王宏巖
(中煤科工集團沈陽設計研究院有限公司,遼寧 沈陽 100015)
露天開采具有生產工藝簡單、生產力強和安全性高的優勢[1]。為了提高露天開采邊坡的穩定性,必然產生邊幫壓煤,導致大量煤炭資源無法回收。當前露天煤礦邊幫壓煤的主要開采方法有陡幫開采、端幫開采、井工平巷開采、露井協調開采和鄰近煤礦協調開采技術。其中端幫開采技術已經在國內外的一些露天礦安全落地,產生不錯的經濟效益,隨著技術的不斷升級改造,開采深度已經由最初的30 m 延伸至300 m,煤炭資源回收量大大增加[2]。并且端幫采煤技術不同于其他開采方法,其對露天礦的地質條件要求較低,應用場景廣泛[3-4]。端幫采煤單層開采工藝已經相對成熟,在國內幾個典型露天礦已經成功應用,但是針對于特厚煤層分層開采相關研究較少,特厚煤層需要設計分層開采,這對支承煤柱的要求大大提高。為此,以白音華一號露天煤礦南幫為例,展開特厚煤層端幫采煤分層開采研究。
白音華煤田位于內蒙古中東部大興安嶺南段西坡。屬錫林浩特市西烏珠穆沁旗轄區。煤田總面積約510 km2,煤田走向為SW~NE,走向長約60 km,傾向寬平均約為8.5 km。主要可采煤層為1#煤層、2#煤層、3-1#亞煤層、3-2#亞煤層,3-1#亞煤層分出3-1-1#煤、3-1-2#煤。1#、2#、3-1#、3-2#煤層為該區主要可采煤層。區內地層自上而下有第四系松散巖類、新近系上新統松軟巖層和白堊系下統白音華組煤系地層。白音華組煤系地層由一套河、湖相、沼澤相沉積的深灰色、灰色為主的泥巖和單層較厚的煤層組成,其間夾粉砂巖、細砂巖、粗砂巖(砂礫巖)層,多為泥質膠結、呈軟巖狀,巖石抗穩定性差。
利用Mark-Bieniawski 公式來確定煤柱強度[5]。

對很長的煤柱,Mark-Bieniawski 公式可簡化為:

式中:Sp為煤柱強度,MPa;S1為原處煤柱強度,MPa;W 為煤柱寬度,m;H 為煤柱高度,m;L 為煤粒長度,m。
從式(1)中可以看出:煤體強度越高,煤柱強度越高,煤柱強度隨著煤柱高度的增加而降低。
對煤層進行采掘后,破壞了其原始應力狀態,原來由采硐處原煤承擔的上覆巖層載荷,將向采硐兩側的煤柱轉移,使煤柱承受的應力升高,應力在采動影響范圍內重新分布,煤柱將承擔原始煤柱和采硐的全部或部分巖體的重量,使自身載荷升高[6]。
目前應用最廣泛的煤柱平均應力荷載計算公式,是僅考慮覆巖自重應力場的輔助面積法。輔助面積法認為,當開采區域足夠大,煤柱尺寸比較規則,巖層近水平賦存時,采硐上方的覆巖重力將全部轉移到鄰近的煤柱上[7]。此時各煤柱將共同承擔載荷。其載荷大小等于煤柱及其周圍1/2 采硐寬度范圍內上方全部巖層的重力,計算公式為:

式中:p 為煤柱載荷,MPa;ρ 為上覆巖層平均密度,2.50 t/m3;h 為上覆巖層厚度,m;B 為采硐寬度,m;g 為重力加速度,m/s2。
露井聯合端幫開采技術在美國的應用過程中,臨時煤柱的安全系數為1.3~1.6,永久煤柱的安全系數為2.0,實際的安全系數SF公式為:

由公式分析可得,隨著煤層埋置深度的增大和煤柱間距的增大,邊坡穩定安全系數減??;而隨著煤柱寬度增加,邊坡穩定安全系數隨之增大。
根據式(2),煤柱強度隨著煤柱高度的增加而降低,當煤柱寬度W 與煤柱高度H 的比值越大,煤柱強度越大。因此設計煤柱高度(開采高度)時,在保證生產效率的同時,盡量降低開采高度[8]。根據選用的采煤設備型號,截割高度1.8~3.5 m,為保證設備的作業效率,采硐設計開采高度3.5 m,采硐尺寸橫縱比0.8,接近正方形結構,采硐結構相對穩定。厚煤層采用分層開采的形式,不再提高采硐高度。
考慮到煤層抗壓強度變化較大,為保證煤柱的穩定性,臨時煤柱穩定性系數取1.5。永久煤柱按照每隔10~20 個采硐留設1 個,這樣可以防止山體垮塌的多米諾骨牌效應。根據白音華一號露天煤礦開采現狀及煤層賦存條件,考慮到露天礦地質條件較差,參考國內實踐經驗[9],本次研究加強煤柱每隔5個采硐留設1 個。支撐煤柱寬度計算表見表1。

表1 支撐煤柱寬度計算表
在端幫采煤機開采時,應適時測試頂板及煤層巖石力學性質,根據巖性的變化,對臨時煤柱和煤柱進行調整。根據開采過程邊幫穩定情況,在生產過程中適當調整煤柱寬度及永久煤柱間臨時采硐的間隔數量。煤邊幫采煤機工作寬度示意圖如圖1。

圖1 煤邊幫采煤機煤柱留設示意圖(采高3.5 m)
當煤層厚度較大時,為提升煤炭資源回收率,可采用分層開采的方式回采邊幫壓煤。上下層采硐垂直布置,中間預留水平隔層。
在水平隔層厚度設計上基本原則是隔層內形成足夠厚度垮落拱結構,垮落拱體上部的穩定結構能夠保證煤柱之間的連接,避免煤柱發生側向倒塌。
水平隔層是垂直壓應力為0 的薄隔層,對于具有裂隙的煤來說,其穩定性較差。按照巖石力學破壞機理,受水平最大主應力的隔層,其下方煤硐頂拱高度按25°破壞角計算,拱體結構高度0.65 m,其上方即為具有承載能力的穩定結構體。為保證安全,結構體厚度取2 m。因此,總隔層厚度理論值應不小于2.65 m??紤]采硐坡度控制偏差,實際作業過程中隔層厚不小于3 m。理論隔層厚度Lg可按下式計算:

式中:Lg為隔層厚度,m;hB為穩定拱結構體厚度,根據煤體強度和結構完整性決定,取2 m;θ 為煤破壞角,(°)。
厚煤層需進行分層開采,根據煤層厚度,對所開采煤層按照采硐-隔層-采硐的方式沿煤層走勢進行分層,分層后根據現場實際條件,采用自上而下或者自下而上2 種方式進行采煤作業。
1)自上而下進行回收。邊幫采煤機在硐口以10°的坡度向煤層頂板開采,到達煤層頂板后,沿煤層頂板走勢掘進,上部分層開采完畢后,設備退出;開采下部煤層前,根據采煤機開采上部煤層的運動軌跡,預留出3 m 厚的水平隔層。此方法的優點:開采上、下煤層時,設備均布置在采硐的外部平盤上,避免了設備的頻繁移設;開采下部煤層時,水隔層不承受垂直壓力,更加安全。此方法的缺點:開采上部煤層時,斜坡道過長,煤層回采率降低;開采斜坡過程中,生產效率較低。
2)自下而上進行回收。邊幫采煤機沿煤層底板掘進,開采下部煤層,開采完畢后,設備退出;開采上部煤層前,根據采煤機開采下部煤層的運動軌跡,預留出3 m 厚的水平隔層;在硐室外的平盤進行內排,將邊幫采煤機作業平盤墊高,標高與上部煤層底部標高一致。將設備放置對應的內排土場上,邊幫采煤機開采上部煤層,開采完畢后,設備退出。該方法的優點:設備作業過程中,設備巖煤層走勢掘進,避免了大坡度作業,作業效率高;回采率相對較高。缺點:對于內排臺階需進行一些加固措施,進而增加一些成本;設備移設頻繁,作業程序復雜,有效作業時間減少;開采上部煤層時,水平隔層承受采煤機自重及作業震動的壓力,存在安全隱患,為了保證作業安全,簡化作業程序,因此設計推薦采用自上而下的方式對厚煤層進行開采。
根據煤層頂、底板等高線可得得到各煤層的頂、底板控制面,在FLAC3D中形成相應的面幾何體。在幾何面的控制下生成地層模型,可以更加真實的模擬煤層賦存狀態,包括煤層起伏變化以及厚度的空間變異性[10]。露天礦邊坡的全局模型如圖2。

圖2 露天礦邊坡的全局模型
目前露天礦坑南北向4 300 m,東西向2 500 m,呈不規則形狀,目前剝離區域最深約260 m。重點分析南幫特厚煤層壓煤回收過程中雙層回采煤柱及邊坡覆巖的穩定性,因此,截取南幫區域形成局部模型,局部模型東西向1 530 m,南北向覆蓋整個坡體,約760 m。為了提高計算效率,根據煤層賦存情況將南幫模型自西向東劃分為I、II 和III 3 個區域,II 區為特厚煤層賦存區域,對II 區進行模擬開挖,研究煤柱及邊坡覆巖的破壞特征。露天礦邊坡的局部模型如圖3。

圖3 露天礦邊坡的局部模型
白音華一號露天礦數值模擬采用的巖石物理力學參數見表2。

表2 煤巖體力學參數
采用上行開采方式對圖3 中的II 號區域模型進行開挖,根據連采機型號參數,確定開挖巷洞寬度3 m,高度3.5 m,最大深度300 m,采用分布開挖模式進行數值計算,每步開挖1 個巷洞,開挖過程中首先留設小煤柱,研究回采過程中坡體覆巖采動力學行為及其穩定性。
中部區域3-1#煤層局部厚度可達8~10 m,為了提高資源回收率,擬采用分層方法增加累積回收厚度。分析得到雙層開采條件下,局部區域巷洞圍巖破壞程度迅速增加,降低圍巖自穩能力。
分層開采條件下,對開采威脅最大的為層間遺留煤柱能否保持完整,保護巷洞開挖機械安全和坡體覆巖的整體穩定性。因此,截取局部分層開采截面,對層間遺留煤柱彈塑性狀態進行分析。截面上3-1#煤厚度變薄,僅在東側出露區域煤層厚度較大,變薄區層間遺留煤柱完全進入破壞狀態,若層間煤柱發生垮塌,連采機跌落,會造成停采甚至損壞設備。東側局部層間遺留煤柱厚度可達3 m,可以保持穩定,靠近出露區的3-1#煤雖然厚度大,但由于位于自由面,煤柱承載能力降低,厚層間煤柱同樣完全進入破壞狀態,無法保證生產安全。
1)西側3-1#煤層較薄,層間留設煤柱完全破壞,東部3-1 煤位于出露區,自由面的存在導致層間留設煤柱支撐能力降低,分層開采條件下完全進入破壞狀態,回采過程中層間煤柱垮塌風險性高。
2)雙層開采厚煤層分析結果顯示,分層開采導致邊坡覆巖整體自穩能力降低。
3)特厚煤層分層開采時要加強對自由面附近水平隔層煤柱的支護。