深埋節理巖體鑿巖硐室聯合支護參數優化研究

覃 凱,尚振華,朱青凌

(1.中南大學 資源與安全工程學院, 湖南 長沙 410083; 2.長沙迪邁數碼科技股份有限公司,湖南 長沙 410005; 3.長沙礦山研究院有限責任公司, 湖南 長沙 410012)

隨著礦產資源的開發利用，地下礦山的開采深度有逐年增加的趨勢[1-3]，造成礦山巷道支護面臨越來越嚴峻的挑戰。目前，節理發育的礦山，多數巷道支護均采用錨網噴聯合支護方式[4-7]，一方面可以有效控制地壓，另一方面，可以預防巷道局部碎塊冒落傷人。但由于錨網噴聯合支護方式較單一支護方式的成本要高的多，只有結合礦山實際的工程地質情況，充分認識節理發育、節理面性狀的情況下，優化支護參數，才能在一定程度上降低礦山的支護成本[8-10]。

本文結合國內某銅礦實際的工程地質情況，在大量節理面數據統計和分析的基礎上，確定不同巖體的優勢結構面，并利用節理巖體支護分析軟件UNWEDGE對鑿巖硐室的支護參數進行優化，以為該礦山節省支護費用。

1 工程概況

1.1 工程地質

某銅礦礦床主要分布于北西向構造裂隙帶中，以隱伏似層狀、透鏡狀疊加極厚形態產出并賦存于金礦下部NE側的傾斜方向上，剖面上從SW向NE自下而上呈右形“疊瓦狀”斜列。銅礦床平面分布范圍在27～16線之間，共有大小礦體20個；其中主礦體5個，平均厚度多大于40～80 m，礦體垂直賦存標高為+850～-100 m以下。目前開采的地下礦體標高介于0～-100 m之間。

礦床工程地質條件屬以堅硬半堅硬塊狀巖類為主、局部夾薄層軟弱巖石的簡單類型。+100～-100 m水平之間的銅礦床主要埋藏于潛水面以下的原生帶中，裂隙較為發育。銅礦體與頂底板圍巖性質相同，主要是中細?；◢弾r和少量花崗板巖(Ⅲ類圍巖)，局部夾雜的軟弱巖石多為英安玢巖(Ⅳ類圍巖)。

該銅礦采用地下開采方式，主要采用大直徑深孔階段空場嗣后充填采礦法。礦塊一般為垂直走向布置，分礦房礦柱二步驟回采。礦房長(50～75)m×寬15 m×高100 m，礦柱長(50～75)m×寬15 m×高100 m。沿采場高度100 m分兩段鑿巖(每段高50 m)。

1.2 支護概況

采場頂部的鑿巖硐室采用兩側條形柱布置形式，其中條形柱厚度為2～3 m，見圖1。

圖1 兩側條形柱布置形式

由于該銅礦沒有統一的支護標準，鑿巖硐室的支護位置和支護方式均視工程地質條件而定。頂板多采用螺紋鋼錨桿或管縫式錨桿+噴射混凝土支護，部分節理不發育的位置無支護，兩種錨桿的直徑分別為20 mm和40 mm，長度分別為2.2 m和1.8 m，支護間排距約為0.8 m×0.8 m；側幫則均采用素噴支護，起噴高度為距地板1 m位置，采用C20混凝土，噴層厚度80 mm左右。由于節理面發育，支護設計不完善，在鑿巖硐室施工過程中多次出現冒頂和側幫垮落事故。

2 優勢結構面分析

首先，采用測線法和體積密度法分別在該銅礦0， -50 m中段鑿巖硐室對其周邊礦的結構面特征進行現場調查，收集相關資料和數據；然后，根據礦體和圍巖節理、裂隙現場調查數據，采用Dips軟件分別確定了鑿巖硐室及周邊的優勢結構面(見圖2)。其中，礦巖的優勢結構面主要為159°∠56°和285°∠81°兩組。另有一些零星節理，產狀為69°∠59°不發育，等密度值較小。

圖2 礦巖的赤平投影和優勢結構面

3 支護參數優化

3.1 支護參數選取

目前，該礦的鑿巖硐室的支護形式大體上可分為以下3種：

(1) 不支護：主要為早期的鑿巖硐室，以及只掘進了較短距離的鑿巖硐室；

(2) 素噴：鑿巖硐室側幫的主要支護形式，采用C20混凝土，噴層厚度50 mm左右；

(3) 錨網噴：鑿巖硐室頂板的主要支護形式，采用螺紋鋼錨桿和管縫式錨桿，二者的直徑分別為20 mm和40 mm，長度分別為2.2 m和1.8 m，間排距約為0.8 m×0.8 m。

由于該礦暫未對以上支護材料進行系統的試驗和測試，因而，本文根據國內類似礦山支護材料的試驗結果，并結合深部銅礦的實際支護情況，得出該礦山支護材料的力學性質，見表1和表2。結合該礦山實際的巖體力學參數，并參考相關文獻和節理面發育的實際情況，對節理面的力學參數取值，見表3。

表1 錨桿的幾何參數和力學參數

表2 金屬網和噴射混凝土的幾何參數和力學參數

表3 節理面物理力學參數

3.2 鑿巖硐室穩定性分析

該礦主要采用兩側條形柱的鑿巖硐室，排柱長×寬=2 m×6 m，排柱間距10 m。鑿巖硐室最大斷面為長×寬=15 m×10 m。而深部銅礦節理面較為發育，礦巖主要發育有3組節理，其產狀分別為：159°∠56°,285°∠81°,69°∠59°。在節理面的切割作用下，實際生產中鑿巖巷道頂板和側幫也主要表現為塊狀垮落。目前，礦山采用Φ20 mm的螺紋鋼錨桿(或Φ40 mm管縫式錨桿)+50 mm的噴射混凝土支護頂板，采用5 cm的噴射混凝土支護側幫。

本文采用加拿大Rocscience系列巖土專業軟件中的UNWEDGE計算巷道或硐室的穩定性。UNWEDGE 是一個適用于結構不連續及地下開挖所形成的三維楔體穩定性分析的交互式軟件，用于分析巖體中存在不連續結構面的地下開挖問題，計算潛在不穩定楔體的安全系數，分析支護對楔體的穩定性影響[11-12]。

雙排柱鑿巖硐室開挖斷面周邊的塊體分布見圖3。在節理面的切割作用下形成了5塊楔形塊，分別位于開挖斷面的頂板、底板、側幫和其中一側的拱肩位置。在不支護情況下，頂板和側幫的塊體均處于不穩定狀態，頂板的安全系數為0.62，側幫的安全系數為0.82，而其他塊體基本處于穩定狀態。按照礦山當前的支護參數支護后，鑿巖硐室頂板的安全系數從1以下上升至2.0以上，但側幫的塊體只有50 mm的噴射混凝土支護，其安全系數為0.8～0.9之間，仍處于不穩定狀態。該區域在開挖過程中容易出現應力集中，出現剪切破壞，因此，擴幫過程中可能會出現局部垮冒。

圖3 螺紋鋼錨桿支護后鑿巖硐室周邊楔塊及剪應力分布

3.3 支護參數優化

由于該礦鑿巖硐室支護參數沒有經過系統的設計，在生產過程中，多個鑿巖硐室都出現過不同程度冒頂和側幫垮落事件。此處采用冶金行業錨噴網支護經驗公式計算鑿巖硐室的支護參數。

(1) 錨桿的長度：L=N×(1.3+W/10)。

(2) 錨桿間距：D≤0.5L。

(3) 錨桿直徑：d=L/110。

N為圍巖影響系數，其取值見表4。

表4 圍巖影響系數取值

由于鑿巖硐室主要布置在礦巖中，屬于Ⅲ類圍巖，計算得支護參數為L=2.3 m、D≤1.15 m(取1 m)、d=20 mm；但是一旦鑿巖硐室出現英安玢巖(Ⅳ類圍巖)，則支護參數為L=2.53 m、D≤1.26 m(取1.25 m)、d=23 mm。因此，在沒有英安玢巖的情況下，礦山目前所采用的支護參數可以滿足鑿巖硐室頂板的安全需求，但側板的安全系數不足。

結合該銅礦實際情況，利用UNWEDGE軟件分別計算不同混凝土厚度(50～120 mm)、不同錨桿間排距(0.7×0.7)m～(1.2×1.2)m的情況下鑿巖硐室整體的安全系數，具體結果見表5。

表5 不同支護參數下鑿巖硐室整體的安全系數

從表5中可以看出：該銅礦在目前支護參數下(0.8 m×0.8 m的網度)，管縫式錨桿和螺紋鋼支護的鑿巖硐室安全系數分別在2.3左右和2.8左右，安全系數明顯偏高，其支護成本較大。因此，結合礦山安全需求，在保證鑿巖硐室安全系數不低于1.5的前提下，考慮適當增加錨桿的間排距。

所以，在不改變現有支護設備和支護工藝的前提下，建議采用錨桿加全斷面噴射混凝土聯合支護方式，錨桿布置方式為全斷面布置，具體參數為：螺紋鋼錨桿長2.2 m，間排距1 m×1 m，噴射混凝土按C20設計，噴層厚度為50 mm，局部破碎部位掛金屬網，并將噴層厚度增加至80 mm；管縫式錨桿長1.8 m，間排距1 m×1 m，噴層厚度調整為80 mm，局部破碎部位掛金屬網，并將噴層厚度增加至100 mm。

4 結 論

(1) 利用測線法和體積密度法對鑿巖硐室及其周邊礦巖進行了節理裂隙調查，并采用Dips軟件確定了礦巖的3組優勢結構面，為其支護參數優化提供了基礎數據。

(2) 根據實際的節理發育情況，利用UNWEDGE軟件計算和分析了該礦山當前支護參數下鑿巖硐室的穩定性，結果表明其頂板的安全系數均超過2，不利于支護成本的控制，而側幫的安全系數小于1，不能滿足安全要求。

(3) 采用冶金行業錨噴網支護經驗公式計算了鑿巖硐室的理論支護參數，結果表明該礦山目前的螺紋鋼錨桿長度基本滿足要求，而管縫試錨桿長度不足。

(4) 按照正交分析的思路，設計和優化了不同支護參數時鑿巖硐室的整體穩定性，在保證其安全系數在1.5的前提下，按照錨桿的類型分別設計了不同的支護參數，降低了礦山的整體支護成本。

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