錨桿間距對大型硐室圍巖支護效果的數(shù)值模擬研究

柳小波，陳世金，張 坤，張兆仁，李家明

(1.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819；2.鞍鋼集團礦業(yè)設計研究院，遼寧 鞍山 114004)

錨桿間距對大型硐室圍巖支護效果的數(shù)值模擬研究

柳小波1，陳世金1，張 坤1，張兆仁2，李家明2

(1.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819；2.鞍鋼集團礦業(yè)設計研究院，遼寧 鞍山 114004)

某礦山計劃將部分地面生產流程轉移至地下硐室中進行，通過工程類比法確定礦體圍巖為Ⅲ～Ⅳ類巖體，圍巖穩(wěn)定性較差，嚴重威脅地下硐室群的穩(wěn)定性。錨桿支護作為地下工程中最重要的支護手段之一，被應用于各種圍巖與不利地質環(huán)境中，文章結合某礦山可行性研究，利用FLAC3D軟件，以圍巖變形、塑性區(qū)范圍和錨桿所受最大應力為參考指標，模擬不同間距的錨桿支護系統(tǒng)對硐室群圍巖穩(wěn)定性的影響，通過綜合分析確定了最佳的錨桿間距范圍，對礦山后續(xù)設計及施工具非常重要的實用意義。

深部開采；錨桿支護；數(shù)值模擬

目前，我國大部分金屬礦山位于地形條件相對較好的地區(qū)，地質探查網度高，探查和開采深度都停留在500m以上范圍，這部分礦產資源可稱之為淺部礦產資源。淺部礦產資源隨著不斷開采，儲量已經趨于枯竭。隨著近些年勘查深度的加大，已探明500m深度以下的礦產資源儲量豐富，同時根據(jù)最新的成礦理論研究和深部定位預測驗證結果均表明，地下500～1500m深度見礦范例眾多，表明我國大陸深部蘊藏著潛力巨大的礦產資源[1]。以本溪億眾鑫礦業(yè)公司為例，埋藏在1000m以下，儲量31億t；隨著深部開采的推進，地下硐室特別是硐室群穩(wěn)定性的問題日益突出，大型硐室群的失穩(wěn)甚至會導致大規(guī)模地壓的發(fā)生，盤古山鎢礦就曾出現(xiàn)過大規(guī)模的地壓活動[2]。因此研究大型硐室群的支護手段對于礦山企業(yè)的施工安全和運營具有重要意義。

作為地下工程中最重要支護手段——錨桿支護，其被應用于各種圍巖與不利地質環(huán)境下。特別是近年來，為了解決深部及復雜困難巷道支護難題，又開發(fā)出高預應力、強力錨桿支護技術[3，4]，錨桿支護不僅可以對關鍵塊體進行加固，同時可以提升圍巖的整體穩(wěn)固性，特別是在大型硐室中，利用錨桿支護將表層松動圍巖與內部穩(wěn)定性巖體進行“固化”，在硐室表層形成一個較為堅固的“組合拱”，控制錨固區(qū)圍巖的離層、滑動、裂隙張開、新裂紋產生等擴容變形與破壞，盡量使圍巖處于受壓狀態(tài)，抑制圍巖彎曲變形、拉伸與剪切破壞的出現(xiàn)，最大限度地保持錨固區(qū)圍巖的完整性，提高錨固區(qū)圍巖的整體強度和穩(wěn)定性[5]。目前錨桿主要分為機械式、粘結式與混合式，其中粘結式是最為常見與有效的。而系統(tǒng)錨桿間距多根據(jù)硐室圍巖的完整性情況而定，目前系統(tǒng)錨桿間距一般為0.5～3m，而且在布置時主要分為梅花形，四邊形與馬牙型布置方式，其中梅花形與四邊形在我國大型地下硐室群中采用最多。為了確定錨桿間距對于某礦山硐室群圍巖支護效果的影響，在計算時分別設計了0.5m，1m，1.5m與2m間距的四邊形布置方式計算工況。通過數(shù)值模擬估算出合理的錨桿間距范圍，以便為后續(xù)生產施工提供理論指導。某礦大型地下硐室群三維模型和系統(tǒng)錨桿模型分別如圖1、圖2所示。

圖1 某礦山硐室群三維模型

圖2 某礦山硐室群系統(tǒng)錨桿模型

1 工程概況

某礦山礦床為單一層狀直立盲礦體，地表覆蓋層厚50～100m，走向延長2450m，礦體平均厚度49m。控制延深為150～600m，向下仍有較大的延深，均超過-700m標高。設計圈定儲量6317.9萬t，利用儲量4713.59萬t，平均地質品位TFe33.62%。本礦床的礦石為需選的原生磁鐵貧礦(磁鐵石英巖)。按礦物組成劃分，礦石自然類型主要為磁鐵石英巖型，其次為透閃陽氣磁鐵石英巖型等。按構造劃分，礦石以條帶狀構造為主，塊狀構造次之；上下盤圍巖以石英綠泥片巖為主，有時含黑云母，其次為綠泥黑云變粒巖及石英巖、石英或絹云母千枚巖(遼河群蓋層)，此外還有絹云綠泥片巖或綠泥片巖。礦體圍巖除遼河群千枚巖不整合覆蓋在礦體頂部外，其余圍巖與礦體產狀一致，為整合接觸，在局部地段見有斷層接觸。由于構造作用等，見有微裂隙錯動和擠壓破碎現(xiàn)象，使軟弱層及夾層較發(fā)育，致使礦體與上下盤圍巖穩(wěn)固性較差，穩(wěn)固程度降低。因此，為了硐室施工工作安全以及硐室的長期穩(wěn)定性考慮，需要對硐室圍巖進行錨桿支護。

2 錨桿間距對圍巖穩(wěn)定性影響的數(shù)值模擬分析

2.1 模型的建立

根據(jù)初步設計階段提供的設計方案，某礦山地下硐室群包含五個主要硐室，由ANSYS軟件建立三維模型，劃分網格，然后導入到FLAC3D軟件中進行計算，計算模型節(jié)點共計12萬個，實體單元63萬個。由于硐室群的布置具有三維特性，為了消除邊界約束對計算結果的影響，計算模型的左右邊界為5倍的硐室跨度，其底部邊界也為5倍的硐室跨度，模型上部邊界直至地表。模型的局部坐標系為：X軸為垂直于5#硐室的軸線方向，Y軸為平行于5#硐室的軸線方向，Z軸為鉛直方向。模型的地應力場以自重應力場為主，其側向壓力系數(shù)為0.5。

由于項目處于可行性研究階段，無法獲取現(xiàn)場完整的巖塊試件，因此不能進行精細的室內試驗確定巖體參數(shù)。為此本項目根據(jù)初步判定的巖體完整性與巖體的類型，利用工程類比法大致確定了巖體參數(shù)的范圍，參見表1。

3.2 模擬結果及分析

按照設計方案硐室采用分層開挖的方式進行，根據(jù)以往工程經驗，硐室頂拱開挖時，頂拱圍巖受力極為不利，所以多采用中導洞的方式開挖，其開挖高度往往根據(jù)拱的高度而定，此硐室頂拱高度為6m，邊墻開挖由上而下分層進行，分層高度為5.5m。

分別對錨桿間距為0.5m、1.0m、1.5m與2.0m支護系統(tǒng)下的圍巖變形、塑性區(qū)與錨桿應力進行了計算分析，由于各硐室在支護狀態(tài)以及無支護狀態(tài)下的圍巖變形與應力分布規(guī)律近似相同，在此以1#硐室為例，對無支護以及不同錨桿間距支護系統(tǒng)下的圍巖變形進行對比分析，受篇幅限制，在此僅列出分層開挖時圍巖變形的數(shù)值模擬結果(圖3)和開挖完成后圍巖塑性區(qū)和錨桿應力的數(shù)值模擬結果(圖4、圖5)。

0.5m間距錨桿支護系統(tǒng)與無支護情況下的圍巖變形結果參見表2，不同錨桿間距系統(tǒng)支護下圍巖變形結果參見表3，無支護和0.5m間距錨桿支護系統(tǒng)變形曲線如圖6所示，不同錨桿間距系統(tǒng)支護下分層開挖變形曲線如圖7所示。

表1 某礦山地下硐室群圍巖計算參數(shù)

圖3 支護狀態(tài)下分層開挖后圍巖變形

圖4 開挖完成后圍巖塑性區(qū)

圖5 開挖完成后錨桿應力

通過與無支護情況下圍巖變形的對比可以發(fā)現(xiàn)：錨桿支護可以降低圍巖變形10%～20%，其塑性深度大致降低1m。由圖7可知，隨著錨桿間距的減小，其圍巖變形也相應減小，但間距在0.5～1.5m范圍內圍巖變形的減小幅度逐漸趨緩。隨著開挖進行系統(tǒng)錨桿的應力逐漸增加，其頂拱圍巖錨桿在硐室開挖完成后應力最大，其最大值約為29MPa，但遠小于錨桿的極限抗拉強度，因此錨桿支護足以維護圍巖穩(wěn)定，結合以上分析結果綜合考慮施工、成本等因素，建議此礦山地下硐室群的錨桿支護間距在1～1.5m范圍內較為適宜。

表2 0.5m間距錨桿支護系統(tǒng)與無支護的圍巖變形/mm

表3 不同錨桿間距系統(tǒng)支護下圍巖變形/mm

圖6 無支護和0.5m間距錨桿支護分層開挖變形曲線

4 結 論

1)錨桿支護是一種深部加固巖體的有效方法，通過對不同錨桿間距的計算結果顯示，錨桿可以有效降低圍巖變形，以此礦山大型地下硐室為例，圍巖變形可以降低10%～20%左右。隨著錨桿間距的線型減小，間距在0.5～1.5m范圍內圍巖變形的減小幅度逐漸趨于穩(wěn)定，因此建議此礦山在進行錨桿支護時的錨桿間距在1～1.5m區(qū)間為宜。

圖7 不同錨桿間距系統(tǒng)支護下分層開挖變形曲線

2)通過硐室群圍巖穩(wěn)定的初步分析，此礦山的大型硐室圍巖的穩(wěn)定性基本良好，根據(jù)以往類似的工程經驗，該硐室群設計方案可行，但是在硐室開挖前，需要通過精細地質勘探對地質構造做進一步確定，以保證開挖過程中圍巖的穩(wěn)定。

[1] 孫豁然，毛鳳海，柳小波，等.礦產資源地下采選一體化系統(tǒng)研究[J].金屬礦山，2010(4)：15-16．

[2] 祝方才，劉丙肖，楊承祥.大型深埋硬巖礦山回采優(yōu)化的數(shù)值模擬研究[J].金屬礦山，2014(8)：11-14.

[3] 康紅普，王金華，林健.高預應力強力支護系統(tǒng)及其在深部巷道中的應用[J].煤炭學報，2007，32(12)：1233-1238.

[4] 康紅普，林健，吳擁政.高應力巷道強力錨桿支護技術及應用[C]//中國巖石力學與工程學會地下工程分會編.第十屆全國巖石力學與工程學術大會論文集.北京:中國電力出版社，2008:71-78.

[5] 王金華.我國煤巷錨桿支護技術的新發(fā)展[J].煤炭學報，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

國家自然科學基金項目資助( 編號：51104033)

柳小波(1980-)，男，遼寧沈陽人，博士，2009年畢業(yè)于東北大學采礦工程專業(yè)，現(xiàn)任講師，主要從事現(xiàn)代開采技術、綠色開采技術、礦山系統(tǒng)工程等方面的研究。E-mail：813250284@qq.com。

張坤(1990-)，男，漢族，山東菏澤人，碩士生，攻讀東北大學礦業(yè)工程專業(yè)，主要從事采礦工藝、數(shù)值模擬方面的研究工作。E-mail：516941153@qq.com。

TD853

A

1004-4051(2015)06-0094-04