邱建輝
(紫金(廈門)工程設計有限公司,福建 廈門 361016)
井筒是地下礦山的關鍵通道,它擔負著整個礦井生產的提升任務,提出有用礦石和廢石,運入生產材料和設備,它是生產和作業人員的出入口。在井巷工程結構中,井筒屬于一級建筑物,而井壁是支撐井筒周圍水土壓力的重要結構。基于這種情況,井壁結構在整個生產服務過程中必須保證絕對安全。隨著淺部資源的消耗,越來越多的礦山開采逐漸向深部過渡;此外隨著開采工藝水平提高,采礦規模不斷增大,相應的設備配置空間需求也逐漸變大,對井筒的深度和斷面也提出了更高的要求。由此配置的大斷面超深井面臨著深部高地壓、地熱和可能存在的高水壓等不利因素[1];在滿足安全生產和提升規模的條件下,如何確定合理的支護形式是超深井井壁支護結構設計中的難題。該文以某銅礦新副井為例,研究超深井基巖段支護設計面臨的問題及解決辦法。
新副井井筒凈斷面直徑7.5m,井深1277m,井筒分為兩段,分別為井頸段和基巖段,該設計主要依據《有色金屬礦山井巷工程設計規范》(GB 50915—2013)、《煤礦立井井筒及硐室設計規范》(GB 50384—2016)以及《新編礦山采礦設計手冊(井巷工程卷)》等。根據《有色金屬礦山井巷工程設計規范》規定,當井筒處在中等穩定以上且工程地質和水文地質條件簡單的巖層中時,可采用類比法或經驗數據確定井壁支護厚度。當井深小于600m時,基巖段井筒混凝土井壁厚度可以按表1確定[2];當深度大于600m時,宜加大井壁厚度或提高混凝土強度等級。

表1 基巖段井壁厚度經驗值
如果井筒深度在600m以內,以上井壁厚度經驗值基本可以保證井壁結構的穩定,但新副井深度遠大600m,僅靠工程類比法和經驗數據,可能造成支護強度不夠和井壁開裂破壞,影響礦山的生產運營,甚至導致重大損失,應該采用理論計算與工程類比相結合的方法確定合理的支護形式。
規范GB 50384—2016規定,新副井基巖段井壁按照平面擋土墻理論公式計算,即通過傳統側壓力系數法確定井壁荷載,使計算得出的井壁厚度隨深度成冪函數關系增加[4],且計算中不考慮水平應力,對圍巖自承能力不足,計算得出的井壁荷載偏大,可能導致支護厚度過大,進而形成支護成本浪費。
對常規豎井斷面形狀的選擇主要考慮礦井服務年限、通風要求、地質條件和建設成本等因素,豎井斷面結構主要為矩形和圓形。對超深豎井而言,其井筒圍巖不僅受自重應力和附加應力的作用,同時在井筒深部,其井筒圍巖受水平地應力(原巖應力達到95MPa~135MPa)[3]、重復荷載和爆破震動等疊加應力作用,導致井筒開挖后,當其圍巖承受的疊加應力超過井筒圍巖強度時,導致井筒可能產生彈性變形、塑性破壞和塑性破壞,甚至形成井筒圍巖失穩破壞、坍塌和巖爆災害。
早期淺埋豎井(深度小于600m)斷面多采用矩形斷面井筒結構,但隨著豎井開鑿深度的增加,井筒圍巖承受的自重應力、附加應力和最大水平應力進一步增加,在矩形井筒斷面拐角處產生高應力集中,誘致井筒圍巖產生破壞,矩形斷面設計逐漸被淘汰。新副井采用圓形斷面,井筒斷面結構形式如圖1所示,其能夠滿足抵抗作用于井壁的高應力要求。

圖1 井筒斷面結構形式(單位:mm)
采用《煤礦立井井筒及硐室設計規范》[4]中的基巖段井壁所受徑向荷載公式計算井壁壓力,計算結果如公式(1)和公式(2)所示。

式中:Ps n,k、PX n,k為第n層巖層頂底板作用井壁上的均勻荷載標準值(MPa);h1、h2…hn為各巖層厚度(m);h1、h2…hn為各巖層的重力密度(MN/m3);γ1、γ2…γn為各巖層重力密度(MN/m3);An為巖(土)層水平荷載系數,可按規范GB 50384—2016表6.2.3取值;?n為第n層巖層內摩擦角(°),以井筒工勘檢查鉆孔資料為準,可按規范GB 50384—2016表6.2.3取值。結合新副井工勘報告提供的各個巖層厚度、重力密度和內摩擦角可以計算出巖土層對井壁側向壓力,計算結果見表2。

表2 巖土層對井壁側向壓力計算表
根據表中計算結果可以看出,側向壓力隨井筒深度成冪函數關系增加,而在實際工程條件下,井筒的掘進為圍巖變形提供了自由面,原巖應力場發生重新分布,達到新的靜力平衡后,圍巖可以發揮自身承載能力,與井壁共同承擔井筒開挖后的二次應力[5],按巖層側壓力系數法隨著井深一味疊加側壓力是不合理的。
開挖活動破壞了原巖的原始應力平衡狀態,導致應力需要重新分布以達到新的平衡。超深井中高應力和高水壓的存在單靠澆筑混凝土井壁難以有效抵抗,經濟性差。當處于高應力地層時,維護井巷穩定不能硬抗,應先采用柔性支讓圍巖的高應力得以部分釋放,之后再進行剛性支護。為此需要采用(噴)錨網對爆破后暴露的圍巖先進行一次讓壓支護,不僅有利于預防巖爆傷害和保障施工安全,也有利于降低永久支護強度、減少支護厚度和保證混凝土井壁質量;同時適當提高混凝土強度等級,不僅可以減少井壁厚度和開挖量,還可以增強井壁的抗滲性能。
柔性支護“以柔克剛”,在有效抵抗和釋放原巖高應力的同時,還能發揮圍巖自身的承載能力,使剛性支護體與柔性支護體共同承載和維護井壁穩定。支護設計 應充分發揮圍巖自身的承載能力,使圍巖與支護體共同承載,令井壁支護結構優化、合理、經濟和安全。
根據研究及工程經驗,圍巖可通過實施錨網噴等首次支護來加大自承能力,從而提高“圍巖+首次支護”對側壓力的分擔比例,進而減輕作為永久支護的井壁荷載;“圍巖 + 首次支護”釋放荷載在當圍巖等級為Ⅳ級時,分擔比例為60%~80%;當圍巖等級為Ⅴ級時,分擔比例為20%~80%[6]。
根據新副井工程條件,基巖段確定采用錨網噴首次支護+混凝土二次支護,其中錨桿規格采用螺紋鋼22m×2.5m,間距1.0m×1.0m,混凝土等級為C45,“圍巖+首次支護”分擔比例按75%考慮,經過驗算,分擔折算后的最底層側壓力Pk=1.46MPa。
采用《煤礦立井井筒及硐室設計規范》[4]中擬定式計算井壁厚度,如公式(3)所示。

式中:t為井壁厚度(m);rn為計算處井壁內半徑(m);fs為井壁材料強度設計值(MN/m2);fc為混凝土軸心抗壓強度設計值(MN/m2);fy為鋼筋抗壓強度設計值(MN/m2;P為計算處作用在井壁上的設計荷載計算值(MPa);vk為結構安全系數,該設計取1.35。
公式中井壁P通過側壓力系數計算求得,將其余工程實際數據代入求得公式(4)~公式(6)。

式中:fc為混凝土軸心抗壓強度設計值(MN/m2);vk為結構安全系數,該設計取1.35。
根據以上計算結果,新副井基巖段井壁厚度為550mm。
2.5.1 環向穩定性驗算
依據《煤礦立井井筒及硐室設計規范》[4],保證井壁環向穩定應符合下列基本條件。
素混凝土井壁如公式(7)所示。

井壁環向穩定性如公式(8)所示。

式中:L0為計算處井壁圓環計算長度(m),L0=1.814r0;t為井壁厚度(m);r0為計算處井壁圓環中心半徑(m),r0=(rn+rw)/2;rn為計算處井壁內半徑(m);rw為計算處井壁外半徑(m);vc為泊松比,vc=0.2;Ec為混凝土彈性模量,(N/mm2)。
式中的井壁厚度通過擬定公式計算求得,將其余工程實際數據代入求得公式(9)和公式(10)。

由此可見,新副井基巖段550mm厚混凝土井壁滿足井壁環向穩定要求。
2.5.2 強度驗算
根據以上計算數據,混凝土厚度t=0.55m,井壁圓環中心半徑為4.025m,即t=0.55m≥r0/10=0.4025m。
按照《煤礦立井井筒及硐室設計規范》[4]規定,當井壁厚度t≥r0/10時,混凝土井壁按厚壁圓筒井壁驗算,井壁圓環截面軸向力如圖2所示。

圖2 井壁圓環截面軸向力計算簡圖
井壁圓環截面切向應力計算如公式(11)所示。

式中:σt為井壁圓環截面切向應力(MPa);rn為計算處井壁內半徑(m);rw為計算處井壁外半徑(m);P為計算處作用在井壁上的設計荷載計算值(MPa)。
公式中井壁側壓力P通過側壓力系數計算求得,將其余工程實際數據代入求得公式(12)。

由此可見,當新副井基巖段素混凝土井壁均勻受壓時井壁圓環截面承載力滿足規范要求。
新副井總深1277m,目前施工已達1050m,未出現井壁混凝土表皮剝落和掉渣等不利情況,也不存在井壁裂縫和鋼筋彎曲變形等現象,井壁結構安全可靠。與傳統純C25混凝土支護方式相比,采用荷載分攤方法,錨噴首次分擔+混凝土二次分擔支護,混凝土等級增加到C45,提高了井壁支護強度,可減少支護厚度1/3~1/2,減少圍巖開挖量10%~15%,可以節約40%以上的混凝土用量,加快施工速度2~4倍[3],總體降低建設成本30%以上,較好地控制了井筒建設成本。
由此可見,側壓力分攤法在超深井建設中的應用可靠。
該設計解決了在超深井設計中如何合理確定基巖段支護參數的問題,具體解決步驟如下:1)隨著井深超過600m,《有色金屬礦山井巷工程設計規范》給出的井壁支護經驗值不再適用于設計,類比性的設計方法已不能科學地解決深井設計問題,該設計明確了必須采用理論計算的方法確定井壁結構,增加井壁安全設計儲備;2)考慮井壁受高地壓和地熱等不利因素影響,井壁采用高等級混凝土,根據側壓力分攤法計算得出的井壁壓力結果計算井壁厚度和內力,對井壁穩定性和強度進行復核性驗算,最終確定井壁支護設計參數,增加井壁安全設計儲備;3)通過分析,明確了傳統側壓力系數計算法具有一定的局限性,具體到深井工程實際中,一定要克服傳統的單純承壓思想,采用側壓力分攤方法,充分利用圍巖自身強度以及首次錨網噴支護分擔作用來計算井壁壓力,使井壁結構經濟合理,避免設計的井壁過于厚大,節約了投資。