基于端幫開采的邊坡穩定性及巷道布置形式優化研究

焦曉亮，周永利，田 宇，李 濤

（1.神華準格爾能源有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000；2.中煤西安設計工程有限責任公司，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雜，在我國陜西、山西、內蒙古、寧夏、新疆等地區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，由于采區剝采比大、煤層厚度薄、采區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，對該煤炭資源的合理回收不僅可解決資源浪費問題，而且還可排除因遺留煤炭而產生自燃的隱患[1-3]。因此，端幫開采技術的發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，隨著國內外以端幫采煤機為主要開采設備的端幫采煤技術的不斷完善和發展，現在已經在國外各主要采煤大國廣泛實踐應用，端幫開采技術將露天與井工開采技術相結合，形成一套獨特的安全、高效高產、低運營成本的開采方式[4]。對端幫資源開采技術的開展研究，不但為節約煤炭資源和提高資源的利用率具有現實的意義，也為我國露天礦端幫壓煤的開采提供了新的途徑。

在國內端幫開采技術還沒有大范圍應用推廣，此項技術多應用于薄煤層開采[5-6]。在端幫開采過程中，將采煤機布置在滯留煤層的出露側，對煤層進行探入式開采，通過自身運輸系統將煤運至采硐外，同時為防止邊坡因開采而產生塌陷現象，在各個采硐間設計支撐煤柱及永久煤柱用來支撐上覆巖層，在實際生產實踐過程中，由于煤柱寬度尺寸留設問題，造成局部發生垮塌破壞引起煤柱群發生連鎖失穩，將則可能會導致邊坡發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破壞機制，為端幫開采中合理的煤柱寬度設計提供依據，對回收露天礦煤炭資源及端幫邊坡穩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機制來確定合理的端幫開采煤柱設計特征參數，采用數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證邊坡穩定性，進一步通過優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。

1 露天礦端幫開采中煤柱應力分布特征

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

1）在端幫壓煤未進行開采時，煤體均勻分布受上覆巖層荷載作用。

2）當煤柱一側開采完成，煤柱一定范圍內形成支撐壓力帶及局部塑性區。

3）煤柱兩側均開采結束后，若煤柱能保持穩定狀態，則煤柱所受垂直應力呈馬鞍型分布，煤柱兩側及中心存在一定寬度的塑性破壞區和彈性核區，其核區應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，煤柱兩側塑性破壞區逐漸擴展，彈性核區中心應力達到煤柱極限強度，核區應力分布形態呈平臺型分布，此時是煤柱處于臨界失穩狀態。

5）煤柱兩側塑性區逐漸貫通，中部彈性核區寬度趨近于0，煤柱中心的應力大于煤柱極限強度，垂直應力呈拱形分布。此時煤柱發生穩定破壞。

結合以上端幫開采期間煤柱內應力分布特點可知，煤柱所受載荷主要來源于上覆巖層的荷載作用，煤柱內部可以分為中間部分的彈性核區及兩側對稱分布的屈服區。假設煤層埋深為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）承受的載荷p為：

2 端幫開采中煤柱留設參數特征

2.1 端幫開采中煤柱留設

端幫開采在現場實際應用中，在采硐外的地面即可進行整個系統的操作、割煤、運輸系統的控制等作業，通過采巷內的預留煤柱來支撐上部覆巖荷載，無需加固支護，從而保證采掘面的安全。煤柱是整個結構的支撐，開采的關鍵在于煤柱的留設尺寸和間距以及煤柱的布局及開采順序等因素，為了確保煤柱的穩定以及端幫邊坡在群巷效應下的穩定性，保障生產的安全，需要科學設計煤柱布置相關參數。

采用Mark-Bieniawski公式[14]來計算確定在端幫開采中煤柱強度SP：

式中：SI為原始煤體強度，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為原始垂直應力，MPa，SV=ρgH。

根據端幫開采技術在現場的實踐應用，煤柱穩定性系數SFp為：

另外，根據經驗數據表明，永久隔離煤柱寬度是支撐煤柱寬度的3～4倍，可以防止由于臨時支撐煤柱坍塌破壞導致群巷效應下邊坡出現大規模的滑坡失穩。隔離煤柱之間的支撐煤柱數量與垮落角有關，范圍通常為每隔2～20個支撐煤柱布置1個永久隔離煤柱。永久煤柱的存在能夠降低滑坡危險系數，但同時也使得回采率降低，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參數

2.2.1 采煤機布置及基礎參數

目前露天礦進行開采的煤層為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有端幫運輸道路及安全平臺，使用端幫采煤機進行開采端幫壓覆資源，需要將端幫采煤機布設于端幫運輸道路或者在采煤工作面劃分1個供端幫采煤機工作的區域。采用單排采巷布置時，沿煤層底板進行開采，4煤和9煤端幫采煤機布設位置示意圖如圖1，單排采巷和煤柱組成圖如圖2。

圖1 4煤和9煤端幫采煤機布設位置示意圖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，其截割寬度為3 505 mm，采高范圍243～4 494 mm，年產量約1.2 Mt/a。采煤機工作區域沿采煤工作面方向長寬尺寸為80 m×40 m，端幫采煤機水平最大開采深度300 m，以最大采高約4.5 m、采寬約3.5 m來計算煤柱的寬度，基礎參數如下：①采寬WE＝3.5 m；②采高h＝4.5 m；③最大采深L＝300 m；④煤體原始強度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 煤柱參數計算結果

按照RMPS-HWM計算方法規定的安全系數取值范圍見表1，支撐煤柱及隔離煤柱安全系數取值分別為1.6、2.0，依據上述計算公式計算。

表1 安全系數取值范圍Table 1 Value ranges of safety factors

1）單排采巷支撐煤柱參數。4煤支撐煤柱最小寬度4.41 m，設計取值5.0 m，支撐煤柱安全系數為1.79，滿足大于1.60的要求；9煤支撐煤柱最小寬度5.35 m，設計取值6.0 m，支撐煤柱安全系數為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量影響端幫煤柱整體的穩定性，范圍通常為2～20，本次設計取10。

3）隔離煤柱參數。4煤隔離煤柱最小寬度18.38 m，設計取值20 m，隔離煤柱安全系數為2.25，滿足大于2.0的要求；9煤隔離煤柱最小寬度22.25 m，設計取值24 m，隔離煤柱安全系數為2.22，滿足大于2.0的要求。

3 基于Midas的邊坡穩定性數值模擬

目前，邊坡數值計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對露天礦的端幫邊坡的受力、變形特征及穩定性進行數值模擬分析[15]。

3.1 邊坡組成和邊坡模型及計算參數

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

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

基于該露天北端幫實際情況，采用Midas有限元數值模擬軟件建立計算模型，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，以端幫采煤機最大采深為300 m，進行數值模擬計算。模擬時只考慮了坡體在自重作用下的變形，邊坡模型設置單向約束邊界，模型遵循Morl-Columb屈服準則，露天礦端幫數值模擬模型示意圖如圖4，模型中的各煤巖層的相關物理力學參數見表2。

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

表2 巖層物理力學參數統計表Table 2 Physical and mechanical parameters of rock stratum

3.2 單排采巷布置模擬結果

單排采巷布置豎向位移云圖如圖5，單排采巷布置塑性應變云圖如圖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變云圖Fig.6 Plastic strain of single row roadway

由圖5可知，邊坡位移變化較大的區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，受開采擾動影響，坡體內部4煤、9煤層處發生了變形，此區域發生變形破壞的可能性較大。端幫壓煤開采區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，相對很小，邊坡巖體整體穩定。

由圖6可知，邊坡坡面應力較小，邊坡坡腳處及坡體內4煤、9煤層變形較為明顯，煤柱間變形近似呈馬鞍型分布，從整體邊坡穩定行而言，受開采擾動影響，煤柱間應力集中比較明顯，若達到煤柱極限強度，導致煤柱兩側塑性區貫通，此時煤柱群發生失穩破壞將致使邊坡整體發生大規模失穩滑坡。

使用Midas軟件計算開采單排采巷時，端幫壓煤開采后端幫邊坡穩定系數Fs=1.21滿足GB 51289—2018《煤炭工業露天礦邊坡工程設計標準》中非工作幫邊坡服務年限小于10年的穩定性系數1.10～1.20要求。

4 端幫采煤巷道布置形式優化

目前該端幫采煤機主要開采4煤、9煤，端幫壓煤量約為445 Mt，按照采煤機采出率約為15%，則采用端幫采煤機可采出資源量僅為66.77 Mt。因此，為了提高經濟效益，盡可能的回收壓覆資源，對目前單排采巷布置形式進行優化，分別沿煤層頂、底板進行開采，在保證邊坡穩定的前提下采用雙排采巷布置進行采煤，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

1）支撐煤柱參數。4煤支撐煤柱最小寬度6.25 m，設計取值7.0 m，支撐煤柱安全系數為1.73，滿足大于1.60的要求；9煤支撐煤柱最小寬度7.95 m，設計取值8.5 m，支撐煤柱安全系數為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量影響端幫煤柱整體的穩定性，其與垮落角有關，范圍通常為2～20，本次設計取10。

3）隔離煤柱參數。4煤隔離煤柱最小寬度26.6 m，設計取值28 m，支撐煤柱安全系數為2.14，滿足大于2.0的要求；9煤隔離煤柱最小寬度32.8 m，設計取值35 m，支撐煤柱安全系數為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變及安全系數

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變云圖如圖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定。

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

由圖9可知，煤柱周邊出現微小變形，區域較小，且煤柱未發生失穩破壞，仍能夠保證煤柱安全穩定，說明雙排采巷布置設計合理可行。

圖9 雙排采巷布置塑性應變云圖Fig.9 Plastic strain diagrams of double row roadway

采用Midas軟件計算開采雙排采巷時，端幫壓煤開采后端幫邊坡穩定系數Fs=1.14，滿足GB 51289—2018《煤炭工業露天礦邊坡工程設計標準》中非工作幫邊坡服務年限小于10年的穩定性系數1.10～1.20要求。

5 結 語

1）研究表明，端幫開采下煤柱強度及尺寸是影響邊坡穩定性的主控因素，針對于厚煤層而言，在確保邊坡穩定的前提下優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，經濟效益顯著。

2）端幫采煤巷道附近工作面相繼開挖時，支撐煤柱受采動疊加應力荷載作用，圍巖徑向應力逐漸釋放，原巖平衡應力被破壞，容易造成邊坡滑塌，因此，在實施端幫壓煤開采工程時，加強坡底作業區域上部邊坡的穩定性監測工作，及時跟進內排，是確保端幫開采工程安全高效實施的重要措施。