深埋节理岩体凿岩硐室联合支护参数优化研究

覃 凯,尚振华,朱青凌

(1.中南大学 资源与安全工程学院, 湖南 长沙 410083; 2.长沙迪迈数码科技股份有限公司,湖南 长沙 410005; 3.长沙矿山研究院有限责任公司, 湖南 长沙 410012)

随着矿产资源的开发利用，地下矿山的开采深度有逐年增加的趋势[1-3]，造成矿山巷道支护面临越来越严峻的挑战。目前，节理发育的矿山，多数巷道支护均采用锚网喷联合支护方式[4-7]，一方面可以有效控制地压，另一方面，可以预防巷道局部碎块冒落伤人。但由于锚网喷联合支护方式较单一支护方式的成本要高的多，只有结合矿山实际的工程地质情况，充分认识节理发育、节理面性状的情况下，优化支护参数，才能在一定程度上降低矿山的支护成本[8-10]。

本文结合国内某铜矿实际的工程地质情况，在大量节理面数据统计和分析的基础上，确定不同岩体的优势结构面，并利用节理岩体支护分析软件UNWEDGE对凿岩硐室的支护参数进行优化，以为该矿山节省支护费用。

1 工程概况

1.1 工程地质

某铜矿矿床主要分布于北西向构造裂隙带中，以隐伏似层状、透镜状叠加极厚形态产出并赋存于金矿下部NE侧的倾斜方向上，剖面上从SW向NE自下而上呈右形“叠瓦状”斜列。铜矿床平面分布范围在27～16线之间，共有大小矿体20个；其中主矿体5个，平均厚度多大于40～80 m，矿体垂直赋存标高为+850～-100 m以下。目前开采的地下矿体标高介于0～-100 m之间。

矿床工程地质条件属以坚硬半坚硬块状岩类为主、局部夹薄层软弱岩石的简单类型。+100～-100 m水平之间的铜矿床主要埋藏于潜水面以下的原生带中，裂隙较为发育。铜矿体与顶底板围岩性质相同，主要是中细粒花岗岩和少量花岗板岩(Ⅲ类围岩)，局部夹杂的软弱岩石多为英安玢岩(Ⅳ类围岩)。

该铜矿采用地下开采方式，主要采用大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿法。矿块一般为垂直走向布置，分矿房矿柱二步骤回采。矿房长(50～75)m×宽15 m×高100 m，矿柱长(50～75)m×宽15 m×高100 m。沿采场高度100 m分两段凿岩(每段高50 m)。

1.2 支护概况

采场顶部的凿岩硐室采用两侧条形柱布置形式，其中条形柱厚度为2～3 m，见图1。

图1 两侧条形柱布置形式

由于该铜矿没有统一的支护标准，凿岩硐室的支护位置和支护方式均视工程地质条件而定。顶板多采用螺纹钢锚杆或管缝式锚杆+喷射混凝土支护，部分节理不发育的位置无支护，两种锚杆的直径分别为20 mm和40 mm，长度分别为2.2 m和1.8 m，支护间排距约为0.8 m×0.8 m；侧帮则均采用素喷支护，起喷高度为距地板1 m位置，采用C20混凝土，喷层厚度80 mm左右。由于节理面发育，支护设计不完善，在凿岩硐室施工过程中多次出现冒顶和侧帮垮落事故。

2 优势结构面分析

首先，采用测线法和体积密度法分别在该铜矿0， -50 m中段凿岩硐室对其周边矿的结构面特征进行现场调查，收集相关资料和数据；然后，根据矿体和围岩节理、裂隙现场调查数据，采用Dips软件分别确定了凿岩硐室及周边的优势结构面(见图2)。其中，矿岩的优势结构面主要为159°∠56°和285°∠81°两组。另有一些零星节理，产状为69°∠59°不发育，等密度值较小。

图2 矿岩的赤平投影和优势结构面

3 支护参数优化

3.1 支护参数选取

目前，该矿的凿岩硐室的支护形式大体上可分为以下3种：

(1) 不支护：主要为早期的凿岩硐室，以及只掘进了较短距离的凿岩硐室；

(2) 素喷：凿岩硐室侧帮的主要支护形式，采用C20混凝土，喷层厚度50 mm左右；

(3) 锚网喷：凿岩硐室顶板的主要支护形式，采用螺纹钢锚杆和管缝式锚杆，二者的直径分别为20 mm和40 mm，长度分别为2.2 m和1.8 m，间排距约为0.8 m×0.8 m。

由于该矿暂未对以上支护材料进行系统的试验和测试，因而，本文根据国内类似矿山支护材料的试验结果，并结合深部铜矿的实际支护情况，得出该矿山支护材料的力学性质，见表1和表2。结合该矿山实际的岩体力学参数，并参考相关文献和节理面发育的实际情况，对节理面的力学参数取值，见表3。

表1 锚杆的几何参数和力学参数

表2 金属网和喷射混凝土的几何参数和力学参数

表3 节理面物理力学参数

3.2 凿岩硐室稳定性分析

该矿主要采用两侧条形柱的凿岩硐室，排柱长×宽=2 m×6 m，排柱间距10 m。凿岩硐室最大断面为长×宽=15 m×10 m。而深部铜矿节理面较为发育，矿岩主要发育有3组节理，其产状分别为：159°∠56°,285°∠81°,69°∠59°。在节理面的切割作用下，实际生产中凿岩巷道顶板和侧帮也主要表现为块状垮落。目前，矿山采用Φ20 mm的螺纹钢锚杆(或Φ40 mm管缝式锚杆)+50 mm的喷射混凝土支护顶板，采用5 cm的喷射混凝土支护侧帮。

本文采用加拿大Rocscience系列岩土专业软件中的UNWEDGE计算巷道或硐室的稳定性。UNWEDGE 是一个适用于结构不连续及地下开挖所形成的三维楔体稳定性分析的交互式软件，用于分析岩体中存在不连续结构面的地下开挖问题，计算潜在不稳定楔体的安全系数，分析支护对楔体的稳定性影响[11-12]。

双排柱凿岩硐室开挖断面周边的块体分布见图3。在节理面的切割作用下形成了5块楔形块，分别位于开挖断面的顶板、底板、侧帮和其中一侧的拱肩位置。在不支护情况下，顶板和侧帮的块体均处于不稳定状态，顶板的安全系数为0.62，侧帮的安全系数为0.82，而其他块体基本处于稳定状态。按照矿山当前的支护参数支护后，凿岩硐室顶板的安全系数从1以下上升至2.0以上，但侧帮的块体只有50 mm的喷射混凝土支护，其安全系数为0.8～0.9之间，仍处于不稳定状态。该区域在开挖过程中容易出现应力集中，出现剪切破坏，因此，扩帮过程中可能会出现局部垮冒。

图3 螺纹钢锚杆支护后凿岩硐室周边楔块及剪应力分布

3.3 支护参数优化

由于该矿凿岩硐室支护参数没有经过系统的设计，在生产过程中，多个凿岩硐室都出现过不同程度冒顶和侧帮垮落事件。此处采用冶金行业锚喷网支护经验公式计算凿岩硐室的支护参数。

(1) 锚杆的长度：L=N×(1.3+W/10)。

(2) 锚杆间距：D≤0.5L。

(3) 锚杆直径：d=L/110。

N为围岩影响系数，其取值见表4。

表4 围岩影响系数取值

由于凿岩硐室主要布置在矿岩中，属于Ⅲ类围岩，计算得支护参数为L=2.3 m、D≤1.15 m(取1 m)、d=20 mm；但是一旦凿岩硐室出现英安玢岩(Ⅳ类围岩)，则支护参数为L=2.53 m、D≤1.26 m(取1.25 m)、d=23 mm。因此，在没有英安玢岩的情况下，矿山目前所采用的支护参数可以满足凿岩硐室顶板的安全需求，但侧板的安全系数不足。

结合该铜矿实际情况，利用UNWEDGE软件分别计算不同混凝土厚度(50～120 mm)、不同锚杆间排距(0.7×0.7)m～(1.2×1.2)m的情况下凿岩硐室整体的安全系数，具体结果见表5。

表5 不同支护参数下凿岩硐室整体的安全系数

从表5中可以看出：该铜矿在目前支护参数下(0.8 m×0.8 m的网度)，管缝式锚杆和螺纹钢支护的凿岩硐室安全系数分别在2.3左右和2.8左右，安全系数明显偏高，其支护成本较大。因此，结合矿山安全需求，在保证凿岩硐室安全系数不低于1.5的前提下，考虑适当增加锚杆的间排距。

所以，在不改变现有支护设备和支护工艺的前提下，建议采用锚杆加全断面喷射混凝土联合支护方式，锚杆布置方式为全断面布置，具体参数为：螺纹钢锚杆长2.2 m，间排距1 m×1 m，喷射混凝土按C20设计，喷层厚度为50 mm，局部破碎部位挂金属网，并将喷层厚度增加至80 mm；管缝式锚杆长1.8 m，间排距1 m×1 m，喷层厚度调整为80 mm，局部破碎部位挂金属网，并将喷层厚度增加至100 mm。

4 结 论

(1) 利用测线法和体积密度法对凿岩硐室及其周边矿岩进行了节理裂隙调查，并采用Dips软件确定了矿岩的3组优势结构面，为其支护参数优化提供了基础数据。

(2) 根据实际的节理发育情况，利用UNWEDGE软件计算和分析了该矿山当前支护参数下凿岩硐室的稳定性，结果表明其顶板的安全系数均超过2，不利于支护成本的控制，而侧帮的安全系数小于1，不能满足安全要求。

(3) 采用冶金行业锚喷网支护经验公式计算了凿岩硐室的理论支护参数，结果表明该矿山目前的螺纹钢锚杆长度基本满足要求，而管缝试锚杆长度不足。

(4) 按照正交分析的思路，设计和优化了不同支护参数时凿岩硐室的整体稳定性，在保证其安全系数在1.5的前提下，按照锚杆的类型分别设计了不同的支护参数，降低了矿山的整体支护成本。

参考文献：

[1]王立忠.矿山开采技术发展趋势综述[J].科技与企业,2013(15):140.

[2]张世雄,褚洪涛.我国金属矿山地下采矿的技术进步[J].矿业研究与开发,2009,29(03):1-4，8.

[3]秦豫辉,田朝晖.我国地下矿山开采技术综述及展望[J].采矿技术,2008,8(02):1-2，34.

[4]翟会超,任凤玉,丁航行,等.大结构连跨凿岩硐室稳定性分析及支护模拟研究[J].金属矿山,2017(04):12-15.

[5]张恒亮,桑普天,张金松.顾桥矿深井软弱破碎岩硐室支护技术[J].煤矿安全,2013,44(04):113-115.

[6]贾安立.大断面软岩硐室联合支护[J].矿山压力与顶板管理,2001(03):29-30，33.

[7]谢文兵,陆士良,杨米加,等.支护-围岩接触关系与软岩硐室失稳破坏的研究[J].中国矿业大学学报,1999(05):34-37.

[8]朱二磊,朱永建,王 平,等.基于FLAC～(3D)的浅埋破碎围岩隧道支护方案分段优化分析[J].矿业工程研究,2015,30(04):21-26.

[9]赵 军.锚杆支护阻力与支护参数及支护成本关系分析[J].煤炭科学技术,2003(01):29-31.

[10]韩志型,王维德.锚杆支护网度与安全和成本的关系[J].世界采矿快报,1995(29):17-19.

[11]武 旭,郭奇峰.基于Unwedge裂隙岩体围岩块体稳定性及巷道轴向分析[J].金属矿山,2017(08):63-68.

[12]杨继华,郭卫新,姚 阳,等.基于UNWEDGE程序的地下洞室块体稳定性分析[J].资源环境与工程,2013,27(04):379-381.