시킬 수 있지만 얼음의 양과 온도에 따라 달라진다. 얼음의 크리프 거동 때문에 강도는 일반적으로 시간과 함께 감소한다. 이것에 대한 보정은 100%에서 120%까지 실시된다.

암반강도기준

Laubscher의 강도기준은 암반의 강도기준과 설계암반의 강도기준인 2 가지가 있으며, 둘 다 지하채광에서의 사용을 위한 것이다. 암반강도(RMS, Rock Mass Strength)는 JS와 JC의 역할이 포함되어야 하기 때문에 IRS 및 IRMR으로부터 유도된다. 암반의 강도는 그 지역 IRS의 수정된 평균값보다 더 높을 수 없다. IRS는 작은 시료의 시험으로부터 측정되며, 암반은 큰 시료이기 때문에 IRS를 강도값의 80%까지 감소시킨다. RMS는 RBS에서 파생되었으며 RMS를 구하는 수식은 식 (1)과 같고, 이 식은 이전의 논문(Laubscher, 1990)에서는 RQD 값 등이 고려되어 이루어진 공식과는 약간의 차이가 있다.

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http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICCD48.gif (1)

설계 암반강도(DRMS, Design Rock Mass Strength)는 MRMR에 대한 RMR과 관련되어 앞에서 언급된 보정계수들에 의해 감소된 RMS이다. DRMS는 지하채광의 특별한 환경에서 구속되지 않은 암반강도이다. 채광작업은 암석표면을 노출시키기 때문에 공동주변의 안정성에 영향을 주며, 이것의 범위는 공동의 크기와 관련되어 암반의 파괴를 제외하고는 불안정성은 암석표면으로부터 전파되어 진다. 광산환경과 관련된 보정은 DRMS를 구하기 위하여 RMS에 적용된다. 예를 들어 RMS가 40 MPa, RMR이 50이고 MRMR이 40인 경우 DRMS는 32 MPa (DRMS = RMS × MRMR/RMR = 40 × 40/50 = 32)가 된다.

RMR과 MRMR 값의 조합은 소위 ‘보강잠재력(rein-forcement potential)’을 결정한다(Table 6). 보정계수 적용 전에 높은 평점을 갖는 암반은 특별한 보강잠재력을 갖지만, 굴착 후에는 MRMR 값이 어떤 값을 갖든지 높은 RMR값을 갖는 암반은 록볼트로 보강될 수 있다. 그에 반해 굴착 후에 MRMR 값이 RMR 값과 많은 차이가 나지 않을지라도 낮은 RMR값을 갖는 암반에는 록볼트는 적당하지 않다(보강에 대해서는 낮은 잠재력을 가짐). 암반에 대한 보정계수의 개념은 굴착 전후에 매우 효과적이며, 이 개념은 국부적인 변화에 대한 보정을 고려한다.

Table 6. Support pressure for decreasing MRMR (Laubscher, 1990)

RMR

1A

1B

2A

2B

3A

3B

4A

4B

5A

5B

MRMR

← Rock reinforcement-plastic deformation →

1A

1B

2A

2B

a

a

3A

b

b

a

a

3B

b

b

b

b

b

d

4A

r

r

c

c

c

d

d

4B

d

e

f

f

c+l

5A

f/g

h+f/p

h+f/l

h+f/l

5B

h+f/p

f/p

t

t

Rock reinforcement

a. Local bolting at joint intersections

b. Bolts at 1 m spacing

c. b and straps and mesh if rock is finely jointed

d. b and mesh/steel-fibre reinforced shotcrete bolts as lateral restraint

e. d and straps in contact with or shotcreted in

f. e and cable bolts as reinforcing and lateral restraint

g. f and pinning

h. Spilling

I. Grouting

Rigid lining

j. Timber

k. Rigid steel sets

l. Massive concrete

m. k and concrete

Low deformation

n. Structurally reinforced concrete

Yielding lining, repair technique, high deformation

o. Yielding steel arches

p. Yielding steel arches set in concrete or shotcrete

Fill

q. Fill

Spalling control

r. Bolts and rope-laced mesh

Rock replacement

s. Rock replaced by stronger material

t. Development avoided if possible

석탄광 적용의 암반분류법

CMRR(Coal Mine Roof Rating)

RMR과 Q시스템은 주로 경암에서 굴진되는 터널에 적용하기 위해 개발되었기 때문에 직접 함탄층 암석의 평가에 사용하는 데는 문제가 있다. 따라서 함탄층 암석에 적용 할 몇 가지 평가시스템들이 여러 연구자들에 의해 개발되었다. 가장 인기 있는 분류시스템은 미광무국에 의해 개발된 암반분류법이 석탄광 천반평가법(CMRR)이다(Molinda and Mark, 1994, 1996). 이 시스템은 1994년 이후의 경험을 바탕으로 2003년에 재개정 되었다(Mark and Molinda, 2003). CMRR은 미국의 석탄광에서 지보선택, 체인탄주 설계, 확장 막장의 안정성 평가 등 여러 목적으로 가장 널리 사용되는 분류시스템이다. 그리고 천반 볼트시스템 분석(ARBS, Analysis of Roof Bolt Systems)은 미국의 석탄광에서 초기지보 시스템으로 천반볼트의 선택지침을 제공하기 위해 CMRR으로부터 개발된 경험적인 방법이다. Gadde 등 (2007)은 지보설계를 위해 Peabody광산에 ARBS를 적용하여 ARBS 예측이 현장조건과 잘 일치하였음을 보이고 있다. 그러나 지보선택을 위해 독립적으로 ARBS 만을 사용하지 않고, ARBS을 이용해 지보량을 예상하고 다음에 수치해석으로 적절한 보강시스템을 선택하고 있다. 0에서 100까지의 값을 갖는 최종 CMRR값을 구하기 위해 평점들을 합산하는 것은 RMR과 유사하며, CMRR과 무지보 구간 및 무지보 유지기간들의 관계는 RMR의 의해 결정된 것과 대략적으로 비교할 수 있도록 되어있다. CMRR은 미국과 호주에서 가장 널리 사용되며 남아공, 캐나다, 영국에서도 사용되어왔다. 가장 최근의 석탄광 분류시스템은 Whittles 등(2007)에 의한 함탄층 분류(CMC, Coal Measure Classification)이다.

CMRR 평가에 필요한 자료수집 및 CMRR 계산은 천반낙반 등에 의한 지하 노출면 또는 시추코어로부터 결정될 수 있다. 따라서 CMRR은 두 가지 버전 즉 야외용(Molinda and Mark, 1994)과 시추코어용(Mark et al., 2002)이 있다. 야외용 CMRR에서는 시각적 관찰이 중요하기 때문에 다소 주관적인 반면에, 시추코어용 CMRR은 코어 실험에서 결정된 매개변수 및 측정으로부터 계산되어 덜 주관적이다. 어느 경우든 측정이 되는 1차적인 요소들은 무결암의 일축압축강도, 층리 및 기타 불연속면의 특성(간격과 연속성)과 전단강도(점착력과 거칠기), 암석의 수분 민감도 그리고 볼트간격내의 강한 층의 존재이다. 시추코어용에서 불연속면들의 평점은 절리간격 및 점하중 강도에 의해 결정된다. CMRR의 결정은 두 단계로 이루어지며 먼저 광산천반은 구조적인 단위(Structural unit)로 분할하고 각 단위별로 단위평점(Unit ratings)을 결정한다(Fig. 8). 구조적인 단위는 일반적으로 하나의 암석층을 포함하지만, 공학적 특성이 유사한 경우에는 여러 암석층이 함께 일괄 처리될 수 있다. 두 번째 단계에서 CMRR은 볼트간격 내(각 단위들은 층 두께에 의해 가중치가 계산됨)의 모든 단위평점을 평균하고 적절한 보정계수를 적용함으로써 결정한다. 최종평점을 결정하는 요소들은 볼트간격 내의 강한 층, 단위의 수, 지하수의 존재, 그리고 위에 있는 약한 층들로부터의 추가하중의 존재들이다. 두 번째 단계의 단위평점은 지하 또는 코어에서 수집된 자료와 관계없이 동일하다. CMRR의 개발에서 중요한 가정 중 하나가 층리면이 탄광에서는 주요한 불연속면이라는 점이다. 층리면은 거의 준수평이거나 수평으로 지층의 방향은 천반의 안정성에 영향을 주는 중요한 요소가 아니기 때문에 CMRR에서 불연속면의 방향이 취급되지 않는다. 단층경면(slickenside)과 같은 불연속면은 고려가 되지만 방향은 고려되지 않는다.

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICCE14.gif

Fig. 8. Flowchart for the CMRR(Molinda and Mark, 1994).

CMRR은 대부분의 상황에서 천반성질의 정량화가 잘 이루어지는 것으로 판단되고 있다. Molinda 와 Mark(1994)는 천반의 역량에 대해 CMRR < 45(연약 천반), CMRR = 45~65(보통 천반), CMRR > 65(강한 천반)으로 분류를 제안하였다. 미국의 경우 석탄광자료의 75%가 연약 또는 보통의 범주에 속하며, CMRR의 평균은 약 53이다(Hill, 2007). 호주에서 CMRR값의 일반적인 범위는 15-70이고, 1990년대 후반 호주자료의 86%가 연약 또는 보통의 범주에 속하고 장벽식 채탄장의 평균값은 약 50으로(Colwell, 1998) 미국보다 낮은 값을 나타낸다.

CMRR은 다음과 같은 분야는 적용되었음을 볼 수 있다.

-가장 잘 알려진 CMRR의 적용은 장벽식 광주안정성 분석(ALPS, Analysis of Longwall Pillar Stability)에 의한 광주설계의 적용이었고(Mark et al., 1994), ALPS는 수년 동안 미국의 장벽식 채탄장에서 광주의 크기를 결정하기 위한 표준기술로 사용되었다.

-확장된 채탄구획의 안정성 평가

-장벽식 채탄장의 운반갱도 설계(호주)

-CMRR에 기초한 적절한 볼트 간격, 길이 및 용량을 선택하기 위한 지침으로 사용되었고, 그 결과들은 ARBS라는 컴퓨터 프로그램으로 구현되었다.

-복수의 석탄층 채광

-천반낙반의 평가(남아공)

-지반조건의 비교기준(캐나다)

독일의 암반평가시스템

독일의 암반평가시스템은 경질탄을 채탄하는 석탄광에 대해서, 특히 고심도의 여러 석탄층을 대상으로 하는 광산과 지보시스템의 적용을 위해 개발되었다(Witthaus and Polysos, 2007). 암반평가의 목적은 암질의 등급 결정뿐만 아니라 지보의 등급을 결정하는 것이다. 평가시스템의 목적이 지보크기에 대한 기본적인 정보를 제공하는 것이기 때문에, 현지응력과 여러 탄층을 채탄함으로써 유도되는 응력 둘 다를 고려한다. Deutsche Steinkohle AG(DSK)에 의해 개발된 평가시스템은 21개의 평가요소를 포함하며, 이 시스템은 3년 이상 모든 DSK광산에 적용되었다. 암반분류에 의해 결정된 분류번호(Class number)는 암질에 대한 정보와 상세한 지보설계에 필요한 필수 정보를 제공한다. 그러나 이 하나의 값만으로 운반갱도의 수렴을 예측하는 것은 불가능하다. 이것은 여러 분류요소들을 분석해야하고, 운반갱도 운용 중에 수렴되는 변형에 대한 측정이 여전히 필요하다는 것을 의미한다. 독일 암반평가시스템은 지반공학적 분석 및 응력과 운반갱도의 수렴에 대한 지반공학적 예측 둘 다를 포함한다. 응력수준의 예측은 여러 탄층의 개발에 의해 생기는 응력장의 수치해석을 기반으로 한다. 장벽식 채탄과 개갱동안의 운반갱도 수렴과 변형을 예측하는 시스템은 1960년대부터 수집되어온 측정치들에 대한 경험적인 분석을 기반으로 한다.

평가 시스템은 개별적으로 평가되는 21개 평가요소가 실제적인 지질 및 암석역학 조건들을 표현하기에 충분하며, 현재의 이용 가능한 조사방법에 의해 결정될 수 있다고 하지만, 다른 평가법들보다 많은 평가요소들이 포함되어있어 현장적용에 어려움이 많을 것으로 판단된다. Fig. 9는 평가작업을 위한 챠트를 나타내며, 21개의 평가요소들은 각각 다섯 평점등급(A-E)으로 다시 분류되어 있음을 볼 수 있다. 각 요소의 평점은 수치 평가지표를 나타내며, 전체적인 평점을 구하기 위해 21개 개별 평가지표가 합산이 되며 최대값은 약 1,200점에 이른다. 평점의 총합에 따라 ‘안정한 암반(stable rock)’에서 압착성 암반(squeezing rock)’ 까지 5 등급으로 분류되며(Table 7), 암반등급에 따라 다른 형태의 지보대책이 할당된다(Table 8). 암반등급이 증가함에 따라 암질이 저하되기 때문에 운반갱도에 대한 지보량이 증가하게 된다. Table 8은 다른 성질의 암반에 필요로 하는 록볼트의 양을 나타내며, 이 예는 폭 6.4 m와 높이 4.5 m의 아치형 운반갱도의 예를 나타내는 것이다.

Table 7. Rock classification and rock types(Witthaus and Polysos, 2007)

Rating index

Class 

Rock type

Up to 80...

Ia

Stable rock:

Local displacement, closed joints and bedding elements (separation planes)

Up to 131..

lb

Up to 196...

lla

Caving rock:

Local displacement and sporadic caving areas up to decimeter size in the roof and the upper sides, particular separation planes

Up to 264...

llb

Up to 304....

llla

Friable rock:

Increased separation results in displacements and caving up to meter size, separation planes pronounced and partially opened

Up to 347..

lllb

Up to 434...

lVa

Very friable rock:

High density of jointing and intensive transaction results in regular displacement caving up to 1 m sliding gravity wedges

Up to 521...

lVb

Up to 621...

Va

Squeezing rock:

Local gouge zones and squeezing areas, opened separation plane, high density of separation and intensive transaction, loosening of strata, and high mobility of gravity wedges

> 621

Vb

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICCF2E.gif

Fig. 9. German mining standard rock mass rating matrix (Witthaus and Polysos, 2007).

Table 8. Required bolting density for support depending on rock mass quality

Rock mass quality

Bolting density in bolts/m2 of bolted roof and side

Number of bolts per meter of roadway length

Support resistance of bolting pattern (kN/m2)

Stable 

0.8 

6.5 

231

Caving 

1.3 

10.5 

370

Friable

1.6 

13 

463

Very friable

2.0 

15.6 

552

Squeezing 

2.4 

19 

678

기타 광산 적용 암반분류법

Stability graph method

채광장에서 갱도와 공동크기의 설계를 위해서 Mathews 등(1981)이 Stability graph 법을 제안하였지만, 초기의 Stability graph법은 북미지역 광산의 깊은 심도의 경암 암반의 급경사 채광공동들을 대상으로 한 것으로 자료들이 제한적이었다. 따라서 후에 많은 학자들에 의해 자료가 확대되면서 수정보완 되었다(Povin et al., 1988; Nickson, 1992; Steward and Forsyth, 1995; Sunwoo et al., 2005). 이 방법은 안전한 채광공동의 규격을 결정하기 위하여 Q시스템을 보완하여 사용하였으며, Q 시스템의 4개 요소(RQD, Ja, Jn, Jr)는 그대로 사용하고 지하수저감요소(Jw)와 응력저감계수(SRF)를 1로 정의하여 구한 값인 Q'를 사용한다. 이 Stability graph는 안정성 계수와 수리반경(Hydraulic radius) 또는 형상계수(Shape factor)로 도식화되며 Fig. 10과 같이 안정지역(Stable zone), 잠재적 불안정지역(Potentially unstable zone), 잠재적 붕락지역(Potentially caving zone)으로 구분하였다. Povin 등(1988)은 Stability graph법의 평점 보정요소들을 재정의 하여 수정 Stability graph법을 제안하였고, Fig. 10(b)과 같이 수리반경과 수정된 안정성 계수로 도식화 하여 좁은 폭의 전이지역, 안정 및 붕락지역으로 구분하였다.

Mathews 등(1981)에 의해 제안된 안정성 계수(stability number) N은 식 (2)와 같다.

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICCF7D.gif (2)

여기서, 요소 A는 응력계수로서 암반의 안정성을 감소시키는 높은 응력의 영향을 고려하는 것이다(Fig. 11(a)). 이 값은 무결암의 일축압축강도 값을 공동표면에 평행하게 유도되는 최대 응력치로 나눈 값으로 정의된다. 요소 B는 절리방향보정계수로서 고려대상의 공동표면과 불연속면의 방향성이 미치는 영향에 관한 것이다(Fig. 11(b)). 요소 C는 지표면 방향계수로서 분석대상 표면의 방향과 관련된다. 공동의 수직벽에는 8의 값과 수평의 천정에 대해서는 1의 값이 주어진다(Fig. 11(c)). 이 계수는 근본적으로 수평의 천정에 비해 수직벽이 더 안정하다는 것을 반영한다.

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICCFBD.gif

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICD00C.gif

(a) Original Mathews stability graph

(b) Potvin's modified Mathews stability graph

Fig. 10. Mathews stability graph.

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICD04C.gif

(a) factor A

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICD0AA.gif

(b) factor B

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICD109.gif

(c) factor C

Fig. 11. Adjustment factors for determination of Mathews stability number (Mathews et al., 1981).

수리반경(HR) 혹은 형상계수(S)는 안정성 평가를 위해 객관적이며 보다 더 정확성을 높이기 위해 공동의 모양과 크기의 영향을 도입한 것으로 공동의 둘레에 대한 공동의 단면적의 비로 정의되며 식 (3)과 같다.

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICD1C6.gif (3)

여기서, W는 공동의 폭, H는 공동의 높이를 나타낸다.

Critical span design method

한계 공동폭의 설계방법(critical span design method)은 Lang 등(1991)이 개발하였다. 이들은 cut and fill 채광법의 갱도 안정성 평가를 위해 RMR과 한계 무지보 공동폭을 도식화하였다(Fig. 12). 한계 공동폭은 노출된 공동내에서 그릴 수 있는 최대원의 직경을 나타낸다. 여기서 공동의 한계너비는 바로 노출된 공간에서 공동이 안정조건에 도달하기 위한 주변 암반과 관계된다. 이와 같이 한계 공동폭의 설계방법은 공동의 설계에 있어 무지보 최대 공동폭을 결정할 수 있는 간단한 보조수단으로 사용될 수 있다. 절리방향요소는 사용하지 않았고, 절리의 경사가 30°이하이면 RMR값에서 10점 감점 높은 응력이나 rock burst의 경향이 있는 암반조건에서는 20점을 감점시킨다.

http://static.apub.kr/journalsite/sites/ksmer/2013-050-06/N033050061385/images/PICD293.gif

Fig. 12. Assessment of stability for surveyed unsupported cavern based on critical span graph (Lang et al., 1991).

기타 분류법

Q시스템을 이용한 광산적용 암반분류법은 앞에서 언급한 Mathews 등(1981)의 Stability graph법외에도 Mikula와 Lee(2003)는 호주 Mt. Charlotte 금광에서 Q시스템을 적용하였다. 이들은 Q시스템에서 적절한 응력감소계수(SRF)가 사용이 되고 응력장 이방성에 대한 허용오차가 이루어진다면, 지반 지보대책을 위한 적절한 설계도구가 될 수 있다고 보고하고 있다. 또한 Peck 와 Lee(2007)는 호주에서 지하 금속광산의 적용하여 수평광산의 개발을 위한 지보와 보링굴착에 의한 수갱의 안정성 평가에 사용하였다. 광산에 설치된 지보들에 대해 Q시스템과 관련된 지보압력 계산식을 사용하여 경험적 예측치와 실제 설치된 지보들의 수치들을 비교하여 지보용량 계산에 사용하였다. 대구경의 레이즈 보링 수갱의 실제 성능은 Q값의 수정된 Qr 값(McCracken and Stacey, 1989)을 사용하여 실험적인 안정성 평가와 실제성능과 비교하였다.

Hoek(1994) 그리고 Hoek와 Brown(1997)에 의해 제안된 GSI(Geological Strength Index)는 암반의 강도를 추정할 수 있는 암반의 구조의 형태와 절리의 거칠기와 변형정도에 의해 표시되는 불연속면의 표면적인 조건에 의존한다. GSI는 암반에서의 터널, 사면, 기초 설계를 위한 수치해석에 대한 암반의 특성에 대한 신뢰할 수 있는 입력자료의 요구를 충족하기 위해 암반공학에서 개발되었다. 장점중의 하나가 수치해석에 필수적인 암반의 강도와 변형계수를 결정하는 데 쉬운 수단을 제공한다는 것이다. 따라서 GSI는 암반의 특성을 정량화할 수 있도록 허용하여 엔지니어링의 불확실성을 감소시키기 때문에 암반공학분야에서 상당한 잠재력을 가질 수 있는 것으로 간주되고 있다. 광산적용에서의 GSI는 암반을 분류하는 목적보다는 갱도, 채광장, 광주 등을 구성하는 암반의 특성을 파악하기 위해 사용된다(Martin and Maybee, 2000; Sunwoo et al., 2004; Marinos et al., 2006, 2007).

Esterhuizen 등(2006)은 주방식 채광법을 사용하는 석회석 광산에서, Lane 등(1999), Krauland 와 Soder(1987) 그리고 Pritchard 와 Hedley(1993)등에 의해 광주를 대상으로 개발된 방법과 유사하게 RMR 암반분류법을 사용하여 광주를 평가하였다. 광주의 조건은 지질구조의 영향과 응력과 관련된 균열들을 고려하여 육안관찰에 의해 시각적인 광주분류를 시도하였다. 평가는 두 가지 범주로 나누어 이루어 졌고, 첫 번째가 광주응력 평점(Pillar Stress Rating)으로 Fig. 13(a)와 같이 무결암을 관통하는 열극과 관련된 응력의 영향을 나타낸다. 두 번째는 지질구조 평점(Geological Structure Rating)으로 Fig. 13(b)와 같이 블록의 이완을 결정하는 절리, 지질구조를 따라 일어나는 블록 슬라이딩 혹은 연약대를 따라 일어나는 압착과 같은 광주모양에 대한 지질학적 영향을 나타낸다.

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(a) Pillar Stress Rating

(b) Geological Structure Rating

Fig. 13. Pillar condition (Esterhuizen et al., 2006).

맺는말

분류 시스템은 어떤 지침을 줄 수는 있지만, 미세한 세부사항에서는 지질전문가의 도움이 필요하다. 암반은 불행히도 이상적인 패턴을 따르지 않기 때문에 어느 정도의 판단이나 해석이 필요하다. 암반을 평가함에 있어서 지질전문가의 전반적인 도움과 함께 광산전체에 대해 큰 변화가 없는 비슷한 특성을 갖는 구역들로 나누는 것이 중요하지만, 모든 광산상황을 정확하게 파악할 수 없기 때문에 기술자는 자신의 경험적인 판단을 사용하는 경우도 많이 있게 된다. 따라서 광산에서의 채광설계는 여러 형태의 불확실성 때문에 경험적인 방법과 더불어 수칙해석의 도움을 받아 채광설계가 이루어지게 된다. 터널의 경우 건설이 이루어지고 나면 형태가 변하지 않지만 광산의 경우는 채광활동과 더불어 갱도가 계속적으로 개설되고, 채광장이 끊임없이 변하여 주변환경 즉 지반내의 채굴적과 같은 지하공동들의 체적이 변하고 이에 따라 응력의 크기나 방향 등의 조건이 끊임없이 변화한다. 또한 지보가 이루지지 않는 대부분의 갱도와 채굴적에서는 새롭게 노출된 표면에서는 풍화가 진행되어 절리표면과 절리의 충전물에서 변화가 일어나 불연속면의 특성이 변한다. 또한 굴진과 채광에 따라 반복되는 발파도 암반의 동적거동에도 영향을 주고 새로운 균열의 형성과 기존의 불연속면에 영향을 주어 암반강도의 감소 등으로 넓은 범위에 걸쳐 불안정해 질 수 있다.

RMR 과 Q 모두 주로 경암에서 굴진되는 터널에 적용하기 위해 개발되었기 때문에 함탄층 암석평가에 사용하도록 확장할 수 없어 석탄광에 적용할 평가시스템이 개발되었다. 그러나 이것들도 주로 수평층과 심부의 여러 개 석탄층을 동시에 개발할 때 생기는 문제점들을 해결하기 위해 개발되었음 볼 수 있다. 그러나 국내에서는 가행되고 있는 석탄광도 많지 않고 대부분 경사탄층인 상황에서는 기존의 분류법의 적용도 쉽지 않을 것이다. 독일과 같이 석탄광에서 오랜 경험에 의한 자료의 누적이 있었다면 자체의 암반평가시스템을 개발할 수 있겠지만 우리는 석탄광에서의 암반특성에 관한 자료나 공학적 자료들이 전무하기 때문에 새로운 분류법의 개발도 어려운 상황이다.

광산에서는 갱도나 채굴적의 안전성 평가를 위해 RMR이나 Q시스템과 같이 널리 사용되는 일반적인 암반분류방법이 없기 때문에 기존의 암반분류법을 그대로 사용하거나 필요로 하는 갱도 및 채광장의 크기, 지보의 선택, 광주의 설계 등과 같은 광산의 특수상황에 따라 기존의 암반분류법을 이용하거나 새로운 경험적인 분류방법들이 개발되어야 하는 상황이다. 앞에서 언급된 MRMR 분류시스템은 실제로 RMR 분류법의 분류요소와는 작업에 있어서 상당히 차이가 있음을 볼 수 있다. MRMR은 토목분야와 달리 광산에서 암반분류법과 익숙하지 않은 환경에서 RMR이나 Q시스템보다 사용이 어렵기 때문에 국내 광산에서의 적용은 현재로서는 쉬워 보이지 않는다. 그나마 국내에서는 광산개발이 가장 활발한 석회석 광산이 환경문제로 노천채굴에서 지하채광으로 전환이 되면서 갱도 및 채광장의 안정성 문제와 광주의 크기 문제 그리고 차후에 발생될 수 있는 지표침하와 관련되는 연구의 필요성 때문에 일부 연구가 수행되었다. 그러나 이 연구들은 거의 단속적인 연구만이 수행되었고 연속성 있는 연구는 이루어지지 않고 있는 실정이다.

광산의 안정성문제는 채굴방향, 채광심도, 굴착시점 등에 의존하기 때문에 광산에서 같은 암반일지라도 장소에 따라 여러 암반분류값을 가질 수 있기 때문(Milne et al., 1998)에 혼란과 광산에서 쓸모없는 암반분류값을 산출할 수 있다고 했다. 광산조건에 적용할 수 있는 암반분류시스템의 접근방법은 일반적으로 지반공학적 조건과 하중조건을 포함하는 분류법으로부터 광산설계를 시도하는 방법으로 MRMR 같은 것이 있고, 다음으로 두 번째 접근방법은 절리군에 따른 응력조건, 갱도의 방향과 같은 환경적인 조건을 무시하고 오직 암반에 따르는 요소들만 포함시켜 분류방법을 간소화하여 이것을 Q시스템과 RMR에 적용시키는 방법이다.

따라서 국내광산의 현 사정을 고려한다면 우리가 광산적용 암반분류법을 개발함에 있어서는 전자의 방법보다는 후자의 방법을 따라 우선적으로 쉽게 적용을 하고 점차적으로 개선해나가는 방법이 바람직하다고 본다.

Acknowledgements

본 연구는 한국지질자원연구원 국가연구개발사업인 ‘녹색성장형 광산개발을 위한 시설물 갱내화 및 환경 모니터링 기술개발’의 일환으로 수행되었습니다.

References

1
Barton, N., Lien, R. and Lunde, J., 1974, “Engineering Classifications of Rock Masses for the Design of Tunnel Support,” Rock Mech., Vol. 6, No. 6, pp. 189-236.
2
Barton, N., 2002, “Some new Q-value correlations to assist in site characterization and tunnel design,” Int. J of Rock Mech. Min Sci, Vol. 39, No. 2, pp. 185-216.
3
Bieniawski, Z.T., 1973, “Engineering classification of rock masses,” Trans S. Afr Inst Civ Eng, Vol. 15, No. 12, pp. 335-344.
4
Bieniawski, Z.T., 1989, “Engineering Rock Mass Classifications,” John Wiley & Sons., p. 251.
5
Colwell, M.G., 1998, “Chain pillar design: calibration of ALPS,” Australian Coal Association Research Program, final report: ACARP project C6036.
6
Cummings, R.A., Kendorski, F.S. and Bieniawski, Z.T., 1982, “Caving rock mass classification and support estimation,” USBM-RI:J0100103.
7
Esterhuizen, G.S., Iannacchione, A.T., Ellenberger, J.L. and Dolinar, D.R., 2006, “Roof stability issues in underground limestone mines in the United States,” In: Proceedings of the 25th Int. Conf. on ground control in mining, pp. 354-361.
8
Gadde, M.M., Rusnak, J.A. and Mark, C., 2007, “An integrated approach to support design in underground coal mines,” Proceed. of Int. Workshop on Rock Mass Classification in Underground Mining, Information Circular 9498, NIOSH Publication, pp. 49-56.
9
Goel, R.K., Jetwa, J.L. and Paithankar, A.G., 1995, “Indian Experiences with Q and RMR systems,” Tunneling and Underground Space Technology, Vol. 10, No. 1, pp. 97-109.
10
Hill, D., 2007, “Practical experiences with application of the coal mine roof rating (CMRR) in Australian coal mines,” Proceed. of Int. Workshop on Rock Mass Classification in Underground Mining, IC9498, NIOSH Publication, pp. 65-72.
11
Hoek, E., 1994, “Strength of rock and rock masses,” ISRM News, Vol. 2, No. 2, pp. 4-16.
12
Hoek, E. and Brown, E.T., 1997, “Practical estimates of rock mass strength,” Int. J. of Rock Mech Min Sci., Vol. 34, No. 8, pp. 1165-1186.
13
Kendorski, F.S., Cummings, R.A., Bieniawski, Z.T. and Skinner, E.H., 1983, “Rock mass classification for block caving mine drift support,” In: Proceedings of the 5th ISRM, Melbourne, Australia, pp. 51-63.
14
Krauland, N. and Soder, P.E., 1987, “Determining pillar strength from pillar failure observations,” Eng. Min. Journal, Vol. 8, pp. 34-40.
15
Lane, W.L., Yanske, T.R. and Roberts, D.P., 1999, “Pillar extraction and rock mechanics at the Doe Run Company in Missouri 1991 to 1999,” Proceedings, 37th Rock Mech. Symp., Balkema Rotterdan, pp. 285-292.
16
Lang, B., Pakalnis, R. and Vongpaisal, S., 1991, “Span design in wide cut and fill stope at Detour Lake Mine,” 93rd Annual General Meeting, Canadian Institute of Mining, Vancouver, Paper No. 142.
17
Laubscher, D.H., 1975, “Class distinction in rock masses,” Coal, Gold, Base minerals S. Afr., Aug., Vol. 23.
18
Laubscher, D.H., 1977, “Geomechanics classification of jointed rock masses-mining applications,” Trans. Inst. Min. Metall., Vol. 86, pp. A1-A7.
19
Laubscher, D.H., 1984, “Design aspects and effectiveness of support system in different mining conditions,” Trans. Inst. Min. Metall., Vol. 93, pp. A70-A81.
20
Laubscher, D.H., 1990, “A geomechanics classification system for the rating of rock mass in mine design,” J. of South African Institute of Mining and Metallurgy, Vol. 90, No. 10, pp. 257-273.
21
Laubscher, D.H. and Taylor, H.W., 1976, “The importance of geomechanics classification of jointed rock masses in mining operations,” Proceedings of the Symp. on Exploration for Rock Engineering. Johannesburg, South Africa.
22
Laubscher, D.H. and Jakubec, J., 2001, “The MRMR rock mass classification for jointed rock masses,” Underground Mining Methods: Engineering Fundamentals and Int. Case Studies, Society of Mining Engineers, AIME, New York, pp. 474-481.
23
Marinos, P., Hoek, E. and Marinos, V., 2006, “Variability of the engineering properties of rock masses quantified by the geological strength index: the case of ophiolites with special emphasis on tunnelling,” Bull Eng Geol Env., Vol. 65, pp. 129-142.
24
Marinos, P., Marinos, V. and Hoek, E., 2007, “The geological strength index (GSI): a characterization tool for assessing engineering properties for rock masses,” Proceed. of Int. Workshop on Rock Mass Classification in Underground Mining, IC 9498, NIOSH Publication, pp. 87-94.
25
Mark, C., Chase, F.E. and Molinda, G.M., 1994, “Design of longwall gate entry systems using roof classification,” In: Mark C, Tuchman RJ, Repsher RC, Simon CL, eds. New Technology for Longwall Ground Control; Proceedings: U.S. Bureau of Mines Technology Transfer Seminar. Pittsburgh, PA: U.S. Department of the Interior, Bureau of Mines, SP01-94, pp. 5-17.
26
Mark, C., Molinda, G.M. and Barton, T.M., 2002, “New developments with the coal mine roof rating,” Proceedings of the 21st Int. Conference on Ground Control in Mining. Morgantown, WV, West Virginia University, pp. 294- 301.
27
Mark, C. and Molinda, G.M., 2003, “The coal mine roof rating in mining engineering practice,” Proceedings of the 4th Underground Coal Operators’ Conference. Carlton, Victoria, Australia: Australian Institute of Mining and Metallurgy.
28
Mathews, K.E., Hoek, D.C., Wyllie, D.C. and Stewart, S.B.V., 1981, “Prediction of stable excavation spans for mining at depths below 1000m in hard rock,” CAMMET, Report DSS Serial No. OSQ80-00081.
29
Martin, C.D. and Maybee, W.G., 2000, “The strength of hard-rock pillars,” Int J Rock Mech Min Sci., Vol. 37, pp. 1239-1246.
30
McCracken, A. and Stacey, T.R., 1989, “Geotechnical risk assessment of large diameter raise-bored shafts,” Shaft Engineering, Inst Min Met, pp. 309-316.
31
Mikula, P.A. and Lee, M.F., 2003, “Confirmation of Q classification for use at Mt. Charlotte mine,” In: Proceedings of the 1st Australasian Ground Control in Mining Conference, Australia, Nov., pp. 179-183.
32
Milne, D., Hadjigeorgiou, J. and Pakalnis, R., 1998, “Rock mass characterization for underground hard rock mines,” Canadian Tunneling, Vol. 13, No. 4, pp. 383-391.
33
Molinda, G.M. and Mark, C., 1994, “Coal mine roof rating (CMRR): a practical rock mass classification for coal mines,” Pittsburgh, PA, U.S. Department of the Interior, Bureau of Mines, IC9387.
34
Molinda, G.M. and Mark, C., 1996, “Rating the strength of coal mine roof rocks,” Pittsburgh, PA: U.S. Department of the Interior, Bureau of Mines, IC 9444. NTIS No. PB96-155072.
35
Nickson, S.D., 1992, “Cable support guidelines for underground hard rock mine operations”, M.A. Sc. Thesis, Department of Mining and Mineral Processing, University of British Columbia, p. 343.
36
Peck, W.A. and Lee, M.F., 2007, “Application of the Q-system to Australian underground metal mines,” Proceed. of Int. Workshop on Rock Mass Classification in Underground Mining, IC9498, NIOSH Publication, pp. 129-140.
37
Potvin, Y., Hudyma, M. and Miller, H.D.S., 1988, “Design guidelines for open stope supprot,” CIM Bulletin, Vol. 82, No. 926, June, pp. 53-62.
38
Pritchard, C.J. and Hedley, D.G.F., 1993, “Progressive pillar failure and rockbursting at Denison Mine,” Rockburst and seismicity in mines, Young (ed.). Balkema, Rotterdam.
39
Rao, K.U.M., Sunwoo, C., Chung, S.K., Choi, S.O., and Jeon, Y.S., 2003, “The Suggestion of rock mass classification systems for stability of underground limestone mines- A case study,” J. Korean Society for Rock Mechanics, Vol. 13, No. 5, pp. 421-433.
40
Steward, S.B.V. and Forsyth, W.W., 1995, “The Mathews method for open stope design,” CIM Bulletin, Vol. 88, No. 992, pp. 45-53.
41
Sunwoo, C., Rao, K.U.M., Chung, S.K., Choi, S.O. and Jeon, Y.S., 2003, “A study for optimum mine opening dimension of underground limestone mines by the rock mass classification,” KIGAM Bulletin, Vol. 7, No. 4, pp. 37-48.
42
Sunwoo, C., Jung, Y.B. and Rao, K.U.M., 2004, “Application of geological strength index(GSI) for the classification of underground limestone mines,” Proced. of Int. Symp. on Rock engineering: Theoty and Practice, EUROCK 2004, pp. 465-470.
43
Sunwoo, C. and Jung, Y.B., 2005, “Stability assessment of underground limestone mine openings by stability graph method,” J. Korean Society for Rock Mechanics, Vol. 15, No. 5, pp. 369-377.
44
Whittles, D.N., Reddish, D.J. and Lowndes, I.S., 2007, “The development of a coal measure classification(CMC) and its use for prediction of geomechanical parameters,”, Int J Rock Mech Min Sci., Vol. 44, No. 4, pp. 496-513.
45
Witthaus, H. and Polysos, N., 2007, “Rock mass classification in German hard-coal mining: standards and application,” Proceed. of Int. Workshop on Rock Mass Classification in Underground Mining, IC9498, NIOSH Publication, pp. 141-151.
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