马建龙 顾金钟 张 超 李思佑 陈怀利

(1.金川集团股份有限公司镍钴资源综合利用国家重点实验室；2.金川集团股份有限公司镍钴设计研究院；3.金川集团股份有限公司二矿区)

金川矿区地应力高、岩体节理裂隙发育导致矿岩破碎，表现出岩块强度高、岩体强度低的特点，岩体结构面破坏机理和破坏模式导致岩体整体“散”而不是“软”，其岩体在低应力环境下发生松散垮冒，而在高应力环境中则显现碎胀蠕变。随着矿山深度的增加，地应力加大，岩体的流固耦合作用日趋突出，加大了金川矿山深部巷道的掘进、支护难度[1]。经过半个世纪的回采，浅部矿床已经消耗殆尽，陆续转入深部开采，尤其突出的是二矿区正在建设的700 m水平开拓工程所面临的高地压、高温、高渗透压的“三高”问题给高效、安全、可持续深部开采带来困难。2017年中国地质科学院地质力学研究所在850 m水平(垂深接近1 000 m)大理岩(ML)岩体中进行几个地应力测试，结果显示42 MPa左右。随着采矿深度的增加地应力增大明显、巷道的变形大、支护体开裂严重，甚至局部巷道在二次支护后没有趋于稳定，就面临失稳的状态，因此，必须针对具有特殊工程地质类型的巷道进行必要的支护试验研究，寻求一种高效、稳定的联合支护方式以满足深部巷道掘进施工要求。

1 工程概况

金川二矿区位于一、四矿区之间，二辉橄榄岩(Σ3)岩体长3 000 余m，介于断层F16-1与F23之间，除东端46～52行隐伏于第四系之下，52行以东侵没于混合岩中，其余地段均出露地表。岩体自西向东逐渐变宽，最宽38行达530 m左右，38行以东又逐渐收缩，呈两端窄中间宽形态。岩体走向为310°，西端受断层影响有明显的偏转而呈北东东向；岩体倾向南西，倾角为50°～80°[2]。二矿区主要开采6～30行区域，开拓巷道主要集中在矿体上盘，随着岩层距离含矿岩体二辉橄榄岩(Σ3)越近，其受岩浆岩成矿岩体的影响越明显，工程地质条件较差，尤以大理岩(ML)、混合岩(Mi)接触面附近和大理岩(ML)岩层突出，而开拓工程中分斜坡道、分段道、分层联络道等工程就处于该类型岩层中，岩层以混合岩(Mi)和大理岩(ML)为主，产状310°∠70°左右，伴有斜长角闪岩(Am-p)频繁穿插，岩体稳定性差，巷道围岩破碎，变形大。

2 深部巷道卸让压支护技术

金川深部高应力碎裂巷道围岩的变形机理和失稳模式表现出复杂和动态特征，而地压类型和失稳模式随支护形式和时间发生改变，在巷道掘进初期，围岩释放变形较快，岩体软弱结构面发生剪胀滑移，围岩变形急剧增大，岩体质量迅速降低，变形达到某一量值，围岩强度接近残余强度，变形地压转为散体地压，发生片冒和垮塌，支护难以控制碎裂蠕变变形，巷道变形持续发展。选择合理的联合支护方式尤为必要，其支护方式必须钢柔兼备，让抗自如，具有缓慢释放压力，并能迅速控制变形的特征[1]。

巷道卸让压支护技术是充分利用围岩的自身承载能力辅以支护措施的支护能力共同作用维护巷道稳定的技术，围岩的适当变形可以发挥围岩的自身承载能力，减少支护的承载强度和刚度，围岩变形过大，破坏的围岩将失去自身承载能力，增加支护荷载，甚至破坏支护，使巷道失稳；关键是一次支护强度、卸压时间和二次支护的强度，一次支护有一定支护刚度，保持围岩的适当变形，发挥围岩的自身承载能力，卸压一定时间，使围岩应力释放，进行二次支护使巷道趋于稳定。也是借鉴新奥法施工理念，一次支护与掘进同时进行，达到在应力重新分配过程的不均衡分布造成的适当放压，并保持一定的强度维护围岩的自承能力，放压一段时间后进行二次支护，控制围岩的过度放压，避免失稳。

3 深部巷道支护试验

3.1 试验巷道的选择

二矿区深部开采工程现阶段施工的巷道主要是700 m水平运输平面巷道、850 m水平向下延伸的主斜坡道和分斜坡道。700 m水平运输巷道在700 m水平车场附近，围岩主要以混合岩(Mi)和大理岩(ML)为主，伴有斜长角闪岩(Am-p)穿插，距离矿体1 km左右，岩体稳定，采矿扰动小，巷道变形小；主斜坡延伸工程从810 m破碎站向下延伸，岩性主要为混合岩(Mi)，偶见大理岩(ML)、混合岩(Mi)互层，岩体稳定，巷道变形小；分斜坡道延伸工程从850 m水平材料车场向下岩石，岩性为混合岩(Mi)和大理岩(ML)，斜长角闪岩(Am-p)频繁穿插其中，局部位置在主要岩层混合岩(Mi)和大理岩(ML)接触面附近，岩体稳定性差，巷道围岩破碎，变形大。故选择深部工程分斜坡道延伸工程为试验巷道。

3.2 试验巷道工程地质条件

深部开采工程分斜坡道延伸工程自850 m水平开始至814 m分段道确定为试验巷道，其地质平面见图1。其中，有15 m长巷道为钢筋计、应力计、收敛变形监测点(距5#点35 m)；13#～2#点、3#～5#点巷道围岩为混合岩(Mi)，薄层斜长角闪岩(Am-p)频繁穿插，工程地质条件差，岩石破碎，围岩整体性差，掘进过程中有片帮、垮帮现象；2#～3#点巷道围岩为大理岩(ML)，有薄层斜长角闪岩(Am-p)频繁穿插，同时与混合岩(Mi)、大理岩(ML)接触面较近，围岩整体性差，岩石破碎，工程地质条件差，掘进过程中有片帮、垮帮现象。

图1 二矿区850～814 m分斜坡延伸工程地质平面

3.3 试验巷道支护设计

二矿区深部开采分斜坡道延伸工程施工阶段支护设计[3]：

(1)支护方案一。毛断面为4.4 m×4.5 m(净断面4.0 m×4.0 m)，2次支护均采用锚杆+钢筋网+喷射混凝土支护，距掌子面不超过30 m，并放压30 d后进行二次支护。锚杆规格为φ22 mm×2 250 mm,间排距为1 m×1 m，水泥砂浆全长锚固;钢筋网采用φ6 mm、网度150 mm×150 mm钢筋制作;喷射混凝土等级为C25，喷射厚度为100 mm/次。施工过程为画中心及轮廓—打眼—装药、放炮、通风、安检、撬顶—打拱顶及上直墙锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—喷浆—出毛—打下直墙锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—喷浆—循环掘进—放压30 d—布二次锚杆眼—打锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—喷浆，支护完成。

(2)支护方案二。毛断面为4.9 m×4.75 m(净断面4.0 m×4.0 m)，采用2次支护，第一次采用锚杆+钢筋网+喷射混凝土支护，第二次支护采用单层钢筋混凝土+内注式砂浆锚杆，距掌子面不超过30 m，并放压30 d后进行二次支护。锚杆规格为φ22 mm×2 250 mm，间排距为1 m×1 m，水泥砂浆全长锚固；钢筋网采用φ6 mm、网度150 mm×150 mm钢筋制作；喷射混凝土等级为C25，喷射厚度为100 mm/次。第二次支护混凝土等级为C30，厚350 mm，注浆锚杆采用φ32 mm×3 000 mm无缝钢管制作，间排距为2 m×2 m。施工过程为画中心及轮廓—打眼—装药、放炮、通风、安检、撬顶—打拱顶及上直墙锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—喷浆—出毛—打下直墙锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—喷浆—循环掘进—放压30 d—绑扎单层钢筋—支模—浇混凝土—拆模—布注浆锚杆—打注浆锚杆眼—安装注浆锚杆—注浆，支护完成。

(3)支护方案三。毛断面为4.9 m×4.75 m(4.5 m×4.55 m)，采用2次支护，加强第一次采用锚杆+钢筋网+钢拱架+喷射混凝土支护，第二次支护采用锚杆+钢筋网+喷射混凝土支护单层支护，距掌子面不超过30 m，并放压30 d后进行二次支护。锚杆采用φ22 mm×2 250 mm，间排距为1 m×1 m，水泥砂浆全长锚固；钢筋网采用φ6 mm、网度150 mm×150 mm钢筋制作；钢拱架间距为1 m；喷射混凝土等级为C25，喷射厚度为100 mm/次。第二次支护参数与第一次支护相同(不采用钢拱架)。施工过程为画中心及轮廓—打眼—装药、放炮、通风、安检、撬顶—打拱顶及上直墙锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—架设钢拱架拱顶—喷浆—出毛—打下直墙锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—架设钢拱架拱脚—喷浆—循环掘进—放压30 d—布二次锚杆眼—打锚杆眼—挂网—安装锚杆锚固—喷浆，支护完成。

4 围岩监测

4.1 松动圈对比

在分斜坡深部道延伸工程13#～3#点选取3个点，分别在巷道的拱角上下0.5 m位置垂直于巷道壁打孔，进行松动圈测试。测试结果显示，双层喷锚网支护方式(方案一)的巷道拱角上0.5 m位置2#点的围岩松动圈均为2.25 m，拱角下0.5 m位置2#点的围岩松动圈均大于2.05 m；双层喷锚网+钢拱架支护方式(方案三)拱架上下0.5 m位置的围岩松动圈均为1.85 m；在同类型的工程地质条件下支护方案三有效遏制巷道围岩裂隙范围扩大，支护锚杆长2.25 m，锚杆底端处在松动围岩内，达不到最优锚固效果，使支护方案一在该类型的工程地质条件下支护失效，支护方案三优于支护方案一，必须在此支护方案的基础上，辅以钢拱架、注浆等支护方式，遏制巷道围岩裂隙逐步延伸。

4.2 支护体外观观察

二矿区深部开采工程分斜坡延伸工程从850 m水平向深部延伸，从2016年2月开始进行13#点～3#点掘进施工，2016年7月掘进施工至距3#点15 m，共完成88 m，采用支护方案一施工，巷道围岩为混合岩(Mi)，斜长角闪岩(Am-p)穿插频繁，岩石破碎，巷道右侧距混合岩(Mi)、大理岩(ML)接触面较近，围岩整体稳定性较差，在二次支护完成后，巷道整体没有趋于稳定，收缩变形较大，支护体外观表现在两帮支护体在腰线附近及以上开裂，巷道净断面收缩严重，已处于失稳状态，不能满足于下面巷道的掘进使用，于2017年11月开始返修。支护体外观观察结果表明，在该类型工程地质条件下，支护方案一支护失效。

分斜坡延伸工程距3#点5 m处20 m施工于2016年8月结束，共完成20 m。采用支护方案二施工，巷道围岩一段为混合岩(Mi)，一段为大理岩(ML)，斜长角闪岩(Am-p)穿插频繁，岩石破碎，围岩混合岩(Mi)、大理岩(ML)接触面斜切巷道，巷道左、右帮距混合岩(Mi)、大理岩(ML)接触面较近，围岩整体稳定性较差，支护完成后巷道的整体趋于稳定，一段时间后，在巷道的右上45°～90°有一条沿巷道延伸方向左帮向上、右帮向下的剪切裂缝(图2)，裂缝一直处于扩大状态，有一定的安全隐患，存在施工速度慢、成本高的缺点。

图2 支护方案二支护后效果

分斜坡道延伸工程距3#点5～15 m、3#点向前15 m到4#点弯道施工于2016年11月结束，4#～5#点施工于2017年3月结束。采用支护方案三施工，3#～5#点围岩在3#点开始为大理岩(ML)，至19 m位置逐渐变为混合岩(Mi)，斜长角闪岩(Am-p)穿插频繁，岩石破碎，围岩整体稳定性较差；考虑到钢筋混凝土施工速度慢，成本高，先用钢拱架代替，辅以大断面掘进，观察巷道的收敛情况，决定是否增加钢筋混凝土支护；二次支护后从外观观察巷道整体性较好，支护体无开裂、无鼓包等，至2018年3月巷道稳定性较好，无开裂现象。对比支护方案一、二在巷道的整体稳定性、支护体完整度上，支护方案三的支护效果最好，为最优方案，并做出相应的巷道变形监测和分析。

4.3 支护方案三巷道变形监测

2017年3月初巷道一次支护完成，4月初进行二次支护施工，4月17日喷射混凝土完成，进行巷道的收敛变形监测，每2 m设置1个监测断面，每个断面设置6个监测点，7个监测断面，使用激光测距仪测量两点之间的距离，每两周监测1次，选取巷道的净宽、左斜右高、右斜左高的监测数据，以二次支护完成后开始按0—0.5月、0.5—1月、1—6月、6—7月7个断面的日变形情况进行统计分析，结果见表1～表3、图3～图5。可以得出，巷道净宽0—0.5月变形速率为0.000 1～0.006 1 m/d，0.5—1月变形速率为0.000 1～0.000 5 m/d,1—6月变形速率为0～0.000 1 m/d,6—7月变形速率为0～0.000 5 m/d；巷道左斜右高0—0.5月变形速率为0.001 6～0.019 1 m/d，0.5—1月变形速率为0.000 2～0.003 1 m/d,1—6月变形速率为0～0.000 3 m/d,6—7月变形速率为0.000 2～0.001 7 m/d；巷道右斜左高0—0.5月变形速率为0.000 4～0.002 5 m/d，0.5—1月变形速率为0.000 1～0.001 3 m/d,1—6月变形速率为0～0.000 3 m/d,6—7月变形速率为0.000 4～0.001 3 m/d。二次支护后1个月巷道的净宽、左斜右高、右斜左高都趋于稳定，收敛变形速率趋于0 m/d(0～0.000 3 m/d),6个月以后变形速率开始变大(0～0.001 7 m/d)，说明巷道稳定期在二次支护后6个月，支护效果较好，6个月以后巷道逐渐变得不稳定，变形速率加大，建议在该阶段进行相应加固措施，以延长巷道的使用寿命；同时表现出巷道竖向变形大于横向变形，表明巷道的失稳先从竖向开始，在支护过程中要考虑加强竖向的支护强度，使巷道顶部围岩稳定，发挥拱顶支护体各部位作用，减轻由顶部围岩的荷载向两帮围岩传导，防止巷道两帮腰线位置断面收缩、支护体开裂等问题。

5 锚杆孔切割卸压分析

锚杆孔切割卸压分析主要针对850～814 m分斜坡道延伸工程4#～5#的2段巷道，一段是安装了钢筋计和应力计的巷道，位置在距5#点35 m处15 m 长的钢筋计安装段，钢筋计安装在二次支护时的锚杆孔内(代替原有锚杆)，二次支护是11个锚杆，而只有5个钢筋计，施工了11个锚杆孔，由于锚杆孔和钢筋计孔径不匹配，使原部分锚杆孔(5个)作废，重新施工了钢筋计孔；另一段巷道是钢筋计安装段以上至4#点的巷道。2段巷道于2017年4月17日同时完成二次支护，从支护体外观观察钢筋计安装段巷道支护体无开裂、无鼓包，整体性较好，而钢筋计安装段以上至4#点的巷道于2017年10月右帮局部位置腰线以上出现开裂、鼓包、逐渐向内收敛明显等问题(图6)。

表1 巷道净宽变形数据统计

表2 巷道左斜右高变形数据统计

表3 巷道右斜左高变形数据统计

图3 巷道净宽变形速率曲线◆—断面1；■—断面3；▲—断面5；×—断面7； ★—断面9；●—断面11；▼—断面13

钢筋计安装段以上至4#点的巷道一次和二次支护时间间隔太长而造成卸压过度，使围岩失去部分自承能力，导致支护效果不佳，但是从支护体外观观察该段巷道有一定稳定期，不符合卸压过度支护体变形现象，只是表现出稳定期较短，如果卸压过度，其巷道稳定期很短或没有趋于稳定，说明该段巷道支护体开裂不是卸压过度造成的。钢筋计安装段作废锚杆孔不易使围岩形成局部的应力集中而导致的巷道开裂变形，说明一定数量孔口密封的空置锚杆孔对巷道围岩有一定卸压作用。

图4 巷道左斜右高变形速率曲线◆—断面1；■—断面3；▲—断面5；×—断面7； ★—断面9；●—断面11；▼—断面13

6 结 语

借鉴浅部巷道卸让压支护经验，选取二矿区深部开采工程分斜坡延伸工程850～814m段作为试验地点，根据工程地质条件选取了不同的支护方案，在施工过程中依据巷道的支护效果对方案进行修正，通过巷道围岩松动圈对比、支护体外观观察、道收敛变形监测等方法对3 种支护 方案的支护效果评价，分析了各支护方案在让卸压 过程中存在的问题、巷道围岩的裂隙发育情况、支护 体外观情况、巷道净断面收敛变形规律。在金川矿 山深部高应力碎裂岩体混合岩( Mi) 、大理岩( ML) 接触面区域范围内，斜长角闪岩( Am-p) 频繁穿插， 工程地质条件差，支护方案三为最优方案; 支护方案 三中钢拱架有效解决了方案一第一次支护强度不够及放压过快使围岩应力分布不均衡问题，有效遏制 了一次支护后巷道快速变形、局部位置放压过度和 巷道围岩裂隙延伸的问题，卸压时间大于30 d 较为 合理; 支护方案三施工的巷道稳定期在二次支护后 6 个月，其后巷道逐渐趋于失稳状态，巷道失稳从竖 向向两帮传导，表现出两帮支护体先开裂、巷道竖向 断面收敛的现象，建议在该阶段进行相应加固措施， 以延长巷道的使用寿命; 支护方案一失效的主要原 因是锚杆全长处于围岩松动圈范围内，不能有效遏 制巷道围岩的变形; 在支护方案三条件下，一定数量 的孔口密封空置锚杆孔对巷道围岩有一定卸压作 用，不易使围岩形成局部的应力集中而导致巷道开 裂变形; 本次试验只得出了该类型的工程地质条件 下的支护方案，还需对二矿区深部主要工程地质条 件下的各组合支护方案进行研究，防止出现支护失 效的情况。

图5 巷道有斜左高变形速率曲线◆—断面1；■—断面3；▲—断面5；×—断面7； ★—断面9；●—断面11；▼—断面13

图6 钢筋计安装段以上至4#点巷道稳定期后效果