首云铁矿-76 m水平大断面硐室施工及稳定性分析

胡书桥 李兵磊 李永兵 严成涛

(1.金诚信矿业管理股份有限公司；2.北京科技大学土木与环境工程学院)

首云铁矿-76 m水平大断面硐室施工及稳定性分析

胡书桥1李兵磊1李永兵2严成涛1

(1.金诚信矿业管理股份有限公司；2.北京科技大学土木与环境工程学院)

首云铁矿沙场矿区-76 m水平机修硐室位于地质图7～8勘探线，硐室上方区域存在F21和F33断层，围岩比较破碎，在开挖过程中，受应力释放和调整的影响，硐室稳定性较差。为此，采用导硐+天井、锚喷支护施工方案，基于3DEC数值模拟软件对开挖支护过程进行了数值模拟。结果表明，未支护前，硐室的最大位移量为60 mm，并出现楔形掉块，锚喷支护后，硐室最大位移量为7 mm，取得了较好的施工效果。

大断面机修硐室 导硐法施工 喷锚支护 稳定性分析

随着矿山无轨化的发展，地下机修硐室成为矿山井巷施工不可缺少的一部分。由于硐室埋深的加大、围岩破碎、裂隙发育等状况的出现，施工条件越来越复杂[1]。导硐法施工可以改善施工条件，同时可以有效地转移和释放围岩应力，扩大围岩承载圈，在保护围岩整体性的基础上提高围岩的承载能力[2]。但是，对于复杂地质条件下大断面硐室导硐法施工技术、导硐施工参数优化、二次支护结构优化设计、硐室稳定性评价与预测等方面还缺少成熟的理论和技术[3]。

本文采用3DEC数值模拟软件，通过理论分析与现场实测相结合的方法，对开挖前后硐室围岩的稳定性进行分析，对比施工前后硐室的应力应变情况，以围岩应力应变情况为依据，以力学分析为理论基础，利用反分析原理进行动态优化设计与施工。以期对同类硐室的设计、支护、施工等实际现场操作提供参考[4-5]。

1 工程地质概况

首云铁矿沙厂矿区周围属低山丘陵，地势最高320 m，相对高差200 m。矿区内矿石主要为磁铁石英岩型，围岩为各种片麻岩，矿体及顶底板围岩均较破碎，稳固性较差，矿区内构造尤其是断裂构造比较发育，小构造较多。

机修硐室位于7～8勘探线，F21断层位于7勘探线附近，倾向NNW，倾角70°～75°，走向70°；在矿区中部6～9勘探线，F33断层倾向SE，倾角70°～80°，走向45°,为高角度压扭曲性断层，围岩裂隙发育。

2 施工方案

采用天井至硐室顶部导硐施工，刷扩顶部成型并进行喷锚网支护，然后分层下降刷扩、支护，如图1所示。设计掘进4条措施天井，为顶部刷扩平行作业提供了便利，有效减少了人工扒渣量，同时在硐室拱顶通风方面也起到了一定作用。

图1 机修硐室(单位：mm)

以现有导硐顶板作为自由面，向上掘进4个措施天井，接近主硐室设计断面拱部位置；在轴向以小断面贯通整个硐室顶部。将小断面刷扩，拱部直接到达硐室设计拱顶轮廓，并及时按设计支护，以保证后续施工的安全。分次刷扩拱部，每次刷扩均达到设计规格，并及时支护。轴向上逐步推进，直至整个主硐室的拱顶全部刷扩并支护完毕。刷扩剩余措施天井井筒位置，使原导硐与上部已完成支护的拱顶连通。以渣堆为平台，分次向下刷扩墙部，并及时按设计支护。详细施工过程见图2所示。

图2 机修硐室施工方案流程(单位：mm)

硐室采用喷锚网支护，采用防水混凝土，喷混凝土厚150 mm，混凝土强度等级为C20，防水混凝土抗渗等级为0.6 MPa。采用水泥药卷锚固剂，φ20 mm×2.5 m钢筋锚杆，露出岩面120 mm，按1 m×1 m呈梅花型布置，钢筋网采用φ10 mm圆钢编制，网格尺寸为250 mm×250 mm。仓库区采用喷混凝土支护，厚100 mm，强度等级为C20。

3 硐室稳定性数值模型及参数选取

离散单元法(Distinct Element Method)由美国学者Cundall于1971年提出[6]，经过40余a的发展，应用范围越来越广[7]。与有限单元法相比，离散单元法采用显式求解，计算时间相对比较短，尤其适用于非线性以及大变形位移问题的计算与分析[8]。

3.1 计算模型

根据工程地质情况，选取最危险部分硐室为研究对象，计算模型尺寸为50 m(X轴)×3 m(Y轴)×60 m(Z轴)。矿体埋深约280 m，机修硐室净尺寸(宽×高)9.3 m×12.15 m；锚喷支护厚度 150 mm。建立3DEC原始地质数值计算模型如图3所示。

3.2 计算模型参数选取

根据地质勘查结果，该典型段岩层主要为斜长片麻岩和磁铁石英岩。根据岩石力学试验，岩石破坏后产生弱化，强度有所降低，采用莫尔-库仑(Mohr-Coulomb)强度准则：

τ=c+σtanφ,

(1)

图3 原始地质模型

式中,τ为正应力σ作用下的极限剪应力,MPa；c为岩石黏聚力,MPa；φ为岩石内摩擦角，(°)。

当拉应力超过材料的抗拉强度时，材料将发生拉破坏，节理面特性主要考虑其法向刚度和切向刚度。数值模拟计算采用的岩体力学及结构面参数见表1、表2。

表1 岩体物理力学参数

表2 结构面参数选择

3.3 数值模型及模型边界条件

以Z=60 m的面为应力边界面，施加垂直压应力，应力值为上覆岩层重量，并随深度增加而等梯度增加。在Z=0 m、X=-25 m、X=25 m、Y=-1.5 m 和Y=1.5m的面上均为位移边界，限制节点的位移。

在不考虑构造应力作用下，计算模型自重应力场分布如图4所示，应力场只受岩体自重的影响，主要表现为压应力随着深度的增加而增加。由图4可知，初始计算模型底部-312.15m处最大自重应力值约8.6MPa。

4 硐室稳定性数值模拟结果分析

4.1 围岩开挖影响分析

图5为硐室上方监测点的位移变化曲线，围岩产生较大的位移，约6cm，且位移向矿体开采后形成的临空面方向发展。

图6为硐室开挖后围岩位移分布情况。硐室左上方位移破裂区域最大，且以拉伸破坏为主；硐室顶板和地板均产生不同程度的拉伸破坏，局部出现剪切破坏。在临近地下空间时，最大主应力逐渐与临空面平行，而最小主应力逐渐消失为零。采场两帮岩体基本处于单轴压缩状态。在顶板和地板处，角度较小处形成了局部应力集中区，角度较大处形成了局部应力释放区。

图4 垂直方向应力分布

图5 监测点位移变化曲线

图6 Z方向位移云图

4.2 锚喷支护后围岩、锚杆及喷浆内衬受力状况分析

硐室开挖后及时采用锚喷支护，其中锚杆长度为2.5 m，喷浆厚度为150 mm。为了更好的研究支护后的效果，只考虑了位移变化情况。具体如图7所示。

由图7可知，硐室开挖后及时进行锚喷支护，锚杆起到了悬挂作用，锚杆最大沉降量为5 mm，在锚杆的有效范围内，有效抑制了围岩的位移。硐室支护后，硐室围岩Z方向最大位移量为7 mm，监测点位移量为5.8 mm，如图8、图9所示。沉降量的范围均在工程允许的标准范围之内,再次证明了采用锚喷支护的方案是安全有效的。同时，也证明了支护方案的合理性。

5 结 论

通过采用3DEC程序对硐室稳定性进行分析可知，支护前硐室的最大沉降为60 mm，其塑性区域影响范围较大。锚喷支护后，抑制了硐室的塑性变形，其最大沉降量为7 mm。揭示了硐室开挖后，硐室围岩的应力应变情况，为机修硐室开挖方案的确定提供了理论支持。

图7 锚杆位移云图

图8 监测点位移变化曲线

图9 支护后Z方向位移云图

通过对比支护前后硐室围岩应力应变的变化规律，可以有效预测工程稳定性的发展趋势，为决定维修加固的必要性和时机提供了可靠的理论与技术保障，可以大大降低工程造价、保证硐室的稳定和使用寿命，降低维修率，有效降低工程成本。具有显著的经济技术效益。

[1] 石广斌,李宁高.地应力下大型地下硐室块体变形特征及其稳定性分析[J].岩石力学与工程学报,2009,28(S1):2884～2890.

[2] 毛万发.锚喷网支护技术在大型硐室的应用[J].中国矿业，2007,16(12)：79-80.

[3] 齐军朋,孟 鑫,葛德志.深井大型硐室支护设计与施工[J].煤炭技术，2011,30(3)：127-129.

[4] 桂慧中.地下铜室围岩稳定及锚固分析[D].武汉:武汉大学，2005.

[5] 刘传孝.无人工作面开采坚硬顶板冲击运动的3DEC数值模拟研究[J].岩土力学,2004，25(S)：285-188.

[6] 王卫华,李夕兵,胡盛斌.模型参数对3DEC动态建模的影响[J].岩石力学与工程学报,2005，24(1):4790-4797.

[7] A John, Hudson. Engineering Rock Mechanics[M]. Redwood Books Press, 1997.

[8] 王泳嘉,刑纪波.离散单元法及其在岩土力学中的应用[M].沈阳:东北工学院出版社，1992.

Stability Analysis and Construction of the Chamber of Shouyun Iron -76 m Level Large Scale Section

Hu Shuqiao1Li Binglei1Li Yongbing2Yan Chengtao1

(1. Jinchengxin Mining Management Co., Ltd.;2. School of Civil and Environment Engineering,University of Science and Technology Beijing)

The -76 m level machine repair chamber in shachang mining area of shouyun mining is located between the exploration lines 7 and 8 F21and F33faults are existing above the regional chamber, and the surrounding rock is broken, in the process of excavation, under the condition of the stress release and adjustment, the stability of chamber is poor. Thus, the support construction program of pilot tunnels+patio and shotcrete is proposed, the process of excavation and support are numerical simulated by suing 3DEC numerical simulation software. The simulation results show that, before supporting, the maximum displacement of the chamber is 60 mm, while the maximum displacement chamber is 7 mm by taking the above supporting measures, so the perfect support effect is obtained. The research results in this paper can provide the basis for determining supporting parameters and construction of chamber under the similar engineering geological condition in non-coal mines.

Large section mechanical chamber, Construction by pilot-tunneling method, Shotcrete-bolt support, Stability analysis

2014-11-11)

胡书桥(1968—)，男，副经理，工程师，101500北京市密云县经济开发区水源西路28号。