三山岛金矿新立矿区西南翼破碎岩体稳定性控制数值模拟研究

戚 伟，朱乾坤，赵兴东，李 威

(1.山东黄金矿业(莱州)有限公司三山岛金矿，山东 莱州 261400；2.东北大学 采矿地压与控 制研究中心，沈阳 110819)

三山岛金矿床是最早发现的破碎带蚀变岩型特大型金矿床，区内构造主要为断裂构造，其中新立断裂带是矿区控矿断裂构造，它位于三山岛—仓上断裂带的北东段，由新立主干断裂及上下盘伴生的羽支断裂和下盘派生平行断裂组成[1-4]。断裂带内岩体受强烈的风化及构造运动作用，裂隙十分发育，围岩强度较低(局部出现泥化现象)，在巷道掘进及服役过程中常出现坍塌、冒顶等问题。

新立矿区西南翼脉外运输巷道布设在破碎岩体中，在掘进施工中曾多次试图采用绕道的方式通过破碎带，但均未正常通过，导致运输巷道周围空区范围扩大，致使脉外运输巷道围岩出现大范围冒落。局部区域冒落到上一分层巷道，并有进一步向上扩展的可能，甚至会导通海床造成大面积海水倒灌，严重威胁矿井安全生产。因此，对破碎围岩采取及时有效的支护措施刻不容缓。

目前，关于松散破碎围岩支护已进行许多卓有成效的研究。孙春生[5]针对某矿12590轨道平巷高应力破碎围岩支护问题，通过理论分析、数值模拟及现场实测相结合的方法，提出“分阶段”高预应力锚杆(索) 网耦合支护和二级综合支护体系。周波等[6]为解决张集煤矿17246工作面回采断层带破碎煤巷支护困难、变形大等工程问题，采用数值模拟和现场实验的方法，提出锚杆基础支护+注浆加固对试验巷道弱结构煤岩体的预强化工程控制技术。陈晓祥等[7]基于常村煤矿N3-6运输平巷过断层破碎带时巷道围岩大变形问题，提出“超前预注浆+锚网索”联合支护方案。崔耀等[8]针对硬质破碎岩体中隧道的支护问题，摒弃通常采用提高支护刚度的设计思路，提出“锚杆+内压(支撑)构件”形成锚肋组合支护体系。时磊等[9]以某铁矿为工程背景，运用理论分析和声波仪确定围岩松动圈，基于松动圈理论提出锚杆、金属网和喷射混凝土结合的组合式支护方式。杨亚平等[10]针对金川矿区深部高应力破碎岩体巷道围岩变形量大、支护难、使用周期短等特点，针对典型的巷道破坏特征与工程地质条件，提出相应的新型支护方案。本文结合工程地质调查和现有支护效果调查结果，提出适合于新立矿区围岩条件的锚网喷支护方案并应用FLAC3D进行对比研究，以选出合理支护方案控制该矿西南翼破碎围岩巷道变形破坏。

1 现有巷道支护形式及围岩破坏形式

1.1 巷道支护形式

新立矿区西南翼不稳固岩体的支护形式主要有以下4种形式(图1)：喷射混凝土支护、工字钢架棚支护、U型钢拱架支护、砌碹支护。其中，喷浆支护是新立矿区最常用的支护形式；架棚支护是西南翼极破碎岩体的主要支护形式之一；U型钢拱架支护在西南翼极破碎岩体巷道中应用最为广泛；当巷道顶板和两帮都比较破碎，围岩松动范围大且整体强度低，顶板冒落高度较大时会采用砌碹支护。

图1 巷道现有的支护形式Fig.1 Existing support forms of roadway

1.2 围岩破坏形式

根据矿方提供的新立矿区(-173～-440 m)地质平面图、测量图以及各分段(阶段)支护图，结合现场调研、地质调查，将研究区域破碎区和冒落严重区域反映到西南翼运输巷道三维图中，可以获得矿体、运输巷道、破碎区域和垮塌区域的相对空间位置关系(图2)。

图2 新立矿区西南翼矿体、巷道和破碎区域三维图Fig.2 Three-dimensional map of southwest wing orebody, roadway and crushing area in Xinli mining area

对于破碎带和软弱岩层区域，因受节理裂隙的纵横交错、岩体自身强度低且部分蚀变物夹层的影响，巷道围岩会产生变形、滑移、开裂、冒落、垮塌等破坏形式。巷道围岩的破坏失稳模式大致可以分为三类：楔形体冒落(图3-a)、层状节理复合破坏(图3-b)、沿软弱夹层(断裂带)塌落破坏(图3-c)。

图3 巷道围岩常见破坏形式Fig.3 Common failure forms of roadway surrounding rocks

2 巷道围岩稳定性影响因素分析

1)围岩成分及其结构构造

新立矿区的岩体多为岩浆岩及变质岩，属于黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩，岩石间多呈蚀变过渡接触，各种岩性之间及岩石自身没有明显的界限，矿区内的主要结构面为断裂构造结构面。

2)地下水

尽管新立矿区位于海水之下，但其开拓巷道内的涌水量较少，岩体的透水性和富水性较差，故地下水对大部分巷道围岩稳定性的影响不大。但是若遇到破碎带或者软弱岩层区域，巷道的积水会沿着节理裂隙缓慢向深部开采水平渗透。在局部风化蚀变严重破碎带内，渗流水致使破碎岩块表面变得黏滑，致使岩块沿着结构面滑动、脱落。

3)地压显现类型

新立矿区巷道围岩破坏属于结构面控制型或者松动地压控制型。围岩地应力总体不大，巷道破坏地段主要位于破碎带和软弱岩层区域。岩体碎胀变形导致其自身承载能力骤降，顶板岩体不断冒落、流动，使本应由岩体自身承担的载荷也转移到支护体上，部分U型钢支架产生压屈破坏。

4)巷道周边采掘震动

新立矿区主要采用上向分层充填法回采矿石，故其开拓工程量比较大。每隔13 m要形成一个分段运输巷道，每隔40 m形成一个中段运输系统，所以井下采掘震动特别频繁，且同一时间、同一爆破地点装药量都比较多，致使开挖后围岩出现较大的爆破损伤区，同时爆破震动也会加速顶板岩体冒落和巷道垮塌过程。

3 支护方法选择及支护参数确定

新立矿区西南翼巷道围岩岩体质量等级为：Ⅲ～Ⅳ。岩体呈块体化或者散体结构；节理裂隙发育或含有软弱破碎带，结构面潮湿或结构面间夹有蚀变物，岩块容易沿结构面滑落；岩石碎块随着时间的推移逐渐剥落，块度较小，不能利用岩石的碎胀性而膨胀挤压保持巷道自稳；围岩的稳定性等级为中等稳定、不稳定或者极不稳定。对于此类围岩锚网喷联合支护能够与围岩相互作用形成承压拱结构，最大可能保持围岩稳定性和完整性，限制围岩进一步发生变形破坏，因此支护方法选择锚网喷联合支护。

考虑到-240 m水平属IV类围岩，其稳定性控制比较困难，因此本研究选择该水平进行深入研究。根据工程类比、理论分析方法确定-240 m水平备选支护方案如下：

支护方案A：锚网喷联合支护，巷道顶板和侧壁均采用Φ20 mm×2 200 mm的树脂锚杆支护，其间排距为1 000 mm×1 000 mm，金属网规格为Φ4 mm，网孔尺寸50 mm×50 mm，混凝土喷层厚50 mm，每排共9根锚杆(图4-a)。

支护方案B：锚网喷支护结构与支护方案A类似，但顶锚杆的间、排距为800 mm×1 000 mm，两帮锚杆的间、排距为1 000 mm×1 000 mm，每排共11根锚杆(图4-b)。

(a)方案A (b)方案B图4 支护设计方案Fig.4 Support design scheme

4 巷道支护数值模拟优化研究

4.1 数值模型及边界条件

考虑到相邻巷道间开挖对围岩稳定性的相互影响，故选取一个中段(40 m)内的两条分段运输巷道(垂直间距10 m)作为模拟对象。模型计算区域为30 m×10 m×40 m(长×宽×高)，巷道开挖断面为3.6 m×3.3 m的直墙三心拱，共有106 785个节点和100 320个单元(图5)。模型采用理想弹塑性本构。模拟中采用适当增大力学参数的素混凝土支护代表金属网喷射混凝土支护；采用Shell单元模拟喷射混凝土；采用Pile单元模拟锚杆支护。在模型底边施加竖向位移约束，在模型前后、左右竖向边界施加水平位移约束。参考地应力实测结果，分别在模型X、Y、Z方向施加11.03 MPa、0.09 MPa和4.76 MPa地应力。数值模拟所需主要参数见表1。模拟方案分别为无支护、支护方案A、支护方案B。

表1 数值模拟主要参数

4.2 数值模拟结果及分析

由-240 m水平围岩的最大主应力云图可知：巷道围岩主要处于压应力状态，极少数临空面存在很小的拉应力；围岩应力集中主要分布在拱肩两角和底板两角，尤其是挖有水沟一侧；在垂直方向上围岩内部产生应力集中，水平方向上的不明显，表明围岩主要受水平应力影响，自重应力影响不大。支护后与支护前相比，围岩压应力最大值变化不大，但应力集中位置向巷道临空侧移动，顶板处应力值增大，表明锚网喷支护形成有效承载结构，阻止围岩产生变形破坏，从而引起围岩浅部压应力增大。

(a)未支护 (b)方案A(每排9根锚杆) (c)方案B(每排11根锚杆)图6 -240 m水平不同支护条件下围岩最大主应力云图Fig.6 Cloud map of the maximum principal stress of surrounding rock under different supporting conditions at -240 m level

(a)未支护 (b)方案A(每排9根锚杆) (c)方案B(每排11根锚杆)图7 -240 m水平不同支护条件下围岩垂直方向位移Fig.7 The vertical displacement of surrounding rock under different supporting conditions at -240 m level

(a)未支护 (b)方案A(每排9根锚杆) (c)方案B(每排11根锚杆)图 8 -240 m水平不同支护条件下围岩水平方向位移Fig.8 The horizontal displacement of surrounding rock under different supporting conditions at -240 m level

由巷道围岩位移云图可知：支护后与未支护相比，围岩收敛变形明显减小，顶板变形位移由31 mm减小到12 mm，帮部收敛变形量由31 mm减小到24 mm，说明锚网喷支护对围岩松动变形的控制效果很好，能够有效地防止巷道出现顶板和帮部产生较大的变形，以及由此引发围岩变形破坏。

(a)未支护 (b)方案A(每排9根锚杆) (c)方案B(每排11根锚杆) 图9 -240 m水平不同支护条件下围岩塑性区云图Fig.9 The plastic cloud map of surrounding rock under different supporting conditions at -240 m level

由图9可知，巷道开挖后将在其周边浅部围岩中出现厚度不等的塑性破坏区，以顶板和底板的塑性区范围最大，预示着这些部位可能发生围岩松动变形、冒落破坏。锚网喷支护后，巷道顶板的塑性区范围明显减小，两帮塑性区范围变化没有顶板那么明显，但也有所减小。不同支护条件下塑性区范围大小不同，表明支护抗力是影响围岩塑性区的主要因素，随着支护抗力的增加，塑性区范围逐渐减小。

表2 不同支护条件下围岩模拟结果对比表

5 结论

1)结合现场工程地质调查，将新立矿区巷道围岩的破坏失稳模式分为楔形体冒落、层状节理复合破坏、沿软弱夹层(断裂带)塌落破坏三类；围岩失稳破坏的主要影响因素为围岩成分及其结构构造、地下水、地压显现类型和巷道周边采掘震动。

2)新立矿区西南翼巷道围岩岩体质量等级为Ⅲ～Ⅳ，岩体节理发育呈碎裂状，局部风化蚀变比较严重，基于此确定采用锚网喷进行支护；采用理论分析和工程类比方法确定支护方案A、B。

3)应用FLAC3D软件分别对无支护、支护方案A、支护方案B三种情况进行数值模拟研究，通过对不同支护方案应力、位移、塑性区特征进行分析，可知方案A、B均能够有效控制围岩变形破坏，但方案B较方案A支护效果增强不明显且支出成本较高，因此支护方案A为合理支护方案，考虑将其应用于现场实践。