焦曉亮，周永利，田 宇，李 濤

（1.神華準(zhǔn)格爾能源有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000；2.中煤西安設(shè)計(jì)工程有限責(zé)任公司，陜西 西安 710054）

我國煤炭資源分布地域遼闊，煤層賦存條件較為復(fù)雜，在我國陜西、山西、內(nèi)蒙古、寧夏、新疆等地區(qū)煤礦存在著山坡露頭煤、淺地表煤以及露天礦端幫壓煤資源量大的情況，由于采區(qū)剝采比大、煤層厚度薄、采區(qū)邊界及開采條件限制等原因等因素，這些煤炭資源往往只能棄而不采，對(duì)該煤炭資源的合理回收不僅可解決資源浪費(fèi)問題，而且還可排除因遺留煤炭而產(chǎn)生自燃的隱患[1-3]。因此，端幫開采技術(shù)的發(fā)展將成為回收井工開采遺留煤和露天開采端幫壓煤的重要方式。近年來，隨著國內(nèi)外以端幫采煤機(jī)為主要開采設(shè)備的端幫采煤技術(shù)的不斷完善和發(fā)展，現(xiàn)在已經(jīng)在國外各主要采煤大國廣泛實(shí)踐應(yīng)用，端幫開采技術(shù)將露天與井工開采技術(shù)相結(jié)合，形成一套獨(dú)特的安全、高效高產(chǎn)、低運(yùn)營成本的開采方式[4]。對(duì)端幫資源開采技術(shù)的開展研究，不但為節(jié)約煤炭資源和提高資源的利用率具有現(xiàn)實(shí)的意義，也為我國露天礦端幫壓煤的開采提供了新的途徑。

在國內(nèi)端幫開采技術(shù)還沒有大范圍應(yīng)用推廣，此項(xiàng)技術(shù)多應(yīng)用于薄煤層開采[5-6]。在端幫開采過程中，將采煤機(jī)布置在滯留煤層的出露側(cè)，對(duì)煤層進(jìn)行探入式開采，通過自身運(yùn)輸系統(tǒng)將煤運(yùn)至采硐外，同時(shí)為防止邊坡因開采而產(chǎn)生塌陷現(xiàn)象，在各個(gè)采硐間設(shè)計(jì)支撐煤柱及永久煤柱用來支撐上覆巖層，在實(shí)際生產(chǎn)實(shí)踐過程中，由于煤柱寬度尺寸留設(shè)問題，造成局部發(fā)生垮塌破壞引起煤柱群發(fā)生連鎖失穩(wěn)，將則可能會(huì)導(dǎo)致邊坡發(fā)生大面積滑坡甚至塌陷[7-8]。因此，研究分析端幫開采過程中邊坡失穩(wěn)破壞機(jī)制，為端幫開采中合理的煤柱寬度設(shè)計(jì)提供依據(jù)，對(duì)回收露天礦煤炭資源及端幫邊坡穩(wěn)定安全具有重要的意義。為此，通過分析端幫開采過程中煤柱失穩(wěn)機(jī)制來確定合理的端幫開采煤柱設(shè)計(jì)特征參數(shù)，采用數(shù)值模擬來研究端幫采煤所引起邊坡的受力和變形特征及驗(yàn)證邊坡穩(wěn)定性，進(jìn)一步通過優(yōu)化巷道布置形式來提高回采率，為礦山安全高效開采提供可靠依據(jù)。

1 露天礦端幫開采中煤柱應(yīng)力分布特征

端幫開采形成過程中，煤柱中的應(yīng)力、變形分布情況不斷調(diào)整變化，其應(yīng)力的分布形態(tài)不同反映煤柱不同的穩(wěn)定性特征[9-10]。端幫開采煤柱的應(yīng)力分布和變形破壞的動(dòng)態(tài)演化過程可分為以下階段[11-13]：

1）在端幫壓煤未進(jìn)行開采時(shí)，煤體均勻分布受上覆巖層荷載作用。

2）當(dāng)煤柱一側(cè)開采完成，煤柱一定范圍內(nèi)形成支撐壓力帶及局部塑性區(qū)。

3）煤柱兩側(cè)均開采結(jié)束后，若煤柱能保持穩(wěn)定狀態(tài)，則煤柱所受垂直應(yīng)力呈馬鞍型分布，煤柱兩側(cè)及中心存在一定寬度的塑性破壞區(qū)和彈性核區(qū)，其核區(qū)應(yīng)力分布近似為拋物線型。

4）在周圍其他采硐開采的影響作用下，煤柱兩側(cè)塑性破壞區(qū)逐漸擴(kuò)展，彈性核區(qū)中心應(yīng)力達(dá)到煤柱極限強(qiáng)度，核區(qū)應(yīng)力分布形態(tài)呈平臺(tái)型分布，此時(shí)是煤柱處于臨界失穩(wěn)狀態(tài)。

5）煤柱兩側(cè)塑性區(qū)逐漸貫通，中部彈性核區(qū)寬度趨近于0，煤柱中心的應(yīng)力大于煤柱極限強(qiáng)度，垂直應(yīng)力呈拱形分布。此時(shí)煤柱發(fā)生穩(wěn)定破壞。

結(jié)合以上端幫開采期間煤柱內(nèi)應(yīng)力分布特點(diǎn)可知，煤柱所受載荷主要來源于上覆巖層的荷載作用，煤柱內(nèi)部可以分為中間部分的彈性核區(qū)及兩側(cè)對(duì)稱分布的屈服區(qū)。假設(shè)煤層埋深為H，密度為ρ，g為重力加速度，煤柱寬度為WP，采硐寬度為We，則煤柱（平面內(nèi)）承受的載荷p為：

2 端幫開采中煤柱留設(shè)參數(shù)特征

2.1 端幫開采中煤柱留設(shè)

端幫開采在現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際應(yīng)用中，在采硐外的地面即可進(jìn)行整個(gè)系統(tǒng)的操作、割煤、運(yùn)輸系統(tǒng)的控制等作業(yè)，通過采巷內(nèi)的預(yù)留煤柱來支撐上部覆巖荷載，無需加固支護(hù)，從而保證采掘面的安全。煤柱是整個(gè)結(jié)構(gòu)的支撐，開采的關(guān)鍵在于煤柱的留設(shè)尺寸和間距以及煤柱的布局及開采順序等因素，為了確保煤柱的穩(wěn)定以及端幫邊坡在群巷效應(yīng)下的穩(wěn)定性，保障生產(chǎn)的安全，需要科學(xué)設(shè)計(jì)煤柱布置相關(guān)參數(shù)。

采用Mark-Bieniawski公式[14]來計(jì)算確定在端幫開采中煤柱強(qiáng)度SP：

式中：SI為原始煤體強(qiáng)度，MPa；WP為煤柱寬度，m；h為巷道采高，m。

從式（2）中可以看出煤體強(qiáng)度越高，煤柱就越小，回采率就越高。

作用在支撐煤柱上的垂直壓力LP為：

式中：WE為巷道采寬，m；L為巷道采深，m；SV為原始垂直應(yīng)力，MPa，SV=ρgH。

根據(jù)端幫開采技術(shù)在現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)踐應(yīng)用，煤柱穩(wěn)定性系數(shù)SFp為：

另外，根據(jù)經(jīng)驗(yàn)數(shù)據(jù)表明，永久隔離煤柱寬度是支撐煤柱寬度的3～4倍，可以防止由于臨時(shí)支撐煤柱坍塌破壞導(dǎo)致群巷效應(yīng)下邊坡出現(xiàn)大規(guī)模的滑坡失穩(wěn)。隔離煤柱之間的支撐煤柱數(shù)量與垮落角有關(guān)，范圍通常為每隔2～20個(gè)支撐煤柱布置1個(gè)永久隔離煤柱。永久煤柱的存在能夠降低滑坡危險(xiǎn)系數(shù)，但同時(shí)也使得回采率降低，因此，在滿足邊坡安全要求的前提下，合理的煤柱尺寸、數(shù)量及巷道布置形式將能夠有效提高端幫回采率。

2.2 端幫開采中煤柱留設(shè)參數(shù)

2.2.1 采煤機(jī)布置及基礎(chǔ)參數(shù)

目前露天礦進(jìn)行開采的煤層為4煤和9煤，其平均厚度分別約為14 m和13 m。該露天礦端幫主要布設(shè)有端幫運(yùn)輸?shù)缆芳鞍踩脚_(tái)，使用端幫采煤機(jī)進(jìn)行開采端幫壓覆資源，需要將端幫采煤機(jī)布設(shè)于端幫運(yùn)輸?shù)缆坊蛘咴诓擅汗ぷ髅鎰澐?個(gè)供端幫采煤機(jī)工作的區(qū)域。采用單排采巷布置時(shí)，沿煤層底板進(jìn)行開采，4煤和9煤端幫采煤機(jī)布設(shè)位置示意圖如圖1，單排采巷和煤柱組成圖如圖2。

圖1 4煤和9煤端幫采煤機(jī)布設(shè)位置示意圖Fig.1 Layout of end wall shearer for 4#and 9#coal seams

圖2 單排采巷和煤柱組成圖Fig.2 Composition of single row roadway and pillar

選用GHWM300M采煤機(jī)，其截割寬度為3 505 mm，采高范圍243～4 494 mm，年產(chǎn)量約1.2 Mt/a。采煤機(jī)工作區(qū)域沿采煤工作面方向長寬尺寸為80 m×40 m，端幫采煤機(jī)水平最大開采深度300 m，以最大采高約4.5 m、采寬約3.5 m來計(jì)算煤柱的寬度，基礎(chǔ)參數(shù)如下：①采寬WE＝3.5 m；②采高h(yuǎn)＝4.5 m；③最大采深L＝300 m；④煤體原始強(qiáng)度SI＝6 MPa；⑤4煤最小覆蓋厚度H4MIN＝0 m；⑥4煤最大覆蓋厚度H4MAX＝121 m；⑦9煤最小覆蓋厚度H9MIN＝0 m；⑧9煤最大覆蓋厚度H9MAX=144 m；⑨覆蓋層（含松散層）平均密度ρ=2.02 t/m3。

2.2.2 煤柱參數(shù)計(jì)算結(jié)果

按照RMPS-HWM計(jì)算方法規(guī)定的安全系數(shù)取值范圍見表1，支撐煤柱及隔離煤柱安全系數(shù)取值分別為1.6、2.0，依據(jù)上述計(jì)算公式計(jì)算。

表1 安全系數(shù)取值范圍Table 1 Value ranges of safety factors

1）單排采巷支撐煤柱參數(shù)。4煤支撐煤柱最小寬度4.41 m，設(shè)計(jì)取值5.0 m，支撐煤柱安全系數(shù)為1.79，滿足大于1.60的要求；9煤支撐煤柱最小寬度5.35 m，設(shè)計(jì)取值6.0 m，支撐煤柱安全系數(shù)為1.77，滿足大于1.60的要求。

2）隔離煤柱之間支撐煤柱間隔。隔離煤柱之間支撐煤柱的數(shù)量影響端幫煤柱整體的穩(wěn)定性，范圍通常為2～20，本次設(shè)計(jì)取10。

3）隔離煤柱參數(shù)。4煤隔離煤柱最小寬度18.38 m，設(shè)計(jì)取值20 m，隔離煤柱安全系數(shù)為2.25，滿足大于2.0的要求；9煤隔離煤柱最小寬度22.25 m，設(shè)計(jì)取值24 m，隔離煤柱安全系數(shù)為2.22，滿足大于2.0的要求。

3 基于Midas的邊坡穩(wěn)定性數(shù)值模擬

目前，邊坡數(shù)值計(jì)算的方法主要有有限單元法、離散元法、有限差分法等。采用有限元的Midas對(duì)露天礦的端幫邊坡的受力、變形特征及穩(wěn)定性進(jìn)行數(shù)值模擬分析[15]。

3.1 邊坡組成和邊坡模型及計(jì)算參數(shù)

依據(jù)該露天礦端幫邊坡各煤巖的巖性、賦存位置關(guān)系及開采情況，采用端幫采煤工藝所獲得的煤巖賦存參數(shù)，按照自上而下順序排列來構(gòu)建地層模型，北幫現(xiàn)狀端幫剖面圖如圖3。

圖3 北幫現(xiàn)狀端幫剖面圖Fig.3 Profile of current end slope of north slope

基于該露天北端幫實(shí)際情況，采用Midas有限元數(shù)值模擬軟件建立計(jì)算模型，4煤和9煤平均厚度分別約為14 m和13 m，煤層埋深約為121～144 m，以端幫采煤機(jī)最大采深為300 m，進(jìn)行數(shù)值模擬計(jì)算。模擬時(shí)只考慮了坡體在自重作用下的變形，邊坡模型設(shè)置單向約束邊界，模型遵循Morl-Columb屈服準(zhǔn)則，露天礦端幫數(shù)值模擬模型示意圖如圖4，模型中的各煤巖層的相關(guān)物理力學(xué)參數(shù)見表2。

圖4 露天礦端幫數(shù)值模擬模型示意圖Fig.4 Numerical simulation model of open-pit mine end

表2 巖層物理力學(xué)參數(shù)統(tǒng)計(jì)表Table 2 Physical and mechanical parameters of rock stratum

3.2 單排采巷布置模擬結(jié)果

單排采巷布置豎向位移云圖如圖5，單排采巷布置塑性應(yīng)變?cè)茍D如圖6。

圖5 單排采巷布置豎向位移云圖Fig.5 Vertical displacement of single row roadway

圖6 單排采巷布置塑性應(yīng)變?cè)茍DFig.6 Plastic strain of single row roadway

由圖5可知，邊坡位移變化較大的區(qū)域主要分布于坡體下部的4煤、9煤層處，這說明邊坡在不同巖層的巖性不同，受開采擾動(dòng)影響，坡體內(nèi)部4煤、9煤層處發(fā)生了變形，此區(qū)域發(fā)生變形破壞的可能性較大。端幫壓煤開采區(qū)域以沉降位移變形為主，垂直方向位移變化自上而下逐漸減小，其中巖體沉降位移最大為1.7 mm，底鼓最大位移為11.5 mm，相對(duì)很小，邊坡巖體整體穩(wěn)定。

由圖6可知，邊坡坡面應(yīng)力較小，邊坡坡腳處及坡體內(nèi)4煤、9煤層變形較為明顯，煤柱間變形近似呈馬鞍型分布，從整體邊坡穩(wěn)定行而言，受開采擾動(dòng)影響，煤柱間應(yīng)力集中比較明顯，若達(dá)到煤柱極限強(qiáng)度，導(dǎo)致煤柱兩側(cè)塑性區(qū)貫通，此時(shí)煤柱群發(fā)生失穩(wěn)破壞將致使邊坡整體發(fā)生大規(guī)模失穩(wěn)滑坡。

使用Midas軟件計(jì)算開采單排采巷時(shí)，端幫壓煤開采后端幫邊坡穩(wěn)定系數(shù)Fs=1.21滿足GB 51289—2018《煤炭工業(yè)露天礦邊坡工程設(shè)計(jì)標(biāo)準(zhǔn)》中非工作幫邊坡服務(wù)年限小于10年的穩(wěn)定性系數(shù)1.10～1.20要求。

4 端幫采煤巷道布置形式優(yōu)化

目前該端幫采煤機(jī)主要開采4煤、9煤，端幫壓煤量約為445 Mt，按照采煤機(jī)采出率約為15%，則采用端幫采煤機(jī)可采出資源量僅為66.77 Mt。因此，為了提高經(jīng)濟(jì)效益，盡可能的回收壓覆資源，對(duì)目前單排采巷布置形式進(jìn)行優(yōu)化，分別沿煤層頂、底板進(jìn)行開采，在保證邊坡穩(wěn)定的前提下采用雙排采巷布置進(jìn)行采煤，雙排采巷和煤柱組成圖如圖7。

圖7 雙排采巷和煤柱組成圖Fig.7 Double row roadway and pillar composition diagram

4.1 雙排采巷條件下煤柱參數(shù)

1）支撐煤柱參數(shù)。4煤支撐煤柱最小寬度6.25 m，設(shè)計(jì)取值7.0 m，支撐煤柱安全系數(shù)為1.73，滿足大于1.60的要求；9煤支撐煤柱最小寬度7.95 m，設(shè)計(jì)取值8.5 m，支撐煤柱安全系數(shù)為1.68，滿足大于1.60的要求。

2）隔離煤柱之間支撐煤柱間隔。隔離煤柱之間支撐煤柱的數(shù)量影響端幫煤柱整體的穩(wěn)定性，其與垮落角有關(guān)，范圍通常為2～20，本次設(shè)計(jì)取10。

3）隔離煤柱參數(shù)。4煤隔離煤柱最小寬度26.6 m，設(shè)計(jì)取值28 m，支撐煤柱安全系數(shù)為2.14，滿足大于2.0的要求；9煤隔離煤柱最小寬度32.8 m，設(shè)計(jì)取值35 m，支撐煤柱安全系數(shù)為2.19，滿足大于2.0的要求。

4.2 雙排采巷豎向位移和塑性應(yīng)變及安全系數(shù)

雙排采巷布置巖體位移云圖如圖8，雙排采巷布置巖體塑性應(yīng)變?cè)茍D如圖9。

由圖8可知，巖體沉降位移最大為59.9 mm，底鼓最大位移59.8 mm，相對(duì)單排巷道布置而言，位移變形明顯增大，變形模式與單排巷道一致，邊坡上巖體整體比較穩(wěn)定。

圖8 雙排采巷布置豎向位移結(jié)果云圖Fig.8 Vertical displacement of double row roadway

由圖9可知，煤柱周邊出現(xiàn)微小變形，區(qū)域較小，且煤柱未發(fā)生失穩(wěn)破壞，仍能夠保證煤柱安全穩(wěn)定，說明雙排采巷布置設(shè)計(jì)合理可行。

圖9 雙排采巷布置塑性應(yīng)變?cè)茍DFig.9 Plastic strain diagrams of double row roadway

采用Midas軟件計(jì)算開采雙排采巷時(shí)，端幫壓煤開采后端幫邊坡穩(wěn)定系數(shù)Fs=1.14，滿足GB 51289—2018《煤炭工業(yè)露天礦邊坡工程設(shè)計(jì)標(biāo)準(zhǔn)》中非工作幫邊坡服務(wù)年限小于10年的穩(wěn)定性系數(shù)1.10～1.20要求。

5 結(jié) 語

1）研究表明，端幫開采下煤柱強(qiáng)度及尺寸是影響邊坡穩(wěn)定性的主控因素，針對(duì)于厚煤層而言，在確保邊坡穩(wěn)定的前提下優(yōu)化巷道開采順序及布置形式，端幫巷道雙排布置回采率將提高5%，有效回收端幫壓覆資源量，經(jīng)濟(jì)效益顯著。

2）端幫采煤巷道附近工作面相繼開挖時(shí)，支撐煤柱受采動(dòng)疊加應(yīng)力荷載作用，圍巖徑向應(yīng)力逐漸釋放，原巖平衡應(yīng)力被破壞，容易造成邊坡滑塌，因此，在實(shí)施端幫壓煤開采工程時(shí)，加強(qiáng)坡底作業(yè)區(qū)域上部邊坡的穩(wěn)定性監(jiān)測(cè)工作，及時(shí)跟進(jìn)內(nèi)排，是確保端幫開采工程安全高效實(shí)施的重要措施。