自然崩落法出礦進路斷層交錯區域支護方式研究

楊八九，者亞雷，李爭榮，杜桂全

(1.云南亞融礦業科技有限公司， 云南 昆明 650093；2.云南迪慶有色金屬有限責任公司， 云南 迪慶市 674400)

0 引言

有色金屬的開采在我國礦產資源開采中占有較大的比重[1]。礦體的開采受開采技術條件、礦體賦存環境、地質條件等很多因素的影響。迪慶有色金屬責任有限公司普朗銅礦采用自然崩落法開采，礦區有5條大的斷層交錯，在這種復雜環境中，底部結構能否長期穩定是自然崩落法開采的關鍵。普朗銅礦在斷層區域Ⅳ類巖體中的穿脈巷道采用2次支護：第一次支護采用噴射混凝土—砂漿錨桿—金屬網聯合支護，第二次支護采用噴射混凝土—砂漿錨桿—金屬網—中長錨索支護，但從目前使用效果來看，均發生了較為嚴重的破壞。因此，有必要對復雜斷層區域的支護方式進行分析研究[2-3]。諸多學者驗證了采用數值模擬手段分析斷層交錯區域巷道、硐室支護方式的可靠性[4]，可以通過數值模型分析不同支護方式對巷道圍巖應力、位移、塑性區變化的影響[5]。

1 基于FLAC3D的巷道復雜斷層實體單元建模

復雜地層中地下洞室工程環境惡劣，地質構造復雜，通常被眾多的地質斷層切割，斷層破壞了巖體的完整性，降低了巖體強度，成為了洞室結構局部失穩的主要因素，因此處于復雜地質斷層中的地下洞室圍巖穩定一直是國內外巖土工程界關心的熱點問題。普朗銅礦底部結構巖層中斷層縱橫交錯，必須采用三維建模才能反映底部結構實際布局，同時還要考慮施工開挖方法，且當多條任意形態的斷層穿過底部結構，由于地質斷層與洞室結構相交的任意性，三維數值離散化工作將更加紛繁復雜。

在連續介質力學數值方法中，一般采用特殊界面單元或薄層實體單元模擬斷層。本次采用斷層實體單元建模法，對普朗銅礦底部結構進行分析研究。該方法將斷層寬度內的網格細分作薄層實體單元處理，按實際斷層材料參數賦值，跟主體介質材料一樣按彈塑性模型計算。該方法考慮了斷層厚度的影響，能夠比較真實的反應現場實際情況。

本次建模范圍為普朗銅礦首采區穿脈N4-S9底部結構，包括FI-1、FII-1、FII-2、FIII-1、FIII-25條縱橫交錯的斷層，根據底部結構分區結果對建模區域內的不同區域進行分別賦予參數。模型x軸方向垂直于礦體走向，與穿脈平行，長度為1200 m，y軸為礦體走向方向，長度為1000 m；z軸為豎直方向，底部標高3500 m，頂部為平均地表標高3950 m。建模平面見圖1，模型共計1 029 204個六面體單元和1 056 362個節點，建立的整體模型見圖2和圖3。

圖1 建模底部結構平面

圖2 建模分區及斷層分布

圖3 斷層與底部結構

2 支護方案

2.1 鋼拱架加固

隨著我國隧道修建中遇到越來越多的軟弱圍巖問題，錨噴支護以后，隧道仍發生隧底隆起、邊墻較大內移、初支開裂嚴重、滲水甚至塌方等。為了克服這些困難，出現了將鋼架（型鋼拱架或格柵鋼架）增設在初期支護中。鋼架的主要作用是在短時間內給予圍巖強有力的支護，約束圍巖的位移，控制圍巖塑性區的發展。

本次模擬的出礦進路為三心拱斷面，規格為4.6 m×4.4 m。在噴錨網支護的基礎上在模型出礦進路出礦點位置加入4排鋼拱架，拱架與裝礦進路斜交。拱架采用HW200×200的型鋼，架拱間距為0.5 m，拱架之間采用橫向拉筋連接，拱架采用彎鉤錨桿固定。拱架上部空采用單層鋼筋混凝土加固，混凝土強度為C30。施工時應依次架設拱架，綁扎鋼筋，然后將拱架與鋼筋整體澆筑，兩幫澆筑厚度 300 mm。

2.2 鋼管混凝土加固

本次模擬方案在出礦進路內側出礦點位置的巷道兩幫及拱頂設置壁厚為10 mm，直徑為300 mm的鋼管混凝土，并進行整體澆筑混凝土，兩排鋼管混凝土邊對邊間距為 0.5 m，模擬的出礦進路斷面尺寸與鋼拱架加固方案一致。

2.3 圍巖注漿加固

普朗銅礦底部結構有5條大的斷層交錯，節理較為發育，為注漿加固提供了便利。通過室內試驗，針對不同的巖性，注漿后圍巖自身強度能提高10%～30%，結合現場松動圈的測試，普朗銅礦松動圈約為 2.5 m，本次注漿模擬方案對巷道兩幫及拱頂3.0 m的范圍進行注漿，將注漿區域圍巖強度提高15%，達到提高圍巖內聚力、內摩擦角及彈性模量的目的。

3 計算參數

本次計算過程所采用的參數均通過大量的試算和經驗折減來確定。普朗銅礦首采區底部結構處于5條斷層構成的三角區域，巖體質量分級屬于Ⅱ區，模擬分析中所采用的計算參數見表1。

4 計算結果分析

4.1 不同方案出礦口位移分析

從圖4～圖6各方案出礦進路各方向位移云圖可以看出，當出礦進路通過斷層時，在支護后會發生一定的位移變形。巷道頂板主要以下沉為主，兩幫及底板主要向巷道臨空面鼓出。巷道兩幫位移量較頂板位移量大，而底鼓現象最為嚴重，方案一采用鋼拱架支護后頂板，最大下沉量為21.86 cm，兩幫最大鼓出位移量為25.31 cm，底鼓最大位移量為51.50 cm；方案二采用鋼管混凝土支護后，頂板最大下沉量21.72 cm，兩幫最大鼓出位移量為25.60 cm，底鼓最大位移量為51.88 cm；方案三采用圍巖注漿支護后，頂板最大下沉量9 cm，兩幫最大鼓出位移量為9 cm，底鼓最大位移量為19 cm。

表1 不同分區巖體力學參數

從圖7、圖8中出礦進路兩幫及頂板監測點位移曲線可以看出，對出礦進路加固后，方案一兩幫最大位移為12.5 cm，頂板最大位移為9.5 cm；方案二兩幫最大位移為12.5 cm，頂板最大位移為7.5 cm；方案三兩幫最大位移為 7 cm，頂板最大位移為6 cm。說明圍巖注漿加固的巷道變形抑制效果明顯好于鋼拱架及鋼管混凝土支護。

4.2 不同方案出礦進路應力分析

從圖9各方案出礦進路整體應力云圖可以看出，3種方案支護后，出礦進路拱腳位置均有應力集中現象發生，方案一最大應力值為12.75 MPa，方案二為13.3 MPa，方案三為13.2 MPa；支護后巷道兩幫及頂板均有拉應力出現，方案一最大拉應力值為2.22 MPa，方案二為2.16 MPa，方案三為1.0MPa。僅有方案三頂板的拉應力值小于折減以后礦區圍巖自身的抗拉強度值1.06 MPa，所以從應力分布規律看，圍巖注漿加固要優于其它兩個方案。

圖4 方案一出礦進路X-Y-Z方向位移云圖

圖5 方案二出礦進路X-Y-Z方向的位移云圖

圖6 方案三出礦進路X-Y-Z方向的位移云圖

圖7 各支護方案的出礦進路兩幫監測點位移曲線

圖8 各支護方案的出礦進路頂板監測點位移曲線

4.3 不同方案出礦口塑性區分析

各方案的出礦口圍巖塑性區分布如圖10所示。模擬計算得出：采用鋼拱架加固支護后，出礦口圍巖進入塑性狀態的體積分為1.35 m3，采用鋼管混凝土支護后塑性區體積為1.04 m3，圍巖注漿支護后塑性區體積為0.93 m3，所以從塑性區分布規律看，圍巖注漿加固要優于其他2個方案。

圖9 出礦進路整體應力云圖

圖10 各支護方案的出礦口圍巖塑性區分布

通過對普朗銅礦復雜斷層巖體中底部結構出礦進路、出礦口3種支護方案下的位移、應力及塑性區分布的對比分析，認為采用圍巖注漿加固可改變巖石自身的強度，比鋼拱架和鋼管混凝土支護更能有效控制斷層區域圍巖的變形。

5 結論

（1）普朗銅礦底部結構巖體中斷層縱橫交錯，采用鋼拱架、鋼管混凝土支護不能有效抑制圍巖變形，支護效果不佳。

（2）通過注漿使圍巖形成較為完整的整體，提高圍巖自身的力學性能，能有效地控制斷層區域圍巖的變形。

（3）對復雜斷層巖體中的底部結構支護方式的研究，為迪慶有色斷層交錯區域出礦進路的加固提供了參考。