某露天灰岩矿大断面硐室开挖技术

赵运涛

（1.中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司；2.金属矿山安全与健康国家重点实验室；3.华唯金属矿产资源高效循环利用国家工程研究中心有限公司）

目前矿山大型硐室开挖采用传统的“上下导硐，分层开挖”，结合“螺旋斜坡道、天井出渣”的技术，一般采用小型装岩机或人工出渣施工，在面对超大断面硐室时，存在进度慢、强度大、成本高、安全性差等缺点。参考水电行业硐室开挖、岩锚梁施工的经验，本方案提出采用大型设备出渣，分层开挖，在硐室边界先施工预裂孔保护围岩，内部采用中深孔光面爆破的方式进行施工，可以有效提高施工进度和安全性，降低成本。

1 工程概述

某大型露天灰岩矿采用平硐溜井开拓，溜井布置在采场内，随开采进行降段。溜井底部设置粗破碎硐室，硐室长56 m，宽12 m，高20 m，属高墙大跨度硐室，硐室底部两端分别与胶带平硐和运输平硐相连接，结构复杂，开挖难度极大。

矿区地下水为岩溶裂隙水，溶洞导水性好，层理发育，施工可能有漏水、渗水现象。岩体为微风化灰岩，青灰色，岩性为薄层泥晶灰岩夹中—厚层泥晶灰岩、瘤状灰岩，节理裂隙较发育，裂隙面约5～6 m/条，部分段层理发育，呈薄层状，层面较平滑，倾角为30°～45°，锤击岩芯易沿着层面裂开呈片状，裂隙面夹黑色沥青质胶状物。

2 分层施工方案

目前国内施工大型地下硐室时通常采用无轨盘旋斜坡道开挖，如图1 所示，在硐室底部入口施工上向盘旋斜坡道至硐室最上层，然后由下向上施工溜井，用来溜放废碴，此方法只能采用小型设备浅孔凿岩，施工工期长，成本较高，且无法对第一层及时进行混凝土衬砌支护，导致开挖下分层时，可能会有浮石冒落，工作环境差。

针对以上问题，对于大型硐室的开挖，提出分层施工方案：依次施工下部出渣巷道—斜坡道—顶部巷道—出渣溜井—拱顶开挖—临时支护—分层开挖—永久支护。采用浅孔钻施工，分多层开挖。第1层开挖在顶部巷道内进行，对顶部巷道刷帮至设计规格，手风钻穿孔，爆破后的废渣由溜井下放至下部巷道后运出，循环进尺3 m。第1层开挖完成后进行喷锚临时支护，然后进行下面分层的开挖，方式同第1层。

井下破碎硐室属于典型大断面硐室，采用从上至下分层、分块爆破掘进的方法（图1），从上至下分为 4 层，第 1 层高 6 m，第 2 层高 7 m，第 3 层高 7.5 m，第4层高6 m。

作为施工运输通道，施工支硐到达破碎硐室第1层后，采用全断面硐室掘进法［1］，从施工支硐出渣。第2层采用预裂后先中间拉槽、两侧光面爆破成型的方法，首先爆破内车道上部，连通内车道和第1 层空间，并将此作为第2 层出渣口及爆破临空面［2］。第3层同第2 层开挖方法一样。第4 层为构筑物底基层，底板高程不一，先沿底板分块线进行施工预裂，再垂直分块爆破拉槽，从胶带平硐内出渣。

完成第1层开挖即对破碎硐室顶拱混凝土衬砌，衬砌混凝土采用锚杆和岩壁进行刚性黏结，拱脚采用扩大基础进行支撑，顶拱衬砌混凝土达到设计强度后，进行第2层开挖。然后依次进行第3层、第4层开挖。所有开挖工作完成后，从下往上衬砌边墙混凝土，和顶拱衬砌衔接。

由于第2～4分层采用潜孔钻机施工中深孔爆破，炸药单耗由浅孔爆破的0.95 kg/m3降低至0.4 kg/m3，且在施工工艺上将节省更多工期。

3 方案技术工艺

3.1 第1层掘进及衬砌

3.1.1 掘 进

根据地质条件及岩性，采用手风钻穿孔，根据钻机性能，掏槽孔、辅助孔、周边孔直径均为42 mm，循环进尺3.0 m。选用乳化炸药，非电毫秒导爆管和导爆索，除周边孔间隔装药外，其他爆破孔连续装药。

锚喷支护和爆破掘进紧密衔接，一循环爆破开挖支护工序完成后，才能进行下一循环工序。临时支护使用YT28 型钻凿垂直岩面锚杆孔，锚杆粘结牢固后，沿岩壁挂钢筋网，钢筋网和锚杆焊接固定，使网片贴紧岩面。然后喷射混凝土，待喷射混凝土初凝后，安装锚杆托盘，螺母采用二次拧紧，保证锚杆安装质量。

3.1.2 顶拱衬砌

为给第2 层开挖创造安全空间，第1 层开挖完成后及时对顶拱进行混凝土衬砌，顶拱采用50 cm 厚钢筋混凝土支护。为保证顶拱稳定性，对顶拱钢筋混凝土采用上部锚杆悬吊、底部“岩锚梁”支撑相结合的方式承担其重量，顶拱支护完成后，形成钢筋混凝土穹顶，后续施工在穹顶的保护下进行，安全性得到极大地提高。

3.1.2.1 施工工序

施工工序：承重排架搭设—扎筋、组合模板安装—混凝土浇筑—施工缝处理—下一仓扎筋、模板安装—循环工序。

3.1.2.2 锚固力计算

硐室顶部选用φ28 mm 锚杆，长度为4.5 m，间距2 m×2 m，梅花形布置，孔内树脂药包固定，锚杆极限锚固力为830 kN。

选定的锚杆固定后极限锚固力QJ=830 kN，按规范要求，锚杆安全系数K值为1.6～2.2，一般取2.0。锚杆锚固力Q=QJ/K=415 kN，按最大锚固倾角15°修正，锚杆锚固力为400 kN。

单根锚杆悬吊重力=松动圈岩层重量+混凝土重量，其中松动圈岩层重量=锚杆间距×锚杆排距×松动圈厚度×松动圈岩体容重，带入参数计算得松动圈岩层重量为214.4 kN；穹顶采用C30 钢筋混凝土，厚度为500 mm，密度约2.55 t/m3，每根锚杆承受混凝土重量为51 kN。因此单根锚杆所悬吊重量为265.4 kN，小于单根锚杆锚固力400 kN，即锚杆可以将混凝土穹顶悬挂固定。

为确保安全，在混凝土穹顶拱脚处超挖800 mm，形成岩锚梁岩台，同时拱脚采用加强钢筋固定，与锚杆焊接，浇筑形成岩锚梁结构，与锚杆共同承担穹顶重量。

3.1.2.3 衬 砌

衬砌混凝土顶部采用锚杆和岩壁进行刚性黏结，利用锚杆的拉力承受混凝土的一部分重量，同时拱脚配置加强钢筋，采用水电行业普遍采用的“岩锚梁”结构［3］，利用锚杆固定穹顶拱脚，用来承担混凝土的一部分重量。

破碎硐室拱肩位置外超挖0.8 m，拱脚处形成岩锚梁岩台，同时配加强钢筋。第2 层开挖后，拱脚位置能支在超挖形成的岩台上，保证混凝土拱安全稳定。在第1层开挖至拱脚时，需在衬砌边墙位置向下超挖1 m，以保证顶拱衬砌边墙外露钢筋与侧墙衬砌钢筋搭接长度。第一次支护锚杆加长外露长度（0.5～0.6 m），和第二次衬砌钢筋焊接连接。在拱脚扩大基础和下边墙衬砌接合面，留设施工缝，拱圈钢筋外露，在后续边墙砌衬时结构性连接，保证施工缝浇筑密实［4］。

第一层开挖完成后应及时进行混凝土衬砌支护。混凝土支护时先搭设承重排架，然后安装模板，最后浇筑混凝土。沿硐室轴线方向共分为6仓浇筑，每仓浇筑量约11 m3，临近两端头部位预留侧墙浇筑空间，钢筋穿透。

混凝土在拌合楼拌制后，由混凝土罐车运至硐室内直接浇筑入仓。为填补破碎硐室顶拱衬砌混凝土与岩壁间的缝隙，在顶拱衬砌混凝土较大缝隙处布置注浆孔，孔径25 mm，注浆压力为0.2～0.3 MPa，注浆结束后，排除孔内积水，采用浓浆将全孔封堵密实并抹平。

3.2 第2～4层开挖及支护

（1）形成内车道临空面。内车道在破碎硐室开挖前，已经掘进完成，内车道破碎硐室段上部爆破拉空和破碎硐室第1层空间连通后，形成梯段爆破初始临空面。采用光面爆破，主爆孔间距2 m，排距3 m，孔径90 mm，孔深6.5 m；光爆孔间距0.5 m，孔径42 mm，孔深5 m，沿边墙开挖布置。破碎硐室第1 层顶拱衬砌完成，混凝土达到设计强度后，进行第2 层梯段爆破开挖及支护，每层开挖支护完成后，在每层边墙设置2处变形观测点，定期进行观测［5］。

（2）施工预裂孔。第2、3 层边墙预留2 m 岩石作为保护层，先分块进行预裂爆破，再分块进行主爆区垂直块段微差爆破，以内车道上部空间作为初始临空面。沿施工预裂线架设100B 型潜孔钻机，根据分层高度不同穿凿预裂孔，预裂孔间距1.5 m，φ90 mm，间隔装药，导爆索连接，非电起爆。

（3）中部块段抽槽。块段施工预裂爆破孔后，钻凿主爆孔，孔间距2 m，排距1.5 m，孔深为7～7.5 m，垂直钻孔，不耦合装药，主爆孔堵塞长度为2.5～3 m，最大单响药量为9 kg，爆破后由内车道出渣。

（4）保护层开挖。中部主爆块1、2、3 完成爆破后，进行保护层爆破，边墙采用光面爆破成型，光面爆破孔从内车道沿边墙开挖线施工水平孔，孔径为42 mm，孔距0.35 m，孔深4.5 m，采用小直径药卷不连续装药，毫秒非电雷管，脉冲起爆。

（5）锚喷支护。锚喷支护施工和保护层开挖施工紧密衔接，一循环爆破开挖支护工序完成后，才能进行下一循环施工。

（6）硐室侧墙衬砌。侧墙衬砌厚度为500 mm，混凝土采用分仓浇筑，分仓高度为3 m，水平分层长度为25 m，沿硐室方向在中部设置1 道施工缝，扎筋时水平钢筋穿透端模板。为填补硐室侧墙衬砌混凝土与顶拱衬砌混凝土间隙，在顶拱衬砌混凝土与边墙混凝土之间布置注浆孔进行注浆，注浆压力为0.3 MPa，注浆结束后，采用浓浆将注浆孔封堵密实。

4 结 论

（1）相较于传统的“螺旋斜坡道、天井出渣”的开挖技术只能适合开挖断面较小的硐室，采用整体断面一次成型工艺，可以使用大型设备施工，能极大加快施工进度，同时也降低开挖成本。

（2）在大断面硐室开挖过程中，在拱顶形成后及时采用混凝土进行衬砌支护，下一步的施工在混凝土拱顶保护罩下进行，可有效防止出现冒顶、浮石等危害施工人员安全的情况，为施工人员创造安全的环境。