錨桿間距對(duì)大型硐室圍巖支護(hù)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(xué)資源與土木工程學(xué)院，遼寧 沈陽(yáng) 110819；2.鞍鋼集團(tuán)礦業(yè)設(shè)計(jì)研究院，遼寧 鞍山 114004)

錨桿間距對(duì)大型硐室圍巖支護(hù)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(xué)資源與土木工程學(xué)院，遼寧 沈陽(yáng) 110819；2.鞍鋼集團(tuán)礦業(yè)設(shè)計(jì)研究院，遼寧 鞍山 114004)

某礦山計(jì)劃將部分地面生產(chǎn)流程轉(zhuǎn)移至地下硐室中進(jìn)行，通過(guò)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(yán)重威脅地下硐室群的穩(wěn)定性。錨桿支護(hù)作為地下工程中最重要的支護(hù)手段之一，被應(yīng)用于各種圍巖與不利地質(zhì)環(huán)境中，文章結(jié)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(yīng)力為參考指標(biāo)，模擬不同間距的錨桿支護(hù)系統(tǒng)對(duì)硐室群圍巖穩(wěn)定性的影響，通過(guò)綜合分析確定了最佳的錨桿間距范圍，對(duì)礦山后續(xù)設(shè)計(jì)及施工具非常重要的實(shí)用意義。

深部開(kāi)采；錨桿支護(hù)；數(shù)值模擬

目前，我國(guó)大部分金屬礦山位于地形條件相對(duì)較好的地區(qū)，地質(zhì)探查網(wǎng)度高，探查和開(kāi)采深度都停留在500m以上范圍，這部分礦產(chǎn)資源可稱之為淺部礦產(chǎn)資源。淺部礦產(chǎn)資源隨著不斷開(kāi)采，儲(chǔ)量已經(jīng)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(chǎn)資源儲(chǔ)量豐富，同時(shí)根據(jù)最新的成礦理論研究和深部定位預(yù)測(cè)驗(yàn)證結(jié)果均表明，地下500～1500m深度見(jiàn)礦范例眾多，表明我國(guó)大陸深部蘊(yùn)藏著潛力巨大的礦產(chǎn)資源[1]。以本溪億眾鑫礦業(yè)公司為例，埋藏在1000m以下，儲(chǔ)量31億t；隨著深部開(kāi)采的推進(jìn)，地下硐室特別是硐室群穩(wěn)定性的問(wèn)題日益突出，大型硐室群的失穩(wěn)甚至?xí)?dǎo)致大規(guī)模地壓的發(fā)生，盤(pán)古山鎢礦就曾出現(xiàn)過(guò)大規(guī)模的地壓活動(dòng)[2]。因此研究大型硐室群的支護(hù)手段對(duì)于礦山企業(yè)的施工安全和運(yùn)營(yíng)具有重要意義。

作為地下工程中最重要支護(hù)手段——錨桿支護(hù)，其被應(yīng)用于各種圍巖與不利地質(zhì)環(huán)境下。特別是近年來(lái)，為了解決深部及復(fù)雜困難巷道支護(hù)難題，又開(kāi)發(fā)出高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿支護(hù)技術(shù)[3，4]，錨桿支護(hù)不僅可以對(duì)關(guān)鍵塊體進(jìn)行加固，同時(shí)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(hù)將表層松動(dòng)圍巖與內(nèi)部穩(wěn)定性巖體進(jìn)行“固化”，在硐室表層形成一個(gè)較為堅(jiān)固的“組合拱”，控制錨固區(qū)圍巖的離層、滑動(dòng)、裂隙張開(kāi)、新裂紋產(chǎn)生等擴(kuò)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(qiáng)度和穩(wěn)定性[5]。目前錨桿主要分為機(jī)械式、粘結(jié)式與混合式，其中粘結(jié)式是最為常見(jiàn)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(shí)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(guó)大型地下硐室群中采用最多。為了確定錨桿間距對(duì)于某礦山硐室群圍巖支護(hù)效果的影響，在計(jì)算時(shí)分別設(shè)計(jì)了0.5m，1m，1.5m與2m間距的四邊形布置方式計(jì)算工況。通過(guò)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(chǎn)施工提供理論指導(dǎo)。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(zhǎng)2450m，礦體平均厚度49m?？刂蒲由顬?50～600m，向下仍有較大的延深，均超過(guò)-700m標(biāo)高。設(shè)計(jì)圈定儲(chǔ)量6317.9萬(wàn)t，利用儲(chǔ)量4713.59萬(wàn)t，平均地質(zhì)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(yáng)氣磁鐵石英巖型等。按構(gòu)造劃分，礦石以條帶狀構(gòu)造為主，塊狀構(gòu)造次之；上下盤(pán)圍巖以石英綠泥片巖為主，有時(shí)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(chǎn)狀一致，為整合接觸，在局部地段見(jiàn)有斷層接觸。由于構(gòu)造作用等，見(jiàn)有微裂隙錯(cuò)動(dòng)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(pán)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(zhǎng)期穩(wěn)定性考慮，需要對(duì)硐室圍巖進(jìn)行錨桿支護(hù)。

2 錨桿間距對(duì)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(shè)計(jì)階段提供的設(shè)計(jì)方案，某礦山地下硐室群包含五個(gè)主要硐室，由ANSYS軟件建立三維模型，劃分網(wǎng)格，然后導(dǎo)入到FLAC3D軟件中進(jìn)行計(jì)算，計(jì)算模型節(jié)點(diǎn)共計(jì)12萬(wàn)個(gè)，實(shí)體單元63萬(wàn)個(gè)。由于硐室群的布置具有三維特性，為了消除邊界約束對(duì)計(jì)算結(jié)果的影響，計(jì)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(biāo)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(yīng)力場(chǎng)以自重應(yīng)力場(chǎng)為主，其側(cè)向壓力系數(shù)為0.5。

由于項(xiàng)目處于可行性研究階段，無(wú)法獲取現(xiàn)場(chǎng)完整的巖塊試件，因此不能進(jìn)行精細(xì)的室內(nèi)試驗(yàn)確定巖體參數(shù)。為此本項(xiàng)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(jiàn)表1。

3.2 模擬結(jié)果及分析

按照設(shè)計(jì)方案硐室采用分層開(kāi)挖的方式進(jìn)行，根據(jù)以往工程經(jīng)驗(yàn)，硐室頂拱開(kāi)挖時(shí)，頂拱圍巖受力極為不利，所以多采用中導(dǎo)洞的方式開(kāi)挖，其開(kāi)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(kāi)挖由上而下分層進(jìn)行，分層高度為5.5m。

分別對(duì)錨桿間距為0.5m、1.0m、1.5m與2.0m支護(hù)系統(tǒng)下的圍巖變形、塑性區(qū)與錨桿應(yīng)力進(jìn)行了計(jì)算分析，由于各硐室在支護(hù)狀態(tài)以及無(wú)支護(hù)狀態(tài)下的圍巖變形與應(yīng)力分布規(guī)律近似相同，在此以1#硐室為例，對(duì)無(wú)支護(hù)以及不同錨桿間距支護(hù)系統(tǒng)下的圍巖變形進(jìn)行對(duì)比分析，受篇幅限制，在此僅列出分層開(kāi)挖時(shí)圍巖變形的數(shù)值模擬結(jié)果(圖3)和開(kāi)挖完成后圍巖塑性區(qū)和錨桿應(yīng)力的數(shù)值模擬結(jié)果(圖4、圖5)。

0.5m間距錨桿支護(hù)系統(tǒng)與無(wú)支護(hù)情況下的圍巖變形結(jié)果參見(jiàn)表2，不同錨桿間距系統(tǒng)支護(hù)下圍巖變形結(jié)果參見(jiàn)表3，無(wú)支護(hù)和0.5m間距錨桿支護(hù)系統(tǒng)變形曲線如圖6所示，不同錨桿間距系統(tǒng)支護(hù)下分層開(kāi)挖變形曲線如圖7所示。

表1 某礦山地下硐室群圍巖計(jì)算參數(shù)

圖3 支護(hù)狀態(tài)下分層開(kāi)挖后圍巖變形

圖4 開(kāi)挖完成后圍巖塑性區(qū)

圖5 開(kāi)挖完成后錨桿應(yīng)力

通過(guò)與無(wú)支護(hù)情況下圍巖變形的對(duì)比可以發(fā)現(xiàn)：錨桿支護(hù)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(yīng)減小，但間距在0.5～1.5m范圍內(nèi)圍巖變形的減小幅度逐漸趨緩。隨著開(kāi)挖進(jìn)行系統(tǒng)錨桿的應(yīng)力逐漸增加，其頂拱圍巖錨桿在硐室開(kāi)挖完成后應(yīng)力最大，其最大值約為29MPa，但遠(yuǎn)小于錨桿的極限抗拉強(qiáng)度，因此錨桿支護(hù)足以維護(hù)圍巖穩(wěn)定，結(jié)合以上分析結(jié)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(hù)間距在1～1.5m范圍內(nèi)較為適宜。

表2 0.5m間距錨桿支護(hù)系統(tǒng)與無(wú)支護(hù)的圍巖變形/mm

表3 不同錨桿間距系統(tǒng)支護(hù)下圍巖變形/mm

圖6 無(wú)支護(hù)和0.5m間距錨桿支護(hù)分層開(kāi)挖變形曲線

4 結(jié) 論

1)錨桿支護(hù)是一種深部加固巖體的有效方法，通過(guò)對(duì)不同錨桿間距的計(jì)算結(jié)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(nèi)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(jìn)行錨桿支護(hù)時(shí)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(hù)下分層開(kāi)挖變形曲線

2)通過(guò)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(jīng)驗(yàn)，該硐室群設(shè)計(jì)方案可行，但是在硐室開(kāi)挖前，需要通過(guò)精細(xì)地質(zhì)勘探對(duì)地質(zhì)構(gòu)造做進(jìn)一步確定，以保證開(kāi)挖過(guò)程中圍巖的穩(wěn)定。

[1] 孫豁然，毛鳳海，柳小波，等.礦產(chǎn)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(yù)應(yīng)力強(qiáng)力支護(hù)系統(tǒng)及其在深部巷道中的應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報(bào)，2007，32(12)：1233-1238.

[4] 康紅普，林健，吳擁政.高應(yīng)力巷道強(qiáng)力錨桿支護(hù)技術(shù)及應(yīng)用[C]//中國(guó)巖石力學(xué)與工程學(xué)會(huì)地下工程分會(huì)編.第十屆全國(guó)巖石力學(xué)與工程學(xué)術(shù)大會(huì)論文集.北京:中國(guó)電力出版社，2008:71-78.

[5] 王金華.我國(guó)煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)的新發(fā)展[J].煤炭學(xué)報(bào)，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～I(xiàn)V 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(guó)家自然科學(xué)基金項(xiàng)目資助( 編號(hào)：51104033)

柳小波(1980-)，男，遼寧沈陽(yáng)人，博士，2009年畢業(yè)于東北大學(xué)采礦工程專業(yè)，現(xiàn)任講師，主要從事現(xiàn)代開(kāi)采技術(shù)、綠色開(kāi)采技術(shù)、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(xué)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