大断面注浆硐室围岩稳定性分析及控制技术

2020-07-13高晓耕

中国矿业 2020年7期

高晓耕，贺文

(1.天地科技股份有限公司，北京 100013； 2.北京中煤矿山工程有限公司，北京 100013)

我国矿山开采深度目前已超过千米，受深部高地应力、高地温、高岩溶水压等因素影响，地下工程围岩将表现出明显的非线性变形特征[1-3]。同时，随着井下设备朝大型化、集约化和智能化方向发展，大断面硐室的需求越来越多[4-5]。大断面硐室开挖扰动明显，普遍存在围岩变形剧烈、支护困难和稳定性差等问题[4]。若硐室所处地质条件复杂，围岩稳定性控制存在较大挑战。目前，关于深井大断面硐室围岩稳定性的研究成果主要集中在围岩变形破坏机理和围岩支护控制两个方面。机理研究方面，杨仁树等[6]分析了复杂岩层大断面硐室群围岩变形破坏特征和机理，提出硐帮煤柱和底板围岩是加固支护的重点；张同俊等[7]通过数值模拟分析了深部大断面硐室围岩应力演化及变形破坏规律，指出拱角部位应力集中现象明显，是围岩变形控制关键位置；董宗斌[8]现场分析超大断面硐室围岩破坏类型，指出强帮支护对硐室稳定性的重要作用。支护控制研究方面，蒋华等[9]研究了强采动应力对大断面硐室围岩变形破坏的影响，提出注浆加固和注浆锚索联合加固方案；王述红等[10]较早研究了浅埋大断面硐室稳定性，指出初期柔性支护以适应围岩变形的重要性；韦寒波等[11]介绍了大断面胶带驱动机硐室开挖和支护设计，指出锚网喷联合支护的有效性。通过数值模拟和现场试验，程燕学[12]提出“锚喷注”联合支护技术控制大断面绞车房围岩变形过大问题；谢永存等[13]针对复合顶板硐室围岩变形特征，提出了“高强锚杆+双层钢筋梯子梁+锚索+钢筋网”的联合支护方案。综上分析，深部大断面硐室开挖及支护是一个动态施工过程，硐室开挖阶段应减小施工扰动，尽量保证围岩自身稳定性。开挖完成后应立即初喷并尽快二次衬砌，避免围岩破坏范围较大。本文分析毛坪铅锌矿盲竖井大断面注浆硐室围岩变形破坏特征，提出采取“锚网索喷”联合支护技术控制围岩变形，取得了良好的支护效果，为类似工程提供参考。

1 工程概况及地质特征

1.1 工程概况

云南驰宏锌锗股份有限公司毛坪铅锌矿位于彝良县毛坪镇，该矿河西找探矿盲混合井井筒净径Φ5.5 m，井口标高+920 m，井底标高-50 m，设计井深970 m。盲混合井井筒主要穿越石炭系中统威宁组地层，其中包含厚层灰岩、白云岩节理、裂隙发育，地下水活动痕迹明显。为避免盲竖井井筒涌水量大，采用井下预注浆技术进行堵水加固[14]，保障井筒安全快速掘进。常规井筒地面预注浆技术地面作业，采用大型钻探与注浆设备，具有施工效率高、堵水效果可靠等优点[14-15]。盲竖井井下预注浆堵水若继承地面预注浆技术优点，需要将地面大型钻探与注浆设备搬运至井下作业，因此就需要在井下开掘大断面注浆硐室。如图1所示，盲竖井设计6个井下预注浆钻孔，沿井筒四周布置3个大型注浆硐室。注浆硐室最大开掘空间长×宽×高为9.0 m×9.2 m×16.0 m，属超大断面硐室。

图1 盲竖井注浆硐室布置Fig.1 Layout of the grouting chamber for blind shaft

1.2 地质条件

盲竖井注浆硐室布置在石炭系宰格组白云岩地层中，围岩岩性为灰白色细晶白云岩，RQD值为25%～75%，岩石坚固系数f为3.0～5.0。地层受北西、南东方向挤压，围岩邻近断层破碎带，存在多组交叉节理裂隙，完整性相对较差。同时，硐室埋深较大，地应力高[16]，开挖卸荷后围岩变形迅速，初始变形速率较大。因此，大断面注浆硐室开挖及支护施工难度较大，冒顶、片帮危险性高。

2 围岩稳定性模拟分析

2.1 数值模型的建立

为了得到大断面注浆硐室围岩应力水平和变形破坏特征，采用FLAC3D软件建立注浆硐室围岩稳定性分析模型(图2)，模型长×高为120 m×116 m，注浆硐室为梯形断面结构。模型上边界和水平边界施加应力边界条件，根据测试结果，竖直应力大小为覆岩的自重应力，取11.7 MPa；水平主应力取12.14 MPa[16]。模型底部边界为固定垂直位移约束，本构模型采用摩尔-库伦模型。

图2 硐室围岩变形数值分析模型Fig.2 Numerical simulation model for surrounding rock of the chamber

2.2 模拟结果分析

初始应力迭代平衡后，开始注浆硐室的模拟开挖分析。图3(a)为硐室围岩压应力云图，从图中可以看出，硐室围岩边角部位存在明显的压应力集中现象，最小主应力出现在硐室底角位置，为33.6 MPa。最大主应力云图如图3(b)所示，硐室开挖卸荷后，围岩拉应力出现在硐室边界的中间部位，由于硐室高度大，硐壁中部拉应力范围较大，控制不当易发生片帮事故。围岩塑性破坏范围详见图4，硐室边角部位剪切破坏深度较大，最大为3.5 m。拉伸破坏主要发生在硐壁中部，最大破坏深度为1.8 m。根据围岩应力及破坏特征，得到围岩变形控制的关键部位为注浆硐室的顶底板边角部位和硐壁中部，开挖过程中应尽量减小围岩扰动，加强临时支护并及时二次衬砌。

3 开挖与支护对策

3.1 总体方案

由于注浆硐室断面较大，为了便于施工并减小开掘扰动，采用导洞分层开挖方案。如图5所示，共分4层开挖(编号Ⅰ～Ⅳ)，硐室开掘顺序为：底部导硐→反掘溜井→硐顶开挖及临时支护→分层开挖及临时支护→永久支护。考虑硐室跨度7.0 m较大，为减小围岩暴露面积，顶部开挖分两部步进行开挖和支护。临时支护为锚喷支护，及时封闭围岩，充分调动围岩的自承载能力。二次支护采用“先让后抗、让抗结合、多次支护的围岩稳定新技术，支护形式具体为“锚网索喷”联合支护。

图3 硐室围岩应力云图Fig.3 Stress nephogram for the surrounding rock

图4 围岩塑性区分布Fig.4 Distribution of the plastic zone in surrounding rock

图5 硐室分层开挖示意图Fig.5 Sketch map of stage excavation for the chamber

3.2 硐顶开挖与支护方案

根据数值模拟结果，硐顶中部存在拉应力破坏趋势，两顶角剪切破坏深度大。为避免一次开挖裸巷跨度大，硐顶开挖与支护分三步进行。第一步：开掘硐顶一侧至边墙，进行锚喷临时支护和“锚网索喷”永久支护；第二步：按照硐室设计位置刷扩右侧硐顶至边墙，采用同样的支护方案；第三步：根据围岩变形情况补打顶角锚杆、锚索，同时埋设起吊锚索，便于后续井下注浆钻机安装作业。硐顶支护示意图见图6，锚杆采用Φ20 mm螺纹钢高强锚杆，长3.0 m，间距0.8 m，排距1.0 m。锚索选用Φ15.2 mm预应力钢绞线，长7.5 m，锚索垂直于硐室断面布置，间距2.2 m，排距2.0 m，安装预应力为150 kN。

图6 硐顶支护剖面图Fig.6 Support profile for roof of the chamber

3.3 硐壁及硐底支护方案

硐顶开挖及支护完成后，自上而下分层进行开挖。硐室两帮临时支护为“锚喷”支护，永久支护为“锚网索喷”联合支护。凿岩爆破时采取光面爆破技术尽量减轻对围岩的破坏，掘至设计边界立即进行临时支护。由于硐室高度大，数值模拟结果表明开挖卸荷后，硐壁易出现拉应力集中区，为避免拉伸破坏导致围岩片帮，硐壁支护增加预应力锚索，调动深部围岩承载。锚杆采用Φ20 mm高强度螺纹钢锚杆，长2.5 m，间排距1.0 m×1.0 m。初喷厚度为50 mm，强度等级为C20。预应力锚索施做完成后，复喷至设计厚度。

由于注浆硐室为井下注浆作业场所，如图7所示，钻机基础设置在硐底中部，泥浆池设置在硐室边墙一角。注浆作业需存储钻探泥浆、注浆浆液，要求硐底不能出现渗漏。同时，浆液和泥浆析出水易造成围岩软化，对支护不利。因此，硐底需采用钢筋混凝土衬砌支护，衬砌厚度450 mm，强度等级为C40。考虑硐室底角压应力集中明显，易发生剪切破坏，底角设置预应力锚索，并采用混凝土衬砌筑边墙。

4 支护效果分析

图7 硐底布置Fig.7 Layout of the floor of the chamber

图8 硐室围岩变形监测曲线图Fig.8 Displacement monitoring curve of the surrounding rock

为了保证注浆硐室长期稳定性，布设顶板离层仪、表明收敛和多点位移计监测硐室围岩变形动态。顶板沉降及两帮移近量连续监测了200 d，图8为围岩典型变形曲线图。从变形曲线斜率可以看出，围岩初始变形速率较大，随时间推移逐步放缓。围岩顶板变形于120 d后趋于稳定，顶板累计下沉96.44 mm；两帮围岩于80 d左右趋于稳定，其中,左帮收敛值42.78 mm，右帮收敛值36.62 mm；两帮移近量为79.4 mm，小于顶板变形值。150 d后，顶板月沉降量不超过2 mm，两帮移近量在1 mm以内，表明硐室围岩变形趋于稳定。同时硐室内无渗水现象，“锚网索喷”联合支护取得了较好的支护效果。