高应力破碎巷道锚注补强支护技术*

2014-10-29刘晓辉王贻明胡文达

铜业工程 2014年3期

周亮，刘晓辉，王贻明，胡文达

(1.北京科技大学土木与环境工程学院，北京 100083;2.中色非洲矿业有限公司，基特韦赞比亚)

1 引言

赞比亚谦比希铜矿隶属于中国有色金属集团非洲矿业有限公司(NFCA)，其主要由西矿体、主矿体、东南矿体及下盘矿体4个矿床组成，目前生产能力达130万t/a，平均品位1.8%，年产铜金属约为2.5万t[1]。其中，主矿体目前已开采至地下800余米，对于700ml～900ml之间的深部资源，主要采用分段嗣后充填采矿法进行回采。回采过程中，由于矿体埋深较大，受高地应力和开采工艺的影响，巷道掘出后其围岩产生严重的应力集中问题，造成下盘脉外分段巷道片帮及垮冒现象频发，已严重威胁井下人员设备的安全。因此，对分段巷道的二次补强支护成为亟待解决的问题。

2 工程背景

主矿体深部主要采用下向深孔分段嗣后充填采矿法进行回采，采场分段高33m，长20m，宽度根据矿体厚度变化，一般为6～8m。分段运输巷道布置于矿体下盘的长石石英岩及泥质石英岩中，工程地质调查结果显示:该岩体完整性较差，稳定性分级为中等[2]，分段巷道规格为4m×4m。根据开采设计要求，矿石回采结束后，应立即利用进行废石充填，但在实际生产过程中，由于井下废石溜井系统不太完善，常常造成充填不及时，加之废石充填体的接顶效果较差，从而导致空区暴露时间过长，造成围岩应力集中，巷道破坏及片帮现象严重，如图1所示。分段巷原采用长为1.8m的管缝锚杆进行支护，间排距为1.5m×2m，从对支护后岩体的破坏调查发现，岩石主要是发生松动破坏，即在支护之后，由于节理裂隙切割岩体，爆破震动以及自重的影响，在锚杆周围出现松散破坏，造成绝大部分锚杆出现“悬挂”在岩体表面的现象，如图2所示。随着回采活动加剧，巷道松动圈进一步扩大，巷道片帮、垮冒的频次及规模都愈发严重，成为井下生产安全的严重隐患。

图1 分段巷应力集中

图2 片帮严重

3 锚注支护机理

经过分析论证，提出采用锚注支护技术对分段巷道进行二次加固。即利用高强度螺纹钢锚杆对巷道进行锚固，同时通过注浆机具，将水泥浆经钻孔压入、扩散到破碎岩体裂隙内，从而提高围岩整体性。其作用如下[3－5]:

(1)根据组合拱原理，锚注支护使围岩形成一个松散的组合拱并允许其有一定的变形，再通过对围岩的注浆加固获取足够的岩体强度来抗抵围岩的变形，达到巷道围岩的稳定。

(2)注浆加固改善了岩体的力学性态，提高了岩体的黏结力和内摩擦角，增加了岩体的强度和完整性，有效地改善应力分布状况，使较高应力向深部转移，缓解了应力集中;同时，也改善了工程岩体的水理环境和为补强支护创造较好的锚固环境，使巷道的维护环境大为改观。

(3)利用浆液封堵围岩裂隙，隔绝空气，防止围岩风化，且能防止灌浆水对锚固区的浸入。

4 支护参数

4.1 锚杆长度

砂浆锚杆采用高强度螺纹钢，直径为Φ20mm，钻孔为 Φ37mm，托盘用 A3碟形钢板，尺寸大于120mm×120mm×6mm。锚杆长度通常按下式计算[6]:

式中:L1－锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般L1=0.1m;L2－锚杆锚固段长度，一般端锚时 L3=0.3～0.4m，由拉拔试验确定，当围岩松软时，L3还应加大，本文取0.4m。L3－锚杆的有效长度，可由普氏冒落拱理论确定。根据普氏冒落拱理论，在松散介质中开挖巷道后，其上方会形成一个抛物线形自然平衡拱，该平衡拱曲线上方的地层处于自平衡状态，其下方是潜在的破裂范围。该理论将平衡拱内的围岩作为支护对象，支护荷载只是冒落拱内的岩石重量，即有效长度L2应大于冒落拱高度h，其可由式(2)进行计算:

如图1所示，令巷道宽为2b1，高为h0，冒落形成的压力拱跨度为2b2，拱高为h，根据普氏压力拱理论，则有

式中:φk－岩石内摩擦角，°;f－围岩坚固性系数，其值由式(3)进行计算。根据工程揭露情况，分段巷主要布置于下盘泥质石英岩中，根据大量试验统计结果及现场实际情况，有fk=3，2b1=4m，h0=4m，φk=19.2°。则计算巷道潜在的冒落拱 h 为1.61m，即 L2=1.61m ，由式(1)计算得 L=2.11m，因此设计砂浆锚杆长度为2.1m。

4.2 注浆参数

①注浆压力

注浆压力是浆液在围岩中扩散的动力，直接影响了注浆加固的效果[7]。注浆压力的大小受围岩性质、渗透条件、浆液的流动力学性质、渗透范围和注浆方式等因素的影响和制约。注浆压力过小，浆液难以向围岩中扩散，达不到预期的效果;如果注浆压力过大，有可能致裂围岩，尤其是在强度较低的围岩中注浆时，要防止注浆破坏围岩。参照以往类似工程，注浆终压确定为1～1.5MPa。

②浆液扩散半径的估算

浆液的扩散半径是确定注浆孔布置和孔深的重要依据。影响扩散半径大小的因素很多，但主要取决于注浆压力、围岩力学性质、裂隙密度及开度、浆液的流动力学参数及初凝时间等[8]。参照类似工程，取浆液扩散半径为1.5m。

③注浆量估算

由于围岩的裂隙发育程度、围岩松动程度和岩体结构的差异，单位体积围岩的注浆量差别也比较大。从保证巷道围岩裂隙被充填密实的角度出发，原则上注到不吃浆为止[9，10]。但为了节省经济开支和确保注浆加固的效果，注浆量的初步估算可用公式:

式中:Q－平均弹孔注浆量，kg;A－浆液的损耗系数，取1.02;R－浆液有效扩散半径，取1.5m;H－注浆段长度，取2.0m;n－孔隙率，取1.0%;B－浆液充填系数，取0.9;k－平均重复注浆系数，取1.2;M－浆液密度，取1200kg/m3。由以上计算得单孔注浆量Q约为130kg。

4.3 支护方案及施工工艺

根据以上计算结果，设计如下支护方案:砂浆锚杆长度为2.1m，排距为3m，每排4根锚杆，单孔注浆量为130kg，注浆压力为3MPa。钻孔采用Boomer281凿岩台车进行打眼，且钻孔宜垂直裂隙面，间距应小于每孔的扩散半径。施工前，现场要敲帮问顶，排出巷道帮壁上的浮石后再打眼施工。

注浆采用该矿自行改造的支护服务车，其配备有GSV40B变量灌浆泵，可同时进行砂浆的搅拌及注浆，注浆压力为1.0～2.0MPa，如图4所示。注浆液由标号为325的普通硅酸盐水泥、水及细砂混合组成，水灰比为0.4 ～0.45，灰砂比为1∶1 ～1∶1.5。注浆压力保持在1～1.2MPa，最大不超过1.5MPa。注浆过程中应密切关注泵的压力和吸浆量的变化，保证浆液不吸空，压力较高时可暂停一会儿再注。当注浆孔不进浆时，停止注浆，注完浆后，注浆泵、管路及阀门等要彻底冲洗干净。封孔采用软木塞套在锚杆上，然后缠上废旧编织袋，将其与锚杆一起伸入注浆孔内，在孔口用工具将软木塞楔牢，并加上锚杆托盘，如图4所示。对于局部顶板稳定性极差的区域，采用长为4.5m的注浆锚索进行支护，进一步确保巷道的稳定性。