深部大斷面硐室開挖順序及支護參數優化

摘要：為解決深部大斷面硐室開挖穩定性問題，采用數值模擬的方式開展深部大斷面硐室開挖順序及支護參數優化研究。建立了大斷面硐室分布開挖模型，依據“先頂后幫”“先幫后頂”“幫頂同掘”的原則并參照工程現場中綜掘機截割方式，設計16種模擬開挖方案。分別針對5種不同支護類型進行效果分析，并依據模擬結果對支護參數進行優化。結果表明：綜合考慮塑性區變化、圍巖收斂及開挖器具等因素，認為采用“先頂后幫”的斷面開挖方式具有較小的擾動，并確認了最佳的開挖順序。錨桿錨索和混凝土砌碹可以有效增加硐室的穩定性和承載能力，但硐室幫部、中間部位及底板中間部位仍存在變形，需要適當提高錨桿錨索的支護密度，并輔以注漿加強。

關鍵詞：深部開采；大斷面；硐室；穩定性；數值模擬；開挖順序；支護

中圖分類號：TD354文章編號：1001-1277（2025）01-0075-07

文獻標志碼：A doi：10.11792/hj20250112

引言

目前，各大礦山都已基本完成淺部資源開采進而轉入深部開采3。深部開采將成為金屬礦產資源開發的必然趨勢，向地球深部進軍，著力推動采礦行業智能化改造升級，開展深部智能化開采技術研究具有重要的戰略意義④。深部開采相較于淺部開采，地應力較大、應力場復雜多變，圍巖出現脆性向延性轉變及流變和擴容特征等現象⑧～，加之強采動影響下所導致的次生破碎巖體開挖條件，導致深埋大斷面硐室群圍巖控制難度增大、支護成本劇增，因此為實現深部礦產資源的安全開采，保證深部大斷面硐室施工及圍巖穩定性控制成為亟須解決的問題。

深部硐室工程具有以下特點：①硐室斷面尺寸大，斷面高寬比不均，硐室群暴露空間大；②硐室群空間結構復雜，可劃分為空間密集交錯型和平面展開布局型兩類典型布局形式；③硐室埋深大，工程穩定性受深部高地應力及破碎巖體工程地質條件影響；④硐室巷硐集中，各子工程開挖次序復雜，大斷面硐室開挖分步工程較多，后掘工程施工對先掘工程損傷擾動大；⑤硐室服務周期長，受高原巖應力、采動應力及井下作業擾動等耦合作用影響，巷硐支護要求高12—15

為解決深部大斷面硐室開挖穩定性問題，本研究采用數值模擬的方式開展深部大斷面硐室開挖順序優化研究，并在此研究基礎上提出支護優化建議，這對確保深部資源開發具有重要意義。

1巖體力學參數

巖體力學參數是數值模擬的基礎數據，參數準確性越高，模擬結果可靠性越強6。甘肅某礦山巖體及錨桿錨索力學參數如表1、表2所示。巖體采用Mohr—Coulomb 本構模型，數值計算遵循軟件默認的收斂標準并計算至完全平衡（不平衡力收斂比率小于10～3）。在模型四周及頂底部固定，根據礦山實測地應力數值進行設置，其中，垂直應力σ取30MPa，水平應力σ取30MPa、σ，取50MPa。

2 Flac3D數值模擬方案設計

2.1斷面開挖順序優化

硐室群中各硐室普遍是較大斷面硐室，而且處于地下數千米深，一般采用分布開挖，然而不同分布開挖順序將對硐室圍巖穩定性帶來不同程度的影響。因此，將硐室分8步進行開挖（如圖1所示）。依據“先頂后幫”“先幫后頂”“幫頂同掘”的原則并參照工程現場中綜掘機截割方式，設計了16種開挖方案。采用Flac3軟件對硐室開挖順序進行模擬，模型整體長×寬為27m×90m，高為120m，硐室尺寸為9m×12.4m，該模型包括174243個節點、939970個單元、9個群組。硐室開挖順序優化數值模型如圖2所示。

2.2支護參數優化

為研究不同硐室圍巖支護形式的效果和承載結構對硐室穩定性的影響，待斷面開挖順序優化完畢后，在開挖模型的基礎上進行支護參數的優化模擬。本文共設置5種初始支護方案，分別如表3所示，無支護的方案為對照組。錨桿支護采用φ32 mm×6 mm的無縫鋼管，間排距為2 m×2m，注漿材料采用單水泥漿液，其水灰比為0.65～0.80。錨索支護采用規格為φ15.2 mm×10000 mm的精軋螺紋鋼筋錨索，以M25砂漿全長錨固，網度為1.9m×1.9m，墊板規格采用δ=15 mm、S=300 mm×300 mm。混凝土砌碹支護采用厚度為600 mm的混凝土砌塊，其強度等級為C40，鋼筋混凝土保護層厚度為50 mm。Cable結構單元和Liner結構單元分別用來模擬錨桿錨索支護和混凝土砌碹支護[18]。根據初始設計要求，頂板和幫部安裝了14排錨桿和錨索，共計420根，錨桿和錨索的力學參數如表2所示。混凝土砌碹厚度設定為0.6 m。支護模擬的具體實現過程如圖3所示。

3結果及分析

3.1開挖順序優化結果及分析

通過模擬計算平衡，得到各方案的塑性區破壞情況，如圖4所示。從圖4可以看出：不同的開挖順序必然會對硐室圍巖產生不同的擾動影響，最終表現為塑性區發育范圍與圍巖收斂量存在顯著區別。各開挖方案數值計算結束后硐室圍巖塑性區總面積與收斂量的變化曲線如圖5所示。從圖5可以看出：①在同等條件下，方案6的兩幫收斂量最小，方案3的頂底收斂量最小；②兩幫收斂量都遠高于頂底收斂量；③方案8開挖時是塑性區總面積最小的方案。

通過前述分析可知，塑性區總面積與圍巖收斂量的最小值均屬于不同方案，為確定硐室的最佳開挖方式，仍以圍巖穩定性評價系數作為評價指標，將方案1中的兩幫收斂量、頂底收斂量和塑性區總面積作為參照量。各方案的圍巖穩定性評價系數如圖6所示。從圖6可以看出：方案3的穩定性評價系數最小，其次是方案2，其余均較高。從可行性角度分析方案2、方案3均可選擇，但根據礦山要求、鑿巖開挖器具及開挖進度，選擇方案2作為開挖的最佳方案較為合理。

3.2支護參數優化分析

不同支護形式下圍巖的位移分布云圖如圖7所示。從圖7可以看出：當沒有任何支護時，硐室的兩幫收斂量達到了7.7 cm，頂底板收斂量為5.6 cm。只選擇錨桿進行單獨支護，兩幫收斂量為7.6 cm，而頂底板收斂量則為5.5 cm。單獨的錨索支護，頂底板及兩幫的收斂量值略低于錨桿支護，由于錨索的長度及抗拉強度更高，因此錨索支護效果略勝于錨桿支護。錨桿錨索與圍巖之間的相互接觸會產生擠壓摩擦，二者的作用機理類似。混凝土砌碹支護極大地提高了硐室的穩定性，圍巖兩幫的收斂量縮短至5.6 cm，而頂底板收斂量也減少至3.4 cm，其他部分的變形也變小了許多。這表明，混凝土砌碹支護對圍巖的支護效果遠遠優于錨桿錨索單獨支護。當采用3種支護方式進行聯合支護時，硐室兩幫及頂底板的收斂量相對混凝土砌碹支護來說也得到了小幅度降低，這意味著三者聯合支護對井下超大斷面硐室變形破壞的控制效果要優于混凝土砌碹單獨支護。

不同支護形式下大斷面硐室圍巖的塑性變形云圖如圖8所示。從圖8可以看出：由方案1到方案5進行支護時硐室周邊塑性區范圍顯著減小，而硐室的穩定性得到了顯著提高。當硐室沒有任何支護時，硐室周邊塑性區分布范圍較大，破壞主要集中在頂部及幫部。而單獨采用錨桿錨索支護時，硐室周邊的塑性破壞范圍幾乎相同，這表明錨桿錨索對硐室支護效果不夠明顯。然而，采用混凝土砌碹單獨支護后，破壞面積明顯減少，硐室的穩定性得到了顯著提高。采用3種支護方式聯合支護后，圍巖的塑性區達到最小值，硐室更加穩定。綜合來看，聯合使用錨桿錨索和混凝土砌碹的支護方式是一種更為優秀的方案，可有效提高井下超大斷面硐室的穩定性和安全性。

錨桿錨索聯合支護變形特征如圖9所示。從圖9可以看出：聯合支護下，錨桿錨索x方向上最大位移量約為20 mm，集中于硐室兩幫，而拱頂位移變化較小；z方向位移變化較大的部位分布在硐室頂板及直墻腳底，最大位移量可達7.9 mm。這主要是由于硐室開挖后，直墻處產生了較大的臨空面，出現應力松弛效應，硐室圍巖失去支撐，于是逐漸向內收斂。當硐室進行支護時，由于圍巖與錨桿錨索及水泥漿之間相互作用，產生了摩擦和擠拉[19]。這種對稱結構下的作用，也反映在錨固水泥漿的應力云圖中，呈現對稱分布的特點。在襯砌固定后，錨桿錨索墊板附近受到了較大的壓力，導致應力集中的出現。與此同時，錨桿錨索的尾端則出現了拉力狀態。通過觀察錨桿錨索單元的塑性分布特征可以發現，在支護過程中，錨桿錨索單元并沒有發生塑性屈服現象。這表明支護措施起到了很好的作用，穩定了硐室結構，提高了圍巖的穩定性和抗壓能力。

砌碹支護位移云圖如圖10所示。從圖10可以看出：在水平方向上，硐室圍巖受到了近乎相同的擠壓力，因此變形量也接近。在垂直方向上，由于底部未進行支護，所以圍巖的位移量比拱頂多出了兩倍多。此外，混凝土砌碹支護還可以提高硐室的承載能力，從而減少圍巖破壞的風險。因此，在硐室設計中，混凝土砌碹支護是一種十分重要的圍巖支護形式。

由上述分析可知，大斷面硐室支護需要采用多種支護形式來確保其穩定性和安全性。聯合支護可以有效增加硐室的穩定性和承載能力。盡管該支護方案已經取得了一定的效果，但是從變形破壞情況來看，硐室兩幫中間部位仍然是硐室變形的主要部位，變形量約為5.6 cm，底板中央部位的變形量也達到了3.4 cm。這表明該方案還需要進一步優化改善。

3.3支護方案改進

前述模擬結果表明，在不同的支護參數下，硐室幫部、中間部位及底板中間部位仍有一定變形量，因此，對初始支護方案進行改進：首先，適當提高錨桿錨索的支護密度；其次，針對變形部位進行注漿補強。在錨桿錨索與混凝土砌碹聯合支護方案中，將錨索數量增加至270根，并增加錨桿的數量和長度，其中長3m的錨桿共336根、長4.5 m的錨桿共168根。錨桿錨索支護改進方案平面布置如圖11所示。通過模擬計算和對比分析，發現改進后的支護方案，不僅使得圍巖受力分布更加均勻，而且具有很好的承載能力和穩定性，同時增強了支護效果。

4結論

1）建立了大斷面硐室分布開挖模型，依據“先頂后幫”“先幫后頂”“幫頂同掘”的原則并參照工程現場中綜掘機截割方式，設計16種模擬開挖方案。模擬結果表明，采用“先頂后幫”的斷面開挖方式具有較小的擾動，并確認了最佳的開挖順序。

2）模擬結果表明：采用錨桿錨索與混凝土砌碹聯合支護方式可以更好地控制深部大斷面硐室的變形和破壞，相較于混凝土砌碹單獨支護方式，聯合支護的效果更佳。

3）在錨桿錨索與混凝土砌碹聯合支護方案中，硐室幫部、中間部位及底板中間部位仍有一定變形量。因此，將錨索數量增加至270根，并增加錨桿的數量和長度，其中，長3m的錨桿共336根、長4.5m的錨桿共168根。改進后的支護方案，不僅使得圍巖受力分布更加均勻，而且具有很好的承載能力和穩定性，同時增強了支護效果。

[參考文獻]

[1]何滿潮，李春華，王樹仁.大斷面軟巖硐室開挖非線性力學特性數值模擬研究[J].巖土工程學報，2002（4）：483-486.

[2]周東良，劉玉橋，李占奎，等.深部金屬礦山卸壓開采硐室設計及模擬效果分析[J].黃金，2018，39（4）：27-30，47.

[3]肖同強，李化敏，楊建立，等.超大斷面硐室圍巖變形破壞機理及控制[J].煤炭學報，2014，39（4）：631-636.

[4]劉煥新，王劍波，趙杰，等.膠東大型黃金礦山深部開采地壓控制實踐[J].黃金，2018，39（9）：39-44.

[5]蔣紹永，肖同強，陳貴陽.特大斷面硐室底鼓控制技術研究[J].煤炭科學技術，2015，43（3）：36-39.

[6]肖同強，李化敏，王桂生，等.復雜結構大斷面硐室圍巖穩定控制研究[J].采礦與安全工程學報，2017，34（1）：9-15.

[7]賈住平，鄭祿璟，金開玥，等.超大斷面破碎軟巖硐室圍巖穩定性及控制技術研究[J].黃金，2024，45（9）：1-7.

[8]林惠立，石永奎.深部構造復雜區大斷面硐室群圍巖穩定性模擬分析[J].煤炭學報，2011，36（10）：1619-1623.

[9]韋四江，勾攀峰，于春生.大斷面破碎硐室圍巖蠕變模擬及控制技術[J].采礦與安全工程學報，2013，30（4）：489—494.

[10]程燕學.大斷面硐室錨噴注聯合支護技術[J].煤炭科學技術，2016，44（2）：128-132.

[11]程燕學，鄭新旺.大斷面強流變軟巖硐室群失穩機理及加固技術研究[J].能源技術與管理，2013，38（5）：21—23.

[12]王峰，余慶，張建.深部大斷面軟巖硐室支護技術優化及應用[J].煤炭科學技術，2016，44（2）：133—138.

[13]馮月新，尹乾，許國安.大斷面軟巖硐室穩定性控制技術[J].煤炭科學技術，2016，44（1）：90—94.

[14]翟新獻，秦龍頭，趙高杰，等.大斷面硐室頂板卸壓機理及其應用技術研究[J].煤炭科學技術，2015，43（10）：1—6.

[15]翟新獻，涂興子，李如波，等.平煤八礦硐室圍巖控制聯合支護技術研究[J].煤炭技術，2018，37（5）：1—3.

[16]楊仁樹，薛華俊，郭東明，等.復雜巖層大斷面硐室群圍巖破壞機理及控制[J].煤炭學報，2015，40（10）：2234—2242.

[17]岳中文，楊仁樹，閆振東，等.復合頂板大斷面煤巷圍巖穩定性試驗研究[J].煤炭學報，2011，36（增刊1）：47—52.

[18]司林坡，王曉卿.基于數值模擬的煤礦井下超大斷面硐室支護優化[J].煤炭科學技術，2022，50（3）：61—68.

[19]康紅普，林健，楊景賀，等.松軟破碎井筒綜合加固技術研究與實踐[J].采礦與安全工程學報，2010，27（4）：447—452.

Excavation sequence and support parameter optimization for large-section chambers in deep mining

Li Hongye'，Yang Yaping'，Luo Huanzhen'，Zhang Xizhi1，Shi Ming'，Wang Gang'，Chen Xun2

（1.Mining Engineering Branch of Jinchuan Group Engineering Construction Co.，Ltd.;2.School of Resources and Environmental Engineering，Shandong University of Technology）

Abstract：To address the stability challenges when large-section chambers are excavated in deep mining，this study employed numerical simulations to investigate excavation sequences and optimize support parameters for large-section chambers.A distribution and excavation model for large-section chambers was established，and 16 excavation schemes were designed based on principles such as\"roof first，then walls\"\"walls first，then roof\"and\"simultaneous walls and roof\"as well as the cuting approach of integrated excavator on mine site.The study analyzed the effects of 5 different support types and optimized support parameters based on the simulation results.The findings indicate that the\"roof first，then walls\"excavation sequence results in minimal disturbances when considering factors like plastic zone changes，surrounding rock convergence，and excavation equipment.Bolts，cables，and concrete lining significantly enhance chamber stability and load-bearing capacity;however，deformation persists in the wall，middle，and middle areas of floors of the chamber.It is recommended to increase the density of bolts and cables and supplement with grouting for reinforcement.

Keywords：deep mining;large-section;chamber;stability;numerical simulation;excavation sequence;support