侯成恒
(1.中煤科工集團沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;2.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122)
露天煤礦開采過程中端幫邊坡壓煤量比重相對較大,對大型露天煤礦來說,端幫煤邊坡角提高1°,其端幫煤炭資源回就收達到千萬噸,創造的經濟效益將達到十幾億甚至幾十億元。受地質、采礦、技術條件等因素制約,端幫邊坡壓煤成為露天煤礦典型問題[1]。為盡可能回收端幫邊坡煤炭資源,從開采方案優化與開采設備方面做了大量研究工作,其中開采方案優化包括:高臺階開采、邊坡形態優化、露井聯采等,開采設備研發主要為端幫采煤機。據以往研究成果,考慮采礦與內排協調發展關系,很少采用端幫邊坡分段式陡幫開采方法,該方法采用邊界效應對邊坡穩定形成側面約束,對近水平煤層可實現橫采內排[2]。為此,以安家嶺礦為研究背景,通過對其北端幫到界邊坡工程地質條件研究,采用極限平衡方法,對回采高度、整體邊坡角與穩定系數的敏感性關系研究,采用FLAC3D有限元分析軟件,確定了橫采內排追蹤距離與內排壓腳高度,目的是對橫采內排對邊坡變形破壞控制效果進行評價,從而達到指導現場生產的目的[3-4]。
1)工程地質條件。礦山已有地質資料可知,礦區最下1 層可采煤層底板及以上地層自下而上劃分有:本溪組地層(C2b)、太原組地層(C31)、山西組地層(P1S)、下石盒子組地層(P1X)、上石盒子組地層(P2S)、新第三系上新統(N2b)、第四系(Q),其中第四系全礦區發育。陡幫開采區域地層巖性自下而上分別為:砂泥巖互層、11 煤(厚度為1.1~5.9 m)、泥砂巖互層、9 煤(厚度為11.1~15.4 m)、泥砂巖互層、4 煤(厚度為3.1~6.2 m)、泥砂巖互層、黃土層,其中第四系與下伏新第三系上新統不整合接觸。露天煤礦礦區內揭露主要地質構造有:1 個背斜(蘆子溝),5 條斷層(落差大于10 m),2 個陷落柱。陡幫開采區域內地質構造主要有3 條斷層,1 個陷落柱。
2)巖土體力學性質。露天礦初步設計階段至今,開展了大量的巖土體物理力學參數測試與實驗研究工作,積累了大量的基礎研究數據和研究成果。本次邊坡穩定性分析巖土體物理力學參數主要通過以下2 種方式獲得:①搜集、整理與分析以往研究成果歸納得出適用于本次研究力學參數指標;②在室內巖石力學試驗成果基礎上,利用力學強度折減方法及基于Hoek-Brown 準則進行節理化巖體強度分析[5]。最終得出力學參數指標推薦值,巖土體物理力學參數推薦值見表1。
表1 巖土體物理力學參數推薦值Table 1 Recommended values of physical and mechanical parameters of rock and soil mass
端幫壓煤回采區平面圖如圖1。在工程地質概況中可知,該區域發育有陷落柱和斷層,北端幫陡幫開采范圍確定主要依據為內排跟進范圍與陷落柱賦存位置,其中西部邊界為內排土場最下部臺階坡底區域、東部邊界為陷落柱西側邊界、地表境界保持不變、坑底境界為11 煤底板。礦區內可采煤層共3 層,分別為4 煤、9 煤、11 煤。
圖1 端幫壓煤回采區平面圖Fig.1 Plan of end wall coal pressing mining area
通過調整回采高度和各平盤寬度的大小,使邊坡角度變為31°、32°、33°、34°、35°,提出了陡幫開采方案,方案設計原則如下:①回采高度分別設置為1 300、1 288、1 276、1 264 m 水平;②每個回采水平對應60、54、48、40、34 m 5 個不同的平盤寬度。選取典型工程地質剖面DB 剖面為研究對象,典型DB 剖面回采設計方案如圖2。
圖2 典型DB 剖面回采設計方案Fig.2 Mining design scheme of typical DB section
邊坡穩定系數計算方法通常采用極限平衡法,通過對開挖后邊坡下滑力與抗滑力計算、將邊坡體抗滑力與下滑力比值作為邊坡穩定性定量評價指標。本次研究利用極限平衡法中的Morgenstern-Price 法[6],計算得出不同回采高度、整體邊坡角條件下邊坡穩定系數,并采用曲線回歸分析手段,對開采參數與穩定系數敏感性分析,得出開采參數與穩定系數相關性。
安家嶺露天礦可采煤層為4 煤組、9 煤、11 煤,依據端幫邊坡到界情況,各煤組賦存深度及邊坡穩定狀況,按照設計陡幫開采方案,建立極限平衡分析計算模型,對不同陡幫開采設計方案采用巖土體計算仿真軟件Geo-Studio 進行穩定性計算,邊坡穩定系數統計表見表2。
表2 邊坡穩定系數統計表Table 2 Statistical table of slope stability coefficients
1)回采高度與穩定系數敏感性。為進一步確定回采高度與邊坡穩定系數之間敏感性,以邊坡穩定計算結果為基礎,對不同回采高度穩定系數統計分析,采用曲線回歸分析手段,對不同回采高度和邊坡穩定系數回歸分析。回采高度與穩定系數關系曲線如圖3。根據表2 邊坡穩定計算結果和圖3 回采高度與邊坡穩定關系曲線圖可知:同一回采高度,隨著整體邊坡角增加,邊坡穩定系數為減小趨勢;回采高度高于1 288 m 水平或低于1 276 m 水平時,邊坡穩定系數突變明顯,單位回采高度內邊坡穩定系數變化最為敏感。
圖3 回采高度與穩定系數關系曲線Fig.3 Relation curves between mining height and stability coefficient
2)邊坡角與穩定系數敏感性。為進一步確定整體邊坡角與邊坡穩定系數之間敏感性,以邊坡穩定計算結果為基礎,對不同整體邊坡角條件下穩定系數統計分析,采用曲線回歸分析手段,對不同整體邊坡角和邊坡穩定系數回歸分析。整體邊坡角與穩定系數關系曲線如圖4。根據表2 邊坡穩定計算結果和圖4 整體邊坡角與邊坡穩定關系曲線圖可知:整體邊坡角相同條件下,隨著開采水平增加,邊坡穩定系數為減小趨勢;整體邊坡角大于33°或小于32°時,邊坡穩定系數突變明顯,單位整體邊坡角內邊坡穩定系數變化最敏感。
圖4 整體邊坡角與穩定系數關系曲線Fig.4 Relation curves between overall slope angle and stability coefficient
依據“露天煤礦工程設計規范”規定,確定北幫陡幫開采邊坡安全儲備系數為1.1,結合邊坡穩定計算結果和敏感性分析成果,考慮資源回收率等因素,確定陡幫開采水平為1 264 m、整體邊坡角為35°,邊坡穩定系數為1.089,基本接近安全儲備要求,考慮采用橫采內排控制開采措施提高邊坡穩定性。
通過提高回采高度或降低整體邊坡角使得邊坡安全儲備滿足要求,為提高陡幫開采煤炭資源回收率,考慮陡幫開采時間相對較短、作業空間相對充足,能夠在短時間形成內排,采用橫采內排的控制開采措施[7-8],提前實現內排減少邊坡暴露時間、減小邊坡角,同時縮短陡幫開采過程中的排棄物料運距,實現經濟效益最大化。由于陡幫開采區域地質條件較復雜,考慮采場推進方向與內排關系,推進方向由西向東,西側區域先行到界、實現快速內排壓腳。
端幫壓煤回采區域上部開口寬度約600 m、最終設計底部境界寬度約400 m,開采區域空間狹小,采用小型設備以簡化整個作業系統,在保證設備作業空間條件下,盡可能提高邊坡穩定性,橫采內排追蹤距離分別為30、50 m,內排壓腳高度12、24 m,分別對每一控制開采方案進行穩定性分析,具體控制開采方案為:①方案I:內排追蹤距離30 m,內排壓腳高度12 m;②方案II:內排追蹤距離30 m,內排壓腳高度24 m;③方案III:內排追蹤距離50 m,內排壓腳高度12 m;④方案IV:內排追蹤距離50 m,內排壓腳高度24 m。控制開采主要考慮巖體內部的應力、應變關系,以及受邊界效應約束條件下,應力釋放與邊坡變形的時空關系,考慮采用“混合離散法”模擬三維邊坡塑性破壞和塑性流動,研究其破壞特征與破壞機理,以確定合理內排距離與內排壓腳高度[9-10]。根據建立的典型DB 剖面模型和確定的邊界條件:模型左右及前后所有邊界均施加水平方向上約束條件(模型邊界水平方向位移為0);固定整個模型底部邊界(模型邊界底部水平及垂直位移均為0);模型頂部及所有臨空坡面均為自由邊界,控制開采數值模擬模型如圖5。
圖5 數值模擬模型Fig.5 Numerical simulation model
通過對不同內排追蹤距離(30、50 m)與內排壓腳高度(12、24 m)方案進行數值模擬分析,得出控制開采條件下總位移云圖與指向邊坡臨空面x 方向云圖,進而分析邊坡失穩破壞特征。不同控制開采方案總位移云圖如圖6,不同控制開采方案x 向位移云圖如圖7。
圖6 控制開采總位移云圖Fig.6 Diagrams of total displacement of controlled mining
圖7 控制開采x 向位移云圖Fig.7 Displacement diagrams of controlled mining in x-direction
由圖6 通過對比分析可知:①在內排追蹤距離相同條件下,內排壓腳高度越高,邊坡失穩破壞范圍與破壞程度越小,失穩破壞范圍主要集中在內排平盤上部區域;②在內排壓腳高度相同條件下,內排追蹤距離越小,邊坡失穩破壞范圍與破壞程度越小,隨著暴露長度的增加,最大位移變形量也逐漸加大;③采用橫采內排控制措施后,內排壓腳及其附近區域,邊坡變形破壞程度得到明顯且有效的控制。
由圖7 通過對比分析可知:①在內排追蹤距離相同條件下,內排壓腳高度越大,邊坡失穩破壞水平位置越高、x 向位移量越小;②在內排壓腳高度相同條件下,內排追蹤距離越小,邊坡失穩破壞范圍越小、x 向位移量越小;③采用橫采內排控制措施后,最大位移量均出現在壓腳上部區域坡腳位置,整體呈現應力集中現象,邊坡剪出位置區域可得到有效預測。
綜上所述,內排追蹤距離越大,坡腳應力集中現象越明顯,邊坡失穩破壞范圍越大,邊坡穩定程度越低;內排壓腳高度越低,上部荷載越大,x 向位移量越大,坡腳處應力集中現象越明顯,對邊坡穩定越不利。因此,在滿足生產要求前提下,最終確定安家嶺露天礦端幫壓煤控制開采方案為:橫采內排追蹤距離為30 m、內排壓腳高度為24 m;采用控制開采措施后可實現原煤回收約170 萬t,剝離量約290 萬m3,平均剝采比為1.7 m3/t,與全礦5~6 m3/t 剝采比相比,具有顯著經濟效益,從煤炭資源回收率角度考慮,同時具有較高社會效益。
為解決露天礦端幫到界邊坡壓煤問題,結合安家嶺露天礦北幫到界邊坡實際情況,運用極限平衡方法,對回采高度、整體邊坡角與邊坡穩定之間敏感性分析,采用三維數值模擬方法研究橫采內排追蹤距離、內排壓腳高度與邊坡穩定性關系。依據邊坡穩定計算結果,對回采高度、整體邊坡角與邊坡穩定系數關系進行敏感性分析,確定了回采高度為1 264 m 水平、整體邊坡角為35°。為保證陡幫開采過程中邊坡穩定問題,采用橫采內排控制方案,利用數值模擬手段,確定了橫采內排追蹤距離為30 m、橫采內排壓腳高度為24 m。