破碎岩体钻注一体超前支护技术在某金矿的应用

王成龙

(内蒙古金陶股份有限公司， 内蒙古 赤峰 024327)

1 前言

在巷道掘进过程中如遇到破碎岩体或该巷道需要穿过大的断层破碎带时，由于岩体极其松软破碎，极易引起巷道顶板的垮冒，给施工人员带来严重的施工隐患。同时，该类岩体一旦发生垮落则难于控制，垮落后的空间常常远大于设计巷道尺寸，难于维护，特别是当破碎带中含水时，则更加剧了岩体的破碎程度、施工难度以及增加了施工人员的作业风险。某矿山3中段29#脉W沿矿脉以含金高岭土绿泥石蚀变岩型为主，局部含金黄铁矿石英脉，围岩为斜长角闪片麻岩，矿脉及围岩通过含水层，掘进巷道稳固性较差，有一定的破碎性。

2 理论提出

针对破碎岩体易引发巷道顶板垮冒的问题，国内外工程技术人员开展了大量的研究。具有一定代表性的相关理论主要有以下几种。20世纪初的古典压力理论认为，上覆岩层的重量是作用在支护结构上的压力，著名的是以Terzaghi(太沙基)和普氏理论为代表的坍落拱理论[1]；20世纪50年代，芬纳公式和卡斯特纳公式将弹塑性力学作为解决隧道支护的主要手段[2]； 20世纪60年代，新奥法施工法已成为地下工程的主要设计施工方法之一[3]；20世纪70—80年代，又有能量支护理论和围岩支护的应变控制理论[4]；源于苏联的应力控制理论，即围岩弱化法、卸压法等；C.Wang等提出了控制隧道使用期稳定性的有效理论；Y.Jiang等提出了一种预测软岩隧道塑性区发展和松动压力的理论方法，并给出了硐室失稳判据。在现有支护方法上可分为改善围岩自身受力和直接对围岩提供辅助支护，改善围岩自身受力的支护方法包括：注浆支护、锚杆支护、预应力锚杆支护、喷射混凝土支护、金属网支护[5]；直接对围岩提供辅助支护包括：超前支护(常采用超前管棚或小导管)、格栅及钢拱架支护、二次衬砌支护、套拱等复合拱架联合支护。但是当前较成熟的工程技术遇到极软破碎岩体，支护效果不甚理想，特别是有涌水风险的巷道掘进时需要先进性探水注浆作业，然后短掘短支施工效率非常低、成本高。

总结当前技术经验，提出含水破碎岩体钻注一体超前支护新技术，该技术联合应用超前钻孔探水技术、钻孔超前注浆技术、钢筋支护技术，提出“先探再堵，先让后抗”的含水破碎带支护技术，进而解决含水破碎带的巷道施工及支护难题。

3 破碎岩体钻注一体超前支护方案

3.1 施工工艺

(1)采用YQ-100B潜孔钻机进行超前探水，钻机直径100mm，深度为20m，孔间距600mm，钻孔与巷道设计轮廓成1°夹角，孔口在巷道设计轮廓线外100mm位置。

(2)所有钻孔施工完毕后，利用钻杆接高压风进行吹孔，避免碎岩堵塞钻孔。

(3)将提前准备好的φ14mm螺纹钢插入钻孔内，每根长度略短于孔深，钢筋提前加工好居中位置以保持钢筋位于孔中心，更好的起到加固作用，然后埋入孔口管并用双液浆加固。

(4)注浆采用单、双液浆混合注浆。注浆材科及浆液调配：选用42.5R的营通硅酸盐水泥，水玻璃浓度为40Be，单液浆采用水∶水泥=1∶1(重量比)，双液浆采用水泥浆∶水玻璃=1∶0.7(体积比)。为了提高凝固速度时可选择双液浆。注浆施工工艺流程如图1所示。

图1 注浆施工工艺流程

(5)注浆前要确定好各项注浆参数，检查管路及机械状况。注浆过程中要防止孔口等位置出现串桨或堵管现象，当注浆压力达到3.0MPa并持续5min以上，封堵注浆口并停止注浆。

(6)钻孔注浆完毕后，养护1个班次即可爆破作业。

方案的工艺示意图如图2所示。

图2 含水破碎若体钻注一体超前支护技术

3.2 掘进工艺

1)掏槽型式

常用的浅眼掏槽型式多为垂直楔形掏槽和直眼掏槽，不同种类的掏槽型式其共同特点基本都是利用数量不等的平行空眼作为首爆装药眼的辅助自由面和破碎岩石的膨胀补偿空间。因此，在凿岩时采用7655型凿岩机钻凿浅眼炮孔，掏槽孔采用斜孔掏槽，辅助孔为直眼掏槽，打周边孔时向下倾斜5°左右，炮孔直径38～40mm。

2)炮孔数量及间距

图3 巷道掏槽及炮孔布置图

3)炮孔药量计算

爆破采用2#岩石乳化炸药，装药系数为0.3～0.5，掏槽孔深度2 000mm，辅助孔及周边孔深度1 800mm。掏槽孔爆破后作为围岩增加临空面，其爆破效果对巷道效率、循环进尺都起着决定性的作用，装药系数取0.5，单孔装药量为q=0.5×2=1.0kg，6个掏槽孔共装药6.0kg。辅助孔及周边孔装药系数取0.4(周边孔7个顶眼装药系数取0.3)，计算得出36个辅助孔及周边孔累计装药量为(29×0.4×1.8)+(7×0.3×1.8)=24.66kg。综上，每个循环进尺总装药量为30.66kg。

4)起爆方式

起爆网络选取塑料导爆管雷管的起爆形式，掏槽孔、辅助孔及周边孔实行孔内毫秒电雷管分段爆破(1～10段)，孔外瞬时配合接力起爆的形式，起爆顺序依次为掏槽孔、辅助孔及周边孔，以实现更好的微差控制爆破效果。延时采用秒延期，接力雷管采用2s延期导爆管雷管，总体延期时差控制在1～2s。导爆管正向连接，导爆管与起爆网络连接时要将导爆管脚线拉紧，与起爆网络线束的捆扎长度不得小于15cm，捆扎时不得打结或随意连接。

5)通风管理

每班爆破作业结束通风不小于8h，采用压入—抽出混合式通风方式，通风示意图如图4所示。压入式风机安装距离应至少大于掘进工作面50m处，向掘进面吹入新鲜风流，主巷道与掘进面岔口处安装抽出式风机，需要注意的是压入式风机的风筒与抽出式风机的风筒抽入口的距离要大于15m，避免形成循环风流，同时要做好风机爆破时保护及日常防水等工作。

图4 混合式通风示意图

6)出渣后处理工作

通风检撬工作结束后，用装岩机进行出渣作业。出渣结束后，如钢筋有外露，均采用穿带固定于顶帮岩体上，穿带与钢筋夹角要求不小于60°，并将钢筋与穿带接触点焊接固定。顶帮钢筋未出现外露情况时，采用普通锚杆、穿带、金属网等支护方式即可。

3.3 基于FLAC 3D数值模拟稳定性分析

采用FLAC 3D对已支护的破碎岩体巷道进行稳定性分析，基于FLAC3D能够模拟计算三维岩土体工程结构的受力与变形特性，开展数值模拟研究，主要对比破碎岩体条件下无支护方案与钻注一体超前支护方案对巷道围岩应力场与位移场的影响，模拟结果见表1。

表1 破碎岩体无支护与钻注一体超前支护数值对比

通过上表可以看出，巷道开挖后，顶板及两帮围岩发生松动。在无支护条件下，其围岩最大主应力为33.4MPa，最小主应力为0.163MPa，最大竖向位移为6.38cm；采用钻注一体超前支护技术后，围岩最大主应力下降至32.2MPa，最小主应力下降至0.143MPa，最大竖向位移下降至5.35cm，有效的提高了巷道的稳定性，在破碎岩体内形成了一个稳定的人工假顶。

3.4 应用效果

2017年7月至2018年7月在某金矿3中段应用此技术共掘进含水破碎巷道280m，用14号螺纹钢筋共3 630kg(3 000m，1.21kg/m)，材料价格3 050元/t(参考当地2018年第一季度市场价格)，钢筋费用共1.11万元；注浆(单液浆)70m3，注浆(双液浆)20m3，单液浆720元/m3，双液浆1 809元/m3，注浆费用共8.66万元，合计费用9.77万元。

节省钢支护费用：如采用U型钢支护，按间距1架米，共节省钢支架280架，单价为2 000元/架，合计钢支架费用56.00万元，合计节省支护费用46.23万元。

4 结论

实践证明，利用超前探水孔配螺纹钢筋兼顾了超前探水与超前支护作用；钻注一体超前支护技术较之前常规预注浆工艺在工期上一致，待掘进巷道形预制人工钢筋混凝土假顶，避免了巷道揭露后二次钢支架维护，实现了巷道更安全、高效、低成本施工；掘进过程中，优化爆破技术，减小爆破振动对围岩的破坏，增加围岩的稳固性，使得巷道实际掘进断面规格与设计相符合，在破碎岩体中控制了超欠挖现象；开展数值模拟研究对比分析巷道围岩应力场与位移场的变化优势，理论分析新工艺巷道稳定性；对比传统支护方式，进一步降低支护成本，无论安全效果还是经济效益均优于传统支护技术。