谦比希铜矿大型维修硐支护方案*

杨 鹏，张东红，王贻明，胡国斌，郑学敏，陈顺满

（1.中色非洲矿业有限公司 谦比希铜矿；2.北京科技大学 土木与资源工程学院，北京 100083）

1 引言

随着浅部矿产资源的不断消耗，越来越多的矿山开始由浅部到深部开采进行过渡。由于深部开采埋深大，相应的开采成本会大大增加。伴随着计算机和自动化设备的快速发展，越来越多的矿山向自动化、信息化和智能化的方向发展［1-2］。自动化、信息化和智能化矿山的建设与发展，离不开铲运机、凿岩台车、锚杆台车、锚索台车等大型设备，需建设大型维修硐室对设备进行维修。由于深部矿山埋深大，若在地表建设维修硐室，其成本较高、效率低，因此，很有必要在井下建设大型维修硐室［3］。大型硐室的服务年限较长，断面大，其稳定性对保证矿山的安全生产至关重要［4-5］。

国内外学者针对大型维修硐室的特点进行了大量研究，李岁学结合酒钢西沟矿大型破碎硐室复杂工程地质特点，提出了锚网喷联合支护方案，应用效果较好［6］。孙和林结合大型硐室支护技术，分析了硐室常用的支护方式有金属支架支护、锚注支护、锚喷支护、锚网喷支护、锚索支护和锚网索支护［7］。翟会超的研究表明影响大型硐室稳定性的主要因素有地应力、地下水、硐室断面和硐室形状等［8］。梁权宇采用数值模拟技术建立深井大断面硐室三维模型，分析了硐室支护后的应用效果［9］。王辰林以鹤壁四矿主皮带机头硐室为研究对象，结合该硐室工程地质条件，提出了锚喷锚索组合支护技术［10］。Yang Yu 对大型软岩硐室的破坏机理进行了分析，认为岩性和节理裂隙分布是影响硐室稳定性的重要影响因素［11］。Yu Werijian 对曲江煤矿主运输巷道进行了工程地质调查，认为影响巷道大变形的主要因素为岩石强度、应力状态、应力释放形式、支护形式和地下水等［12］。虽然这些研究都解决了大型维修硐室的稳定性问题，但不同工程地质条件下的硐室其影响因素不同，需针对不同的工程地质情况，有针对性的对其影响因素进行分析，提出合理的支护方案。

本文以谦比希铜矿东南矿体井下大型维修硐室为工程研究背景，针对该维修硐室断面大、埋深大、硐室群多等特点，对其工程地质情况进行调查和岩体质量稳定性评价，并采用BIENIAWSKI强度理论和冒落拱理论对其稳定性进行校核和冒落拱高度预测，提出了该维修硐室的支护方案，可为类似工程提供一定的参考。

2 工程地质概况

谦比希铜矿东南矿区矿体赋存于680ML至1060ML水平，设计采用竖井和平巷联合开拓方式，地表无斜坡道通井下。设计5个生产运输中段，分别为680ML、800ML、900ML、980ML和1080ML，生产能力为330万t/a。为满足矿山生产需要，并实现将东南矿区建设成为高度自动化、机械化的现代化先进矿山，井下使用大型无轨设备进行生产作业，主要生产设备和辅助设备型号为SANDVIK的DD422I凿岩台车、LH514铲运机、TH540矿卡、DS411支护台车及GETMAN S3120撬毛台车等。因此在800ML中段设计大型无轨设备维修硐室，用于井下无轨生产及辅助设备日常检修、维护和大修，保障无轨设备的高效运行。

通过在现场进行工程地质调查，维修硐室主要赋存在下盘石英岩中，在室内对岩石的物理力学参数进行测试，得到下盘石英岩的物理力学参数如表1所示。如图1所示为该大型维修硐室的节理裂隙调查情况，测线长度为44.1m，长度超过2m的节理裂隙共79条，节理密度为1.79条/m，即0.56m/条。优势节理面可分为三组，其产状为：225°∠62°，323°∠79°，360°∠75°；三组节理互相穿插切割，加大了对围岩的切割破坏程度。

图1 节理裂隙调查情况

表1 岩石物理力学参数

根据该大型维修硐室的工程条件，结合室内实验及现场节理裂隙调查情况，采用RMR分级系统对下盘石英岩进行岩体质量评价，该分级系统考虑了地下水、节理状态、RQD和岩石强度等指标，得到下盘石英岩的分级结果如表2所示，结果表明下盘石英岩属于Ⅱ级岩体，属于相对较好的岩体类型。

表2 谦比希铜矿东南矿体岩体RMR分级结果

3 岩体稳定性分析

根据谦比希铜矿东南矿体800ML中段维修硐室工程的设计情况，该维修硐室是由很多硐室而组成的硐室群，断面较大，且硐室分布较为密集，为了保证其长期稳定性，采用BIENIAWSKI岩柱强度理论对其设计的硐室尺寸进行稳定性校核［13］，并采用普氏压力拱理论对其冒落拱高度进行预测，为硐室的支护设计提供理论依据。

3.1 BIENIAWSKI强度校核

如图2所示为设计的维修硐室群分布情况，图中①～⑩为主要硐室，包括有工具储放室、材料仓库、铲运机维修车位和凿岩台维修车位等，硐室长度为35m，断面形状为矩形，断面尺寸如表3所示。各个硐室之间留有岩柱，相当于房柱法中的矿柱，且相邻两硐室之间的距离为12m。

图2 800ML中段维修硐室布置图

表3 维修硐室断面尺寸

（1）岩柱所受外来载荷。

如图3所示为矩形岩柱受力示意图，根据面积承载力学理论，岩柱承受的力为岩柱上覆围岩的重力，假设岩柱分摊的面积按均匀分布，包括岩柱自身的面积和岩柱分摊的开采面积。根据岩柱的受力特点，得到如式（1）中的关系式。

图3 矩形岩柱计算示意图

式中：σp为岩柱轴向平均应力（所受外来荷载），MPa；pzz为岩柱承载面积上方的竖直应力，MPa；B0和L0分别为岩柱间的宽度和长度，m；Bp和Lp分别为岩柱的宽度和长度，m。

根据式（1）可以得出岩柱布置方式中平均应力的计算，得到矩形岩柱计算公式（2）：

式中：γ—上覆岩层的容重，N·m-3；H—上覆岩层厚度，m。

矿东南矿体800ML中段大型维修硐室现场情况进行分析，上覆岩层容重取平均值为27000N·m3，上覆岩层的厚度为800m，岩柱的长度和宽度为35m和12m，岩柱间隔的长度与宽度分别为5m和9m；将上述参数代入式（2）计算，可得打岩柱轴向平均应力为41.14MPa。

（2）岩柱抗压强度。

岩柱强度主要取决于岩柱的单轴抗压强度，且与岩柱的形状和尺寸等有关，岩柱强度可采用BIENIAWSKI岩柱强度公式（3）：

式中：Sp—岩柱的抗压强度，MPa；σc—岩柱岩体本身的单轴抗压强度，MPa；h—岩柱间硐室高度，m；α—常数，取值根据岩柱的宽高比值而定，φ为折减系数，一般取值为0.5。

根据BIENIAWSK等人的实验研究成果，当岩柱的宽高比大于5时，α＝1.4；而当岩柱的宽高比小于5时，α＝1。当≥1时，Sp=σc。谦比希铜矿东南矿体800ML中段维修硐室的设计情况，岩柱的宽高比普遍小于1，故取α＝1。

根据面积承载理论进行分析计算得到岩柱的安全系数如式（4）所示：

式中：K为安全系数，当K＞1时，岩柱较稳定；当K=1时，岩柱刚好处于安全状态；当K＜1时，岩柱不稳定。

根据该维修硐室的设计情况，维修硐室的最大高度为8.8m，维修硐室围岩为下盘石英岩，其单轴抗压强度为172.61MPa，结合谦比希铜矿东南矿体800ML中段维修硐室岩柱的参数，可得到＞1，因此，岩柱的抗压强度如式（5）所示：

代入岩柱轴向平均应力，得到岩柱安全系数如式（6）：

通过以上计算，可得到维修硐室间的岩柱安全系数为2.1，可保证岩柱的安全。

3.2 巷道冒落拱高预测

大量工程实践证明，硐室开挖以后，其顶部会发生一定程度的下沉，但顶板不会无限的下沉，而是形成一定程度的拱，因此，可采用普氏拱理论对其冒落拱高度进行预测［14］。

图4 普氏冒落拱示意图

如图4所示为普氏冒落拱示意图，令巷道的宽度和高度分别为2b1和h0，冒落形成的压力拱跨度和拱高分别为2b2和h，根据普氏压力拱理论，可得到如下关系式：

根据东南矿体大型硐室的工程地质条件，主要岩性为下盘石英岩，实验得其内摩擦角为38.17°，fk=17，考虑围岩中存在一定的节理裂隙会对岩体进行分割，根据经验理论，对fk进行一定的折减，取fk为10进行计算，计算中以维修硐室中最大断面为依据，宽度分别为8.0m和7.0m，分别计算冒落拱高见表3，可以看出冒落拱最大高度为0.78m。

表3 不同硐室宽度时潜在的冒落拱高

4 维修硐室支护方案设计

通过对东南矿体800ML中段大型维修硐室在建地段的围岩物理力学特性、工程水文地质条件、围岩地应力分布特性等调查研究，显示该维修硐室围岩的强度较高，围岩整体稳定性相对较好，冒落拱最大高度为0.78m，属于中等松动圈。结合矿山现有的支护方式，确定维修硐室以锚喷支护为主，对于局部破碎地段需添加钢网支护。

4.1 锚杆支护参数计算

常用的锚杆支护理论有松动圈理论、组合梁理论、组合拱理论和悬吊理论等，谦比希铜矿围岩以层状结构为主，且最大冒落拱高度为0.78m，因此，采用悬吊理论对锚杆支护参数进行设计。结合矿山现有的锚杆，采用砂浆锚杆对其进行支护，锚杆直径为20mm。

（1）锚杆长度。

砂锚杆长度可由式（9）确定：

式中：L—锚杆总长度，m；La、Lb、Lc—分别为锚杆深入到较稳定岩层的锚固长度、悬吊的不稳定岩层高度和锚具、托盘厚度，m。

砂浆锚杆为粘结型锚固体，其锚固段长度La可由公式（10）计算：

式中：K—安全系数，一般取为2；d—锚杆的直径，mm；fs—锚杆的抗拉强度，MPa，取455 MPa；fc—锚杆与水泥浆的黏结强度，fc=7MPa。将以上参数代入式（10）中，即可得到锚固长度为715mm。

根据计算，冒落拱最大高度为0.78m，锚具、托盘厚度为0.2m，将上述参数分别代入公式（9），计算可得到锚杆的长度为1.695m，矿山现有的锚杆长度为2.1m，因此采用2.1m长的砂浆锚杆满足支护要求。

（2）锚杆间、排距。

砂浆锚杆排间距可由式（11）进行计算：

式中：a—锚杆间、排距，m；G—锚杆设计锚固力，KN/根，取70KN/根；K—安全系数，一般取2；Lb—有效长度，即冒落拱高度，位0.78m；γ—岩体容重，由围岩的性质决定。

将上述参数代入式（13）中进行计算，即可得到锚杆的间排距为1.29m，因此，间排距取值为1.3m。

4.2 喷层厚度确定

常用的确定喷层厚度的方法有理论计算法和经验取值法。在工程实践中，应用较多的为经验取值法，但需根据实际地质条件进行确定。而喷层常用的破坏形式为冲切破坏作用和黏结破坏作用［15］，因此，采用冲切破坏作用和黏结破坏作用对该维修硐室的喷层厚度进行计算。

4.2.1 冲切破坏作用

假设硐室断面为半圆拱形状，按照最不利的情况来进行计算，危岩的范围为图5中ABC所包围的体积减去硐室的拱高部分体积，其中沿硐室轴向方向取值为1m，得到喷层厚度的计算公式为：

式中 ：H—喷层厚度，cm； G—危石重量，kg；S—危石周边长，cm；δ—混凝土抗剪强度，一般取δ=6kg/cm2；k—安全系数，k=2.5。

危岩的容重和周边长计算公式分别如式（12）和（13）所示：

图5 按冲切破坏理论计算喷射混凝土厚度

图6 按粘结破坏理论计算喷射混凝土厚度

4.2.2 黏结破坏作用

如图6所示，在危石重量G的作用下，喷射混凝土与围岩壁间将产生粘结应力，当喷层设计的黏度大于现场实际的黏度时，则混凝土会发生拉裂破坏。采用黏结破坏作用对喷层厚度进行计算的公式如式（14）所示。

式中：δN—喷射混凝土的黏结强度，3kg/cm2；K—岩石弹性拉伸系数，1×104kg/cm2；E—岩石的弹性模量，kg/cm2，由围岩的性质决定。

分别代入上式中的各参数，取硐室的宽度分别为7m和8.0m进行计算，当采用冲切破坏理论时，喷层厚度分别为20.68mm和23.64mm；采用黏结破坏作用理论时，喷层厚度分别为47.12mm和56.30mm，结合经验取值法，该维修硐室喷层厚度的取值为50mm。

4.3 金属网参数确定

金属网的作用在于防止碎石掉落，并与锚杆和喷层共同作用，使支护形成一个整体，提高支护阻力。其参数主要根据矿山现有的金属网来进行确定，其材质为A3的钢，直径为6mm，网格尺寸为150mm×150mm，网片尺寸为2400mm×1200mm，搭接长度为200mm。

4.4 支护方案确定

根据悬吊理论、冲切破坏作用、黏结破坏作用和经验取值法等，确定谦比希铜矿东南矿体800ML大型维修硐室采用锚喷支护，局部添加钢网进行支护。主要支护参数如下：锚杆为砂浆锚杆，长度和直径分别为2100mm和20mm，间排距为1.3m。喷层厚度为50mm，钢网直径为6mm，网格尺寸为150mm×150mm，网片尺寸为2400mm×1200mm，搭接长度为200mm。

5 结论

（1）通过对维修硐室的现场情况进行工程地质调查，确定岩体的质量等级为Ⅱ级，属于较好的岩体类型。

（2）根据维修硐室现有的设计，BIENIAWSKI岩柱强度理论对其间排距进行了校核，得到维修硐室间的岩柱安全系数为2.1，可保证岩柱的安全。并采用普氏拱理论对硐室的冒落拱高度进行了预测，得到冒落拱的最大高度为0.78m。

（3）结合理论公式和经验取值法，确定维修硐室的支护方案为锚喷支护，局部破坏地段添加钢网支护，其支护参数为：锚杆为砂浆锚杆，长度和直径分别为2100mm和20mm，间排距为1.3m。喷层厚度为50mm，钢网直径为6mm，网格尺寸为150mm×150mm，网片尺寸为2400mm×1200mm，搭接长度为200mm。

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