深井大断面硐室稳定性控制技术研究*

乔富尚，李宝石，马浩吉，王朝垒

（1. 山东黄金矿业（玲珑）有限公司，山东 招远 265400；2. 北京科技大学 土木与资源工程学院，北京 100083；3. 中矿资源勘探股份有限公司，北京 100089）

1 引言

随着浅部资源的逐渐消耗，越来越多的矿山开始向深部开采进行过渡［1-2］，而在深部开采中，会面临高应力、高井深、高水压和高温等环境，对矿山的安全生产不利，使矿山的生产成本增加［3］。为了适应当前的深部开采环境，矿山的设备逐渐向大型化方向发展，这就要求井下建更多的大型硐室与之匹配［4-5］。常见的井下大型硐室主要包括配电硐室、水泵房和破碎硐室等，其服务年限长，对其安全稳定性要求较高［6-8］，因此，需针对深井矿山中的大型硐室进行系统的研究，以保证矿山的安全生产。

针对深井大断面硐室的稳定性问题，国内外学者对此进行了大量的研究，李会明［9］的研究表明影响深井大断面硐室围岩稳定性的主要因素为硐室的形状、围岩条件、服务年限和及其支护方案等；梁权宇［10］建立三维数值计算模型，对深井大断面硐室的变形规律进行了研究；程燕学［11］提出了锚喷注的联合支护方案，实现了对大断面硐室围岩稳定性的有效控制；针对某矿水泵房复杂的地质条件，曹栩［12］提出了立体式工字钢桁架支护技术与注浆加固联合技术，在该大断面硐室的支护取得良好效果；LI Chong［13］将双层拱支护技术应用于某矿深部大断面硐室的支护中，表明双拱协同支护作用可保证大断面硐室的长期稳定性。这些研究成果揭示了深井大断面硐室的破坏机理，对深井大断面硐室围岩的稳定性控制具有重要的借鉴意义，但不同矿区的大断面硐室面临不同的复杂地质条件，需针对不同地质条件的大型硐室提出与之相适应的支护方案。

为了解决深井大断面硐室的稳定性问题，本文以某铜矿深井大断面配电硐室为研究对象，在充分掌握该硐室工程地质情况的基础上，提出“喷射混凝土+钢网+锚杆+长锚索”的联合支护方案，并采用数值模拟的手段对其稳定性进行验证，为矿山进行安全生产提供指导。

2 工程地质情况

某铜矿位于非洲中部国家赞比亚，矿产资源丰富，该矿设计生产能力为330万t/年，建设周期为5年。为了适应当前低迷的矿业环境，该矿朝着智能化矿山的方向发展，引用了山特维克等一系列的大型采矿设备，因此，井下的巷道和硐室均趋于大型化，中央配电硐室为矿山的重要工程，主要用于对整个矿区的井下生产提供电力，其稳定性对矿山的安全生产具有重大的意义。

通过在现场对该铜矿的配电硐室进行工程地质调查，配电硐室主要赋存在下盘石英岩中，其单轴抗压强度和抗拉强度均较大（单轴抗压强度和抗拉强度分别为102.5MPa和14.2MPa），硐室周边较为干燥，地下水对其影响较小，但该硐室存在2～3组优势节理面，其中有一组节理面对硐室两帮的影响较大，这些节理将岩体划分为一系列的岩块，对硐室的稳定性不利。

3 大断面硐室控制技术

某铜矿井下大型配电硐室宽度为8.9m，高度为5.3m，其中直墙段高度为3.3m，断面形状为三心拱断面，在维护过程中受地下水、地应力等因素的影响，其稳定性制约因素较多，且配电硐室附近分布有水泵房、水仓等大型硐室，为了保证某铜矿深井大型硐室支护的经济和安全性，某铜矿井下大断面配电硐室在支护过程中，应结合现代矿山大型硐室支护理念，遵循以下几个原则：（1）支护的及时性。（2）需考虑支护体与围岩的共同作用。（3）控制原则。（4）易于施工且成本低。

综合考虑上述几点，再结合某铜矿主矿体和西矿体各类大型硐室的支护形式，决定采用“树脂锚杆+钢网+喷射混凝土+锚索”联合支护方式对其进行支护，通过经验公式法和理论计算法进行计算得到的配电硐室支护参数如下：

（1）金属网。通过对该配电室的工程地质情况进行调查，发现局部存在破碎带，因此，需采用金属网对破碎带区域进行支护。金属网材料为A3钢，钢筋直径为6mm，网格为100mm×100mm，网片尺寸为2400mm×1200mm，搭接长度不小于200mm。

（2）喷射混凝土。根据工程类比法，该硐室应喷射的混凝土厚度为50mm，结合冲切破坏作用和黏结破坏作用计算的喷层厚度，综合分析认为某铜矿深井大断面配电硐室的喷层厚度取为50mm，且混凝土等级为C25。

（3）锚杆。采用树脂锚杆进行支护，施工位置为两帮及拱顶，间排距为1000mm×1000mm，长度为2200mm，直径为20mm。

（4）长锚索。该硐室加强支护采用5000mm长的锚索支护，锚索直径为15.24mm，支护网度：间排距2000mm×2000mm，且锚索的方向应与巷道壁相互垂直。

图1 配电硐室支护剖面图

图2 配电硐室锚杆和锚索分布图

4 支护效果数值模拟分析

4.1 数值模型的建立

由于硐室的形状为三心拱，FLAC-3D建立三心拱模型较为复杂，因此，本文采用CAD建立三心拱硐室模型，然后将其导入到ANSYS软件中进行网格划分，最后将其导入到有限差分软件FLAC-3D软件中进行计算，划分好网格的模型如图3所示。根据圣维南原理，硐室的开挖一般会对周围3～5倍的岩体产生影响，而硐室的宽度为8.9m，高度为5.3m，因此整个模型的长度为80m，宽度为40m，高度为60m，其中沿X方向为长度方向，沿Y方向为宽度方向，沿Z方向为高度方向。为了提高计算机的计算效率，在网格划分过程中，靠近巷道中心越近，网格划分的越密集；距离巷道中心越远，网格划分的越稀疏，整个模型共划分网格单元112000个，节点116481个。

图3 数值计算模型

4.2 数值模拟方案的选择

为了对比配电硐室在不支护情况和支护情况下的稳定性，需分别建立硐室模型，方案1对硐室不进行支护，方案2中对硐室采用“锚杆+锚索+锚网+喷射混凝土”联合支护方式，如图3所示为硐室在支护和不支护情况下的数值计算模型。整个模型的在计算过程中的开挖与支护步骤如下：

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（1）计算硐室在原岩应力情况下的应力状态。

（2）原岩应力状态计算完成后，对整个模型的位移和速率清零，开始对硐室进行开挖2m。

（3）继续开挖2m长的硐室，然后对不支护情况下的硐室不采取任何支护形式，对支护情况下的硐室采用“锚杆+锚索+锚网+喷射混凝土”联合支护方式对上一段开挖的2m区域进行支护。

（4）再开挖2m，对不支护情况下的硐室不采取任何支护形式，对支护情况下的硐室采用“锚杆+锚索+锚网+喷射混凝土”联合支护方式对上一段开挖的2m区域进行支护。

（5）重复步骤（4）中的过程，直至该配电硐室开挖完成。

4.3 边界条件

配电硐室的顶部为上覆岩层，因此，在硐室的顶部施加应力边界条件，所施加的应力大小为28.28MPa；模型的底部为固定边界条件，设置其X、Y和Z方向的位移均为0；模型的前后左右四个面分别设置为位移边界条件，其中前后两个面分别设置为沿Y方向的位移为0，左右两个面分别设置为沿X方向的位移为0。

4.4 岩体物理力学参数

通过在室内进行岩石力学试验可得到岩石的物理力学参数，结合现场工程地质调查的结果，采用Hoek-Brown强度准则对其物理力学参数进行折减，得到岩体的物理力学参数如表1所示：

表1 某铜矿岩体物理力学参数

4.5 计算结果分析

分别按照上述步骤模拟某铜矿深部大型配电硐室在支护与不支护情况下的稳定性，主要从位移、应力和塑性区分布几个方面对该配电硐室围岩的稳定性进行分析。为了更加直观地反映支护效果的好坏，通过在Y=20m的位置作一个剖面，来分析该剖面上的围岩位移、应力和塑性区分布情况。

4.5.1 位移分析

如图4和图5所示为配电硐室在不支护和支护情况下的水平位移和竖直位移分布云图，从图中可以得到如下几点结论：

（1）随着硐室的开挖，应力得到释放，围岩发生变形，硐室的顶板围岩发生下沉，底板围岩出现底鼓现象，两帮围岩向硐室内侧挤压，发生片帮。

（2）对比在支护与不支护情况下硐室的竖直位移和水平位移的数值，不支护情况下，硐室顶板、两帮及底板的最大变形量分别为11.95cm、8.45cm和12.81cm；硐室在进行支护后，硐室顶板、两帮及底板的最大变形量分别为3.05cm、2.42cm和3.13cm。对比不支护与支护情况下硐室顶板、两帮及底板变形情况，采取支护方式后，硐室的顶板、两帮和底板的最大变形量分别减小74.47%、71.36%和75.57%。

图4 配电硐室水平位移分布

图5 配电硐室竖直位移分布

4.5.2 应力分析

如图6和图7所示为某铜矿大型配电硐室在不支护与支护情况下的应力分布情况，在开挖之前，硐室处于原岩应力状态，随着硐室的开挖，硐室周围的应力得到释放，应力进行重分布，越靠近巷道中心，应力集中程度更大，越远离巷道中心，应力越接近原岩应力状态，这也与圣维南原理相符合，距离开挖区域越远，硐室的开挖对其影响越小。

图6 配电硐室最大主应力分布

图7 配电硐室最小主应力分布

不支护情况下硐室最大主应力值为54.18MPa，最小主应力为31.49MPa，且最大主应力近于水平方向，对硐室进行支护后，硐室的最大主应力为67.29MPa，比不支护情况还高；但在不支护情况下，硐室顶底板出现了0.0034MPa的拉应力，表明在采用支护方式后，对硐室的受力情况影响不大。

4.5.3 塑性区分析

如图8所示为某铜矿大型配电硐室在不支护情况和支护情况下的塑性区分布情况，无论硐室是否进行支护，硐室两帮的塑性区分布呈完全对称分布，顶底板塑性区范围也基本呈现对称分布的规律。且剪切破坏主要发生在硐室的周边及硐室内壁，而拉伸破坏主要发生在沿硐室壁的一层围岩，远离硐室壁只出现局部的拉伸破坏。

支护前，硐室的塑性区面积较大，硐室顶板、两帮及底板的塑性区半径分别为5.25m、2.34m和5.92m。对硐室进行支护后，硐室的顶板、两帮及底板的塑性区半径分别为2.84m、1.72m和3.99m。与不支护情况进行对比，硐室的顶板、两帮及底板塑性区分别减小45.90%、26.49%和32.60%。这些都表明，在采用合理的支护形式后，硐室的稳定性得到有效控制，特别是硐室的顶板塑性区半径明显减小。

图8 配电硐室塑性区分布

5 结论

（1）结合某铜矿大断面配电硐室的服务年限及开采技术条件，结合现代矿山大型硐室支护的理念，并根据工程类比法和相关理论提出了该配电硐室支护的设计依据，提出了“喷射混凝土+钢网+锚杆+长锚索”的联合支护方案。

（2）根据经验公式法和理论计算法对某铜矿大断面配电硐室的支护参数进行了计算，确定喷射混凝土厚度为50mm；锚杆的支护参数为：采用树脂锚杆，锚杆直径为20mm，锚杆长度为2200mm，锚杆间排距为1000×1000mm；锚索的支护参数为：锚索直径为15.24mm，锚索孔直径为49mm，长度为5000mm，间排距为2000×2000mm，局部采用钢网进行加强支护。

（3）数值模拟计算的结果表明，采用“树脂锚杆+钢网+喷射混凝土+锚索”联合支护方式后，硐室的稳定性得到明显改善，塑性区面积大大减小，硐室的变形量在可控制的范围之内，能保证硐室的长期稳定性，可为类似工程进行合理支护设计提供一定的借鉴。