斷層穿過巷道固幫控底穩頂支護

馮興隆, 李爭榮, 者亞雷, 彭 張, 魏銀鴻, 沙文忠

(1.云南迪慶有色金屬有限責任公司， 云南 香格里拉 674400；2.昆明理工大學 國土資源工程學院， 昆明 650093)

1 前言

普朗銅礦是我國目前采用自然崩落法開采的最大地下礦山之一，由于所有的出礦及運輸工程都位于底部結構中，因此底部結構的穩定與否直接決定礦山能否安全、持續的生產。普朗銅礦出礦穿脈位于3 720 m水平，距離地表約200 m，開采區域存在多條縱橫交錯的斷層，當斷層穿過出礦穿脈時，采用目前的噴錨網支護，巷道會發生不同程度的破壞，因此有必要對斷層穿過出礦穿脈時巷道的破壞機理及支護方案進行研究[1-5]。

2 巷道破壞機理分析

復雜地層中地下巷道工程環境惡劣，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，成為了巷道結構局部失穩的主要因素。普朗銅礦底部結構巖層中斷層縱橫交錯，礦區首采區賦存的5條斷層將礦體縱橫切割，斷層及附近影響帶礦巖破碎，巖石自承載能力差，底部結構容易發生變形破壞。

普朗銅礦底部結構破壞嚴重區域主要集中在S3、S4、S5 出礦穿脈，且位于多條斷層縱橫交錯地點，巖體較為破碎，顯然斷層對巷道的穩定性有較大影響。通過對現場大量破壞情況調查發現，出礦穿脈的主要破壞部位是巷道直墻底部、直墻拱部和直墻中部的位置出現破壞，現場多個地方表現都較為明顯，兩幫出現明顯的底鼓和片幫，而頂板則保持完整狀態未發生破壞，破壞情況如圖1所示。

圖1 現場破壞情況圖

變形經典理論的一個重要標志是變形的協調性，即每一個物質點變形后在空間都有一個唯一確定的位置。如果對物體的假想微元施加任意變形，一般而言，若不再另加變形，我們不能將這些變形的微元重新拼合成為一個變了形的物體整體。我們說，這種變形是非協調的。只有滿足某些限制—“協調條件”，換言之，變形必須是協調的，變形后的微元才能無縫地拼合起來。根據普朗銅礦巷道腰線至墻腳位置可能最先發生變形破壞的現象，結合變形協調理論，巷道開挖空間是一定，先變形的區域所產生的變形空間，若不施加一定的限制措施，勢必牽制其余巷道圍巖錯位以協調變形空間。

巷道的失穩過程是兩幫腰線位置首先表現出顯著的剪出破壞，繼而頂板出現彎曲變形，拱角的圓弧曲線向犄角形過渡，應力集中現象不斷加劇導致圍巖壓碎頂板彎曲下沉，兩幫承載力的削弱加上不斷下沉頂板所施加的壓力增大，繼而發生大規模的片幫或垮幫；最終形成“兩幫剪切變形→頂板彎曲下沉→兩幫受壓碎裂→片幫或垮幫→兩幫對頂板支撐削弱→頂板彎曲下沉加劇→兩幫破裂加劇”的惡性循環。隨著周圍出礦口的放礦擾動，頂板處于動荷載影響范圍及程度變大，形成大量破裂區[6-8]。

由上述圍巖變形破壞特征可知，巷道頂板巖層表現出疊合梁及冒落拱的結構特性，而兩幫表現出裂隙體結構屬性，且兩幫與頂、底間層理發育，故圍巖屬于強頂弱幫型。所以，針對這類巷道圍巖條件，本文提出了固幫控底穩頂支護方案。

3 支護方案

3.1 現有支護方案

設計采用雙層噴錨網進行支護：第一次支護采用鋼纖維混凝土，砂漿錨桿， 金屬網聯合支護。噴射混凝土厚度100 mm，強度等級C25，砂漿錨桿采用灰砂比2∶1水泥砂漿全長錨固，錨桿體使用φ22 mm 二級螺紋鋼，間距 1.0 m×1.0 m，錨桿長度均為 2.25 m，托盤為 200 mm×200 mm×10 mm鋼板，第一次錨桿支護共11根；金屬網采用φ6.5 mm鋼筋制作，網度150 mm×150 mm。

第二次支護采用鋼纖維混凝土—砂漿錨桿—金屬網—中長錨索支護。錨網支護及鋼纖維噴射混凝土支護與第一次相同，第二次支護增加中長錨索支護，拱部4根錨索，兩幫兩根錨索，錨索間距1.5 m，排距2.0 m。錨索由2根φ15.20 mm的1×7標準鋼絞線組成，采用灰砂比2∶1砂漿全長黏結。

3.2 固幫控底穩頂支護方案

通過對巷道破壞機理及破壞區域圍巖變形特征分析可知，巷道頂板巖層表現出疊合梁及冒落拱的結構特性，而兩幫表現出裂隙體結構屬性，且兩幫與頂、底間層理發育，故圍巖屬于強頂弱幫型。所以，針對這類巷道圍巖條件，本文提出了固幫控底穩頂支護方案[9-10]。

設計采用的雙層噴錨網支護每層錨桿間距為1 m，在施工規范理想條件下，錨桿間距為 0.5 m，錨桿間距太小，此時可能會產生“群錨效應”。即錨桿在地層產生的應力場相互重疊，將減小錨桿的抗拔能力并增加位移量。加之，過密的錨桿會使得斷層區域的巖體更加破碎，影響巖體的完整性，不能充分發揮錨桿組合梁理論的支護方式。為避免此類現象發生，可以適當增大錨桿間距增加錨桿的長度。固幫控底穩頂支護方案中選用單排錨桿，間距為1 m，錨桿長度則根據現場松動圈實測結果進行選取。聲波測試結果S4 穿脈最大松動圈范圍為 2.4 m，錨桿長度應超出松動圈深度 30 cm，因此選取錨桿長度為 2.7 m。

針對頂板下沉量大，其錨桿支護宜選用組合梁理論與懸吊理論相融合的方式，而兩幫因具有裂隙體破壞特征，其錨桿支護宜選用擠壓加固和整體錨固相融合的方式。固幫控底穩頂支護方案具體為：巷道兩幫澆筑厚度為800 mm混凝土，強度等級C25；頂板采用鋼拱架及噴射厚200 mm鋼纖維混凝土進行支護，采用規格為0.55×30 mm端鉤型鋼纖維，摻量40 kg/m3，底板澆筑300 mm混凝土。錨桿體使用φ22 mm二級螺紋鋼，間距1.0 m×1.0 m。巷道兩幫及底板打8根長2.7 m的全長砂漿錨桿，頂板打6根長2.7 m的預應力錨桿，兩邊墻腳打長度為4 m的扎腳錨桿，拱部打6根長度為8 m的錨索，支護形式如圖2所示。

圖2 固幫控底穩頂支護示意圖

4 數值模擬計算分析

4.1 計算模型

利用FLAC3D軟件建立斷層穿過巷道頂底板數值模擬，其中巷道尺寸為4.2 m×3.9 m，斷層厚度為1 m，在巷道頂底板及兩幫布置監測點進行位移、應力測量，建立模型如圖3所示。

圖3 斷層穿過巷道建模圖

4.2 應變分析

從圖4、圖5整體位移云圖可以看出，巷道開挖采用雙層噴錨網進行支護，兩幫及頂底板圍巖位移變形均較大，最大位移量為1.54 cm；采用固幫控底穩頂支護方案支護后，圍巖位移量比采用雙層噴錨網進行支護有所減小，其中，巷道兩幫位移變形量明顯減小，最大為0.6 cm，巷道頂底板最大位移量為0.1 cm。從圖6、圖7巷道監測點X方向位移趨勢圖可以看出，采用雙層噴錨網進行支護，巷道兩幫即斷層上下盤圍巖變形量差距較大，斷層下盤圍巖的位移量較斷層上盤圍巖的位移量大；采用固幫控底穩頂支護方案，斷層上下盤圍巖形變均勻，未產生兩幫變形不一致的現象。說明斷層穿過巷道時采用固幫控底穩頂支護方案具有較好的控制形變效果，巷道協同變形。

圖4 雙層噴錨網支護整體位移云圖

圖5 雙層噴錨網支護X方向位移趨勢圖

圖6 固幫控底穩頂支護整體位移云圖

圖7 固幫控底穩頂支護X方向位移趨勢圖

4.3 應力分析

從圖8、圖9可以看出，巷道開挖采用雙層噴錨網進行支護后，圍巖有拉應力出現，最大拉應力值為0.2 MPa，且拱角位置有明顯的應力集中現象發生，應力集中最大值為3.11 MPa，斷層上下盤圍巖受力不相同，斷層上盤巷幫圍巖以壓應力為主，斷層下盤巷幫圍巖應力釋放明顯，表現為以拉應力為主，斷層下盤圍巖容易發生由拉應力導致的變形破壞。采用固幫控底穩頂支護方案進行支護，拉應力及應力集中現象消失，與采用雙層噴錨網支護相比，巷道頂板應力減小，而巷道兩幫應力則增大，具體如圖10、11所示。這是由于頂板長錨索和預應力錨桿將巷道頂板斷層圍巖釋放壓力部分的轉移到固幫后穩定的巷道兩幫，將內應力場中的支承壓力部分的轉移到支護體外應力場中，有效地減輕了頂板壓力。說明斷層穿過巷道時采用固幫控底穩頂支護方案能夠減輕頂板下沉量并防止了斷裂頂板的臺階下沉和切頂現象的發生。

圖8 雙層噴錨網支護應力云圖

圖9 雙層噴錨網支護X方向應力趨勢圖

圖10 固幫控底穩頂支護應力云圖

圖11 固幫控底穩頂支護X方向應力趨勢圖

4.4 塑性區分析

從圖12、圖13可以看出，采用雙層噴錨網對巷道支護后，塑性區分布范圍及塑性區體積明顯比不支護時減小，在斷層下盤附近區域有小范圍的塑性區出現，而采用固幫控底穩頂支護方案對巷道支護后，巷道圍巖基本上沒有塑性區，表現出較好的穩定性。

圖12 雙層噴錨網支護塑性區圖

圖13 固幫控底穩頂支護塑性區圖

4.5 錨桿安設位置對固幫控底穩頂支護方案影響分析

上述計算方案中，錨桿位置是安設于巷道圍巖上，現考慮對混凝土支護結構采用后錨固技術(在混凝土澆筑體上打孔安設錨桿并與巷道圍巖連接)進行計算分析，計算結果如圖14所示。

圖14 整體位移圖

從圖14可以看出，采用混凝土后錨固技術進行支護，整體位移比錨桿錨固于圍巖上時明顯減小。這是由于采用混凝土后錨固技術，將混凝土支護體與圍巖緊密聯系成為整體共同發揮作用。

5 結論

通過現場破壞請調查分析，以及采用FLAC3D采用數值軟件對礦山現行設計的雙層噴錨網支護與固幫控底穩頂支護進行分析比較，得出以下結論：

(1)普朗銅礦斷層穿過底部結構時，出礦穿脈的失穩過程是兩幫腰線位置首先表現出顯著的剪出破壞，繼而頂板出現彎曲變形。

(2)采用雙層噴錨網支護，巷道頂底板的位移量較巷道兩幫的位移量大，斷層下盤圍巖的位移量較斷層上盤圍巖的位移量大。斷層上下盤圍巖受力不相同，斷層上盤巷幫圍巖以壓應力為主，斷層下盤巷幫圍巖應力釋放明顯，表現為以拉應力為主，斷層下盤圍巖更容易發生變形破壞。

(3)采用固幫控底穩頂支護方案，能夠有效控制巷道圍巖的不均勻變形，減輕頂板下沉量并防止了斷裂頂板的臺階下沉現象發生，對巷道變形破壞具有較好的控制效果。