锚杆间距对大型硐室围岩支护效果的数值模拟研究

柳小波，陈世金，张 坤，张兆仁，李家明

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.鞍钢集团矿业设计研究院，辽宁 鞍山 114004)

锚杆间距对大型硐室围岩支护效果的数值模拟研究

柳小波1，陈世金1，张 坤1，张兆仁2，李家明2

(1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；2.鞍钢集团矿业设计研究院，辽宁 鞍山 114004)

某矿山计划将部分地面生产流程转移至地下硐室中进行，通过工程类比法确定矿体围岩为Ⅲ～Ⅳ类岩体，围岩稳定性较差，严重威胁地下硐室群的稳定性。锚杆支护作为地下工程中最重要的支护手段之一，被应用于各种围岩与不利地质环境中，文章结合某矿山可行性研究，利用FLAC3D软件，以围岩变形、塑性区范围和锚杆所受最大应力为参考指标，模拟不同间距的锚杆支护系统对硐室群围岩稳定性的影响，通过综合分析确定了最佳的锚杆间距范围，对矿山后续设计及施工具非常重要的实用意义。

深部开采；锚杆支护；数值模拟

目前，我国大部分金属矿山位于地形条件相对较好的地区，地质探查网度高，探查和开采深度都停留在500m以上范围，这部分矿产资源可称之为浅部矿产资源。浅部矿产资源随着不断开采，储量已经趋于枯竭。随着近些年勘查深度的加大，已探明500m深度以下的矿产资源储量丰富，同时根据最新的成矿理论研究和深部定位预测验证结果均表明，地下500～1500m深度见矿范例众多，表明我国大陆深部蕴藏着潜力巨大的矿产资源[1]。以本溪亿众鑫矿业公司为例，埋藏在1000m以下，储量31亿t；随着深部开采的推进，地下硐室特别是硐室群稳定性的问题日益突出，大型硐室群的失稳甚至会导致大规模地压的发生，盘古山钨矿就曾出现过大规模的地压活动[2]。因此研究大型硐室群的支护手段对于矿山企业的施工安全和运营具有重要意义。

作为地下工程中最重要支护手段——锚杆支护，其被应用于各种围岩与不利地质环境下。特别是近年来，为了解决深部及复杂困难巷道支护难题，又开发出高预应力、强力锚杆支护技术[3，4]，锚杆支护不仅可以对关键块体进行加固，同时可以提升围岩的整体稳固性，特别是在大型硐室中，利用锚杆支护将表层松动围岩与内部稳定性岩体进行“固化”，在硐室表层形成一个较为坚固的“组合拱”，控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏，尽量使围岩处于受压状态，抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现，最大限度地保持锚固区围岩的完整性，提高锚固区围岩的整体强度和稳定性[5]。目前锚杆主要分为机械式、粘结式与混合式，其中粘结式是最为常见与有效的。而系统锚杆间距多根据硐室围岩的完整性情况而定，目前系统锚杆间距一般为0.5～3m，而且在布置时主要分为梅花形，四边形与马牙型布置方式，其中梅花形与四边形在我国大型地下硐室群中采用最多。为了确定锚杆间距对于某矿山硐室群围岩支护效果的影响，在计算时分别设计了0.5m，1m，1.5m与2m间距的四边形布置方式计算工况。通过数值模拟估算出合理的锚杆间距范围，以便为后续生产施工提供理论指导。某矿大型地下硐室群三维模型和系统锚杆模型分别如图1、图2所示。

图1 某矿山硐室群三维模型

图2 某矿山硐室群系统锚杆模型

1 工程概况

某矿山矿床为单一层状直立盲矿体，地表覆盖层厚50～100m，走向延长2450m，矿体平均厚度49m。控制延深为150～600m，向下仍有较大的延深，均超过-700m标高。设计圈定储量6317.9万t，利用储量4713.59万t，平均地质品位TFe33.62%。本矿床的矿石为需选的原生磁铁贫矿(磁铁石英岩)。按矿物组成划分，矿石自然类型主要为磁铁石英岩型，其次为透闪阳气磁铁石英岩型等。按构造划分，矿石以条带状构造为主，块状构造次之；上下盘围岩以石英绿泥片岩为主，有时含黑云母，其次为绿泥黑云变粒岩及石英岩、石英或绢云母千枚岩(辽河群盖层)，此外还有绢云绿泥片岩或绿泥片岩。矿体围岩除辽河群千枚岩不整合覆盖在矿体顶部外，其余围岩与矿体产状一致，为整合接触，在局部地段见有断层接触。由于构造作用等，见有微裂隙错动和挤压破碎现象，使软弱层及夹层较发育，致使矿体与上下盘围岩稳固性较差，稳固程度降低。因此，为了硐室施工工作安全以及硐室的长期稳定性考虑，需要对硐室围岩进行锚杆支护。

2 锚杆间距对围岩稳定性影响的数值模拟分析

2.1 模型的建立

根据初步设计阶段提供的设计方案，某矿山地下硐室群包含五个主要硐室，由ANSYS软件建立三维模型，划分网格，然后导入到FLAC3D软件中进行计算，计算模型节点共计12万个，实体单元63万个。由于硐室群的布置具有三维特性，为了消除边界约束对计算结果的影响，计算模型的左右边界为5倍的硐室跨度，其底部边界也为5倍的硐室跨度，模型上部边界直至地表。模型的局部坐标系为：X轴为垂直于5#硐室的轴线方向，Y轴为平行于5#硐室的轴线方向，Z轴为铅直方向。模型的地应力场以自重应力场为主，其侧向压力系数为0.5。

由于项目处于可行性研究阶段，无法获取现场完整的岩块试件，因此不能进行精细的室内试验确定岩体参数。为此本项目根据初步判定的岩体完整性与岩体的类型，利用工程类比法大致确定了岩体参数的范围，参见表1。

3.2 模拟结果及分析

按照设计方案硐室采用分层开挖的方式进行，根据以往工程经验，硐室顶拱开挖时，顶拱围岩受力极为不利，所以多采用中导洞的方式开挖，其开挖高度往往根据拱的高度而定，此硐室顶拱高度为6m，边墙开挖由上而下分层进行，分层高度为5.5m。

分别对锚杆间距为0.5m、1.0m、1.5m与2.0m支护系统下的围岩变形、塑性区与锚杆应力进行了计算分析，由于各硐室在支护状态以及无支护状态下的围岩变形与应力分布规律近似相同，在此以1#硐室为例，对无支护以及不同锚杆间距支护系统下的围岩变形进行对比分析，受篇幅限制，在此仅列出分层开挖时围岩变形的数值模拟结果(图3)和开挖完成后围岩塑性区和锚杆应力的数值模拟结果(图4、图5)。

0.5m间距锚杆支护系统与无支护情况下的围岩变形结果参见表2，不同锚杆间距系统支护下围岩变形结果参见表3，无支护和0.5m间距锚杆支护系统变形曲线如图6所示，不同锚杆间距系统支护下分层开挖变形曲线如图7所示。

表1 某矿山地下硐室群围岩计算参数

图3 支护状态下分层开挖后围岩变形

图4 开挖完成后围岩塑性区

图5 开挖完成后锚杆应力

通过与无支护情况下围岩变形的对比可以发现：锚杆支护可以降低围岩变形10%～20%，其塑性深度大致降低1m。由图7可知，随着锚杆间距的减小，其围岩变形也相应减小，但间距在0.5～1.5m范围内围岩变形的减小幅度逐渐趋缓。随着开挖进行系统锚杆的应力逐渐增加，其顶拱围岩锚杆在硐室开挖完成后应力最大，其最大值约为29MPa，但远小于锚杆的极限抗拉强度，因此锚杆支护足以维护围岩稳定，结合以上分析结果综合考虑施工、成本等因素，建议此矿山地下硐室群的锚杆支护间距在1～1.5m范围内较为适宜。

表2 0.5m间距锚杆支护系统与无支护的围岩变形/mm

表3 不同锚杆间距系统支护下围岩变形/mm

图6 无支护和0.5m间距锚杆支护分层开挖变形曲线

4 结 论

1)锚杆支护是一种深部加固岩体的有效方法，通过对不同锚杆间距的计算结果显示，锚杆可以有效降低围岩变形，以此矿山大型地下硐室为例，围岩变形可以降低10%～20%左右。随着锚杆间距的线型减小，间距在0.5～1.5m范围内围岩变形的减小幅度逐渐趋于稳定，因此建议此矿山在进行锚杆支护时的锚杆间距在1～1.5m区间为宜。

图7 不同锚杆间距系统支护下分层开挖变形曲线

2)通过硐室群围岩稳定的初步分析，此矿山的大型硐室围岩的稳定性基本良好，根据以往类似的工程经验，该硐室群设计方案可行，但是在硐室开挖前，需要通过精细地质勘探对地质构造做进一步确定，以保证开挖过程中围岩的稳定。

[1] 孙豁然，毛凤海，柳小波，等.矿产资源地下采选一体化系统研究[J].金属矿山，2010(4)：15-16．

[2] 祝方才，刘丙肖，杨承祥.大型深埋硬岩矿山回采优化的数值模拟研究[J].金属矿山，2014(8)：11-14.

[3] 康红普，王金华，林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报，2007，32(12)：1233-1238.

[4] 康红普，林健，吴拥政.高应力巷道强力锚杆支护技术及应用[C]//中国岩石力学与工程学会地下工程分会编.第十届全国岩石力学与工程学术大会论文集.北京:中国电力出版社，2008:71-78.

[5] 王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报，2007，32(2)：114-116.

Numerical simulation study of anchor spacing on the supporting effect of surrounding rock in the large cavern

LIU Xiao-bo1，CHEN Shi-jin1，ZHANG Kun1，ZHANG Zhao-ren2，LI Jia-ming2

(1.College of Resources and Civil Engineering，Northeastern University，Shenyang 110819，China;2.Anshan Iron and Steel Group Mining Design & Research Institute，Anshan 114004，China)

A certain mining plans to transfer the part of the ground producing-process to the underground cavern.They define the host rocks of the ore bodies as III～IV kind of rock mass with the poorer stability of wall rock severely threatening the stability of underground cavern group by the method of engineering analogy.Anchor supporting as one of the most important supporting measure in underground engineering is applied in all kinds of surrounding rock and adverse geological environment.This paper takes surrounding rock deformation，plastic zone and the anchor for the maximum stress as reference indicator and simulate the impact of bolting system with different space on the stability of cavern group’s host rocks by FLAC3D software combined with the feasible study of certain a mining，and ultimately obtain the best bolt space range through synthetic analysis.It’s of practical significance for the mining’s subsequent design and construction.

deep mining；anchor supporting；numerical simulation

2015-01-05

国家自然科学基金项目资助( 编号：51104033)

柳小波(1980-)，男，辽宁沈阳人，博士，2009年毕业于东北大学采矿工程专业，现任讲师，主要从事现代开采技术、绿色开采技术、矿山系统工程等方面的研究。E-mail：813250284@qq.com。

张坤(1990-)，男，汉族，山东菏泽人，硕士生，攻读东北大学矿业工程专业，主要从事采矿工艺、数值模拟方面的研究工作。E-mail：516941153@qq.com。

TD853

A

1004-4051(2015)06-0094-04