超大断面破碎软岩硐室围岩稳定性及控制技术研究

摘要：针对超大断面硐室围岩失稳问题，以锦丰金矿地下搅拌站超大断面硐室为研究对象，利用矿山地质钻孔数据库建立矿区岩石质量指标模型，并基于该模型选择搅拌站建设最优位置为150 m中段。通过实验室试验、现场调查及地应力测量确定围岩参数及应力分布特征，利用Phase2岩石力学软件对硐室开挖后的稳定性进行数值模拟分析，根据分析结果并结合工程类比法，提出管缝锚杆+挂网+湿喷混凝土+树脂锚杆+长锚索+壁后注浆+防底鼓反拱混凝土联合支护方案对围岩进行支护。采用数值模拟及现场应用效果监测方法对加固效果进行评价，结果表明：加固后的硐室最大变形量为31 mm，最大主应力为25 MPa，锚杆（索）均未发生破坏，混凝土衬砌所有单元的安全系数均大于1.2，支护结构处于合理有效的受力状态。采用该联合支护方式加固后的硐室处于稳定状态，支护效果良好，相关研究成果对类似工程具有重要借鉴意义。

关键词：破碎软岩；超大断面硐室；围岩稳定性；井下搅拌站；RQD模型；岩石质量；地应力；联合支护

中图分类号：TD354 文章编号：1001-1277（2024）09-0001-07

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20240901

引 言

随着采矿深度增加，运输距离增大，井下大型移动设备维修维护等进出井耗费大量时间和成本。因此，为了节约成本，在井下修建设备维修维护及其他固定设施硐室显得十分必要。但通常这种硐室断面较大，在深部复杂环境下，受地应力、围岩性质、地下水及断面形状尺寸等因素的影响，围岩易发生变形破坏，维护难度大。在深部超大断面硐室稳定性研究方面，国内外学者在断面分类、围岩失稳机理及加固措施方面进行了大量研究。在矿体开采中，通常按照巷道跨度划分，小于3 m的为小断面、3.1～4.0 m的为中等断面、4.1～5.0 m的为大断面、跨度大于5.0 m的即为超大断面［1-2］。田全虎等［3］针对深部高应力巷道提出了3种不同的支护方案，采用Flac3D软件对3种支护方案进行分析，确定了采用钢网+树脂锚杆+纤维混凝土的支护方案。余一松等［4］通过RFPA对不同倾角软弱破碎带下平巷动态开挖过程中围岩破裂演化进行分析，结果表明，随着软弱破碎带倾角的减小，井巷工程围岩稳定性逐渐降低。张琳等［5］提出了超前探水结合超前预注浆、超前长锚杆支护技术措施并进行了现场应用，结果表明，使用该支护方案，既保证了掘进速度，又使安全系数大大增加。

谭云亮等［6］对深部超大断面硐室群围岩稳定性进行了分析，并建立了深部复杂应力环境下硐室群围岩连锁失稳机理与能量判据。褚吉祥等［7］利用Flac3D软件建立井下巷道锚杆支护的三维数值模型，对不同锚杆间排距的支护方案进行计算与分析，通过对巷道顶底板及两帮位移量的分析确定了锚杆的最佳间排距。范顺刚等［8］针对巷道围岩松软破碎的情况，采用锚注联合支护的方式对松软破碎岩体巷道进行掘进和支护，确定了巷道的支护参数，并进行了数值模拟，验证了支护方式和支护参数的合理性。

刘学生等［9-10］采用多种研究方法对深部超大断面硐室围岩响应特征进行了分析，并提出了深部超大断面硐室群布置优化方案。康红普［11］针对软岩条件下硐室群应力分布特征提出了相应的围岩加固方案。司林坡等［12］以某矿山井下超大断面液压支架拆解组装硐室为研究对象，提出了超大断面“锚杆锚索+混凝土砌碹”联合支护方案。孟宪志等［13］以某矿山设备换装硐室为工程背景，提出了高应力超大断面硐室围岩“锚杆索+喷浆+混凝土”联合支护控制对策。肖同强等［14-15］针对断面面积近100 m2的大采高支架换装硐室，提出了高强高预紧力“锚杆、注浆锚索、锚索”支护及“分区注浆加固”技术的分区耦合支护围岩稳定控制技术。程燕学［16］针对大断面硐室围岩失稳问题，以某矿山绞车房硐室为研究对象，运用数值模拟方法研究了大断面硐室锚喷注联合支护技术。杨仁树等［17］针对复杂岩层巷道交叉点应力集中导致硐室群失稳问题提出了“强柱固底”的加固支护方案。孙晓明等［18］针对硐室群受开采扰动影响出现的失稳破坏问题，采用理论分析与数值模拟方法对其失稳过程进行了分析，并提出了相应的控制措施。杨计先［19］采用数值模拟的方法研究了巷硐群大范围连锁破坏机理，并基于围岩强力支护与加固控制理论，开发了深浅孔双液注浆配合全长锚固强力锚索的综合加固技术。张爱卿等［20］结合矿岩岩石力学试验和巷道变形监测结果，分析了巷道支护现状及其变形原因，并提出以锚杆为核心的“锚杆+钢丝网+喷射混凝土”的新支护方案。毕颖等［21］通过Flac3D软件模拟了巷道的破坏形态，揭示了巷道的变形、应力和裂纹扩展特征，提出了“喷-锚-注-喷-壳”支护方案，改进后的支护体系有效控制了围岩的大变形。相关研究通过不同的方法提出了有效的超大断面围岩控制方法。根据不同的工程地质条件，针对性地研究超大断面围岩控制方法，仍具有重要的实践意义。

本文以贵州锦丰矿业有限公司（下称“锦丰金矿”）超大断面搅拌站硐室为研究对象，在矿山地质钻孔数据库基础上建立岩体RQD模型，并以此为基础进行搅拌站硐室的位置优选。通过现场工程地质调查、岩体质量指标判定、岩石力学性质实验室分析、地应力测量等获取基础数据，在借鉴前人研究成果及现场巷道支护经验的基础上，结合数值模拟，研究锦丰金矿井下超大断面硐室的有效支护方法，以期为安全高效开采提供技术支撑。

1 工程背景

锦丰金矿位于贵州省黔西南州贞丰县境内。锦丰金矿运营的烂泥沟金矿床属于典型断控型金矿床，矿区内构造发育，岩体破碎，风化作用强烈，围岩岩性以砂岩、粉砂岩为主，夹薄至中厚层状泥岩，或砂岩、泥岩呈韵律性互层。围岩强度低，岩体质量RMR分级和Q系统分级分别为Ⅲ、Ⅳ级。

矿山采用露天和地下联合开采方式，2015年露天闭坑后全部转入地下开采。地下矿山采用斜坡道开拓，上向分层进路式胶结充填采矿法回采，井下所有掘进巷道均进行了全断面支护，主要支护方式为锚网喷联合支护，平均喷浆厚度达80 mm，喷射混凝土使用量较大，最大达到200 m3/d。原混凝土搅拌站建于地表斜坡道硐口附近，矿山目前开采至30 m水平，混凝土最长运输距离4.5 km，矿山最终开采深度至-250 m，混凝土运输距离将达到6.5 km。随着开采深度增加，运输距离增大，运输成本逐步增加。混凝土罐车长距离载重下坡运行，存在一定安全隐患，且运输成本高；同时，长时间的运输将影响混凝土的力学性能。

为解决以上问题，拟在井下修建混凝土搅拌站，设计由主机硐室、砂石存储硐室和连通2个硐室的上料硐室组成，形成一个超大断面硐室群。井下搅拌站主机硐室平/剖面图如图1所示。主机硐室长×宽×高=31.7 m×7 m×11 m，砂石存储硐室长×宽×高=37 m×7 m×5 m，上料硐室长×宽×高=25 m×7 m×6 m。安装搅拌设备后，硐室返修难度极大，且硐室设计服务年限长，保证硐室尤其是主机硐室的稳定性极为重要。因此，本文以搅拌站主机硐室为主要对象，重点研究其围岩稳定性及其控制技术。

2 基于岩体RQD模型的搅拌站位置优选

搅拌站位置的选择应满足的基本条件有：设备通行便利，满足搅拌站使用功能的条件下，尽量减少相关工程的掘进量，通风条件良好，工程地质条件相对较好。井下搅拌站作为矿山永久工程，选择工程地质条件相对较好的区域作为搅拌站建设位置，对保证搅拌站硐室的稳定性有着非常重要的意义。但是在岩体开挖之前，由于井下地质构造复杂，拟开挖硐室岩体的质量通常具有不确定性。因此，本文在矿山地质钻孔数据库基础上，基于Surpac软件平台，建立矿区岩体RQD模型。根据建立的岩体RQD模型，对150 m中段岩体RQD值进行统计分析，结果如图2所示。RQD均值为39.3 %，标准差为17.16 %，岩体整体质量差。该水平岩体RQD空间分布如图3所示。从图3可以看出：虽然岩体整体质量较差，但仍有部分区域RQD值较高，岩体完整性较好。因此，可将RQD值较高区域作为搅拌站建设的优选位置。同时，兼顾搅拌站建设需满足的其他几个条件，优选出的搅拌站建设最终位置如图3所示。

3 围岩稳定性数值分析

3.1 力学参数

经现场取岩芯，实验室切割、打磨，得到完整的岩石试件，通过室内试验得到物理力学参数，结果如表1所示。同时，根据对该工程附近巷道的工程地质调查，得到岩体RMR值及岩体质量分类结果如表2所示。

力学参数通过Hoek-Brown经验公式进行计算，得到岩体的力学参数如表3所示。

3.2 地应力

采用套孔应力解除法测得150 m中段地应力，结果如表4所示。

3.3 数值模型

利用CAD软件建立几何模型，然后将模型文件导入Phase2岩石力学软件生成网格模型，设置边界为开挖范围的3倍，模型围岩采用塑性各向同性材料，本构关系采用Mohr-Coulomb准则，初始应力为表4中地应力测试结果。

3.4 结果及分析

数值模拟结果显示在未支护情况下，硐室开挖后，硐室围岩应力得到释放，应力向周围岩体发生动态转移。顶板及底板最大主应力为10 MPa，两帮最大主应力为6 MPa（如图4所示）。硐室两帮及底板变形量较大，两帮位移量最大，达到了51 mm，顶板位移量相对较小，为32.5 mm（如图5所示）。

控制巷道围岩稳定的根本在于保持围岩结构的承载力及防止微裂隙的产生、扩展和贯通。围岩塑性区反映了岩体力学性质的劣化程度，巷道围岩塑性区分布特征如图6所示。硐室开挖使岩体储能瞬间释放，造成强烈的卸荷扰动，围岩内部微裂隙扩展，岩体力学特性发生转变，浅部岩体开始破坏并逐渐向深部扩展。围岩塑性区深度较大，其中，顶板塑性区深度最大达到了3.89 m，两帮塑性区深度最大为3.69 m。底板塑性区深度最大为4.63 m。

从以上结果可以看出，硐室开挖后，若不采取控制措施，围岩将无法自稳而产生破坏，最终导致硐室垮塌。

4 加固方案及稳定性分析

4.1 加固方案

针对如此复杂条件下的超大型断面硐室群，需要安装永久固定设施，因此需要确保其稳定性和安全性，结合现场工程地质调查及其他巷道支护经验，提出了管缝锚杆+挂网+湿喷混凝土+树脂锚杆+长锚索+壁后注浆+防底鼓反拱混凝土联合支护方案。为便于表述，按照不同断面大小划分为3个类型，分别为Ⅰ类（高11 m、宽7 m）、Ⅱ类（高7 m、宽5 m）、Ⅲ类（高5 m、宽5 m）。

树脂锚杆长2.4 m，间排距为1 100 mm×1 100 mm；管缝锚杆长2.4 m，间排距为1 400 mm×1 100 mm；注浆锚杆长2.5 m，间排距为2 000 mm×2 000 mm；长锚索长6.3 m，间排距为2 000 mm×2 000 mm；锚杆托盘规格为200 mm×200 mm×12 mm；锚网网格100 mm×100 mm，钢筋直径6 mm，网片规格2 m×4 m；混凝土强度为C30，采用聚丙烯纤维进行混凝土增强，添加量为6 kg/m3，混凝土能力吸收值RDP40 mm大于280 J。

对于不同类型断面采取支护方案基本一致，仅因断面大小不同对锚杆等支护耗材使用量有所变化，在此主要以主机硐室Ⅰ类支护方案（如图7所示）进行阐述，其他类型硐室参照该支护方案执行。

施工步骤：①巷道出渣干净清洗工作面后，全断面先喷1层纤维混凝土，厚度60 mm，利用非镀锌管缝锚杆进行挂网，安装按照先顶板、后两帮的顺序，由外向里横向安装钢网；②复喷1层纤维混凝土覆盖钢筋网，厚度60 mm；③顶板、侧帮安装注浆锚杆，孔深3.0 m，采用强度等级42.5的纯水泥注浆，水灰比0.5～0.6，注浆压力5～6 MPa，单孔注浆量达到注浆压力最低值时停止注浆；④顶板、拱部及两帮安装树脂锚杆；⑤顶板安装长锚索，采用全孔注浆锚固，注浆水灰比0.4～0.5。

在地下矿深部高应力巷道中，底鼓现象经常发生，且对生产安全造成较大影响。由于该硐室需要安装搅拌站等大型固定设施设备，对底板加固防止底鼓非常重要，一旦发生底鼓，将对固定设施设备造成极大损害［16］。

根据矿山工程地质调查及巷道支护经验，借鉴类似工程地质下超大断面硐室加固方案，采用钢筋混凝土反拱进行底板加固。采用直径16 mm钢筋，铺设排间距40 cm×40 cm双层焊接，然后浇筑强度等级C30的混凝土，形成钢筋混凝土反拱结构，如图8所示。

4.2 加固效果数值分析

4.2.1 模型建立

在岩体RQD模型基础上，对硐室底板进行反拱开挖，并增加锚杆、锚索、衬砌支护，支护材料力学参数如表5～7所示。

注浆加固围岩范围为2.5 m，加固区围岩主要力学参数如表8所示。

4.2.2 结果及分析

加固后的围岩主应力云图如图9所示。从图9-a）可以看出：硐室两帮最大主应力分别从支护前的8 MPa和6 MPa增加到支护后的10 MPa，顶板和底板支护效果更为明显，最大主应力分别增加到了20 MPa和25 MPa。从图9-b）可以看出：顶板和底板的围岩应力分别恢复到了2.75 MPa和4.55 MPa，两帮的围岩应力恢复效果稍差，为0.95 MPa。

加固后的围岩变形量如图10所示。从图10可以看出：加固后的两帮位移量为31 mm，较加固前的51 mm减少了20 mm，顶板位移量减少到了7 mm，底板位移量减少到了4 mm。

加固后的围岩塑性区如图11所示。从图11可以看出：加固后的顶板塑性区深度减少到了2.0 m，底板塑性区深度减少到了0.9 m，两帮塑性区深度分别减少到了2.7 m，塑性区深度小于树脂锚杆长度和长锚索长度。

在两帮和顶板分别选取一根典型锚杆进行受力分析，结果如图12所示。从图12可以看出：顶板树脂锚杆受力达到了0.19 MN，两帮锚杆受力小于顶板，最大约为0.15 MN，锚杆均未产生破坏。

同样，在两帮和顶板分别选取一根典型注浆长锚索进行受力分析，结果如图13所示。从图13可以看出：顶板长锚索受力达到了0.055 MN，两帮长锚索受力小于顶板，最大约为0.023 MN，长锚索均未产生破坏。

底板反拱混凝土衬砌受力如图14所示，衬砌轴力-弯矩如图14-a）所示，衬砌轴力-剪力如图14-b）所示。从图14可以看出，混凝土衬砌所有单元的安全系数均大于1.2。

4.3 应用效果

锦丰金矿超大断面搅拌站硐室在150 m中段建成，成为目前国内唯一运行的矿山井下搅拌站，建成至今搅拌站运行正常。现场应用结果显示，围岩支护方案支护效果良好，未出现开裂、片帮、底鼓等变形破坏，围岩整体处于稳定状态。搅拌站硐室现场应用情况如图15所示。

5 结 论

1）根据地质钻孔数据库，建立了岩体RQD模型，在此基础上，对搅拌站硐室的建设位置进行了最优选择。

2）数值分析结果显示，未支护时硐室围岩应力下降明显，位移较大，塑性区深度较大，硐室周边出现拉伸破坏，围岩不能自稳。

3）提出了管缝锚杆+挂网+湿喷混凝土+树脂锚杆+长锚索+壁后注浆+防底鼓反拱混凝土联合支护方案进行围岩支护，对该支护方案的支护效果进行了数值分析。结果表明，支护后围岩主应力得到有效恢复，围岩自身支承能力增加，变形量减小，塑性区明显减小，支护结构受力在合理有效范围内。现场应用结果显示，支护方案效果良好，硐室未发生明显的变形和破坏。

［参 考 文 献］

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Research on stability of surrounding rock in super-large-section

chamber with fractured soft rock and its control technology

Jia Zhuping1，Zheng Lujing2，Jin Kaiyue2，3，Zheng Lulin3，Rong Peng3

（1.Guizhou Vocational and Technical College; 2.Guizhou Jinfeng Mining Limited;

3.School of Mining，Guizhou University）

Abstract：In view of the instability issues of surrounding rock in super-large-section chambers，this study takes the super-large-section chambers of the underground agitation station at Jinfeng Gold Mine as the research object，establishes a rock quality index model for the mining area using the mine’s geological drilling database，and based on this model，determines the optimal location for the agitation station construction to be at the 150 m level.Through laboratory tests，field investigations，and ground stress measurements，the parameters and stress distribution characteristics of the surrounding rock were determined.The stability of the chamber after excavation was analyzed using the Phase2 rock mechanics software for numerical simulation.Based on the analysis results and the engineering analogy method，a joint support scheme was proposed for the surrounding rock，which includes pipe-slit bolts，hanging mesh，wet shotcrete，resin bolts，long anchor cables，grouting behind walls，and anti-heave reverse arch concrete.The reinforcement effect was evaluated through numerical simulation and field application monitoring，and the results showed that the maximum deformation of the reinforced chamber was 31 mm，the maximum principal stress was 25 MPa，no damage occurred to the bolts （cables），and all safety factors of the concrete lining units were greater than 1.2.The support structure was in a reasonable and effective stress state，indicating that the chamber remained stable after reinforcement，with good support effects.The research findings have important reference value for similar engineering projects.

Keywords：fractured soft rock;super-large-section chamber;surrounding rock stability;underground agitation station;RQD model;rock quality;ground stress;joint support