张 岩1，陈彦龙2，樊进城3，任 鹏4,5
(1.中国中煤能源集团有限公司，北京市朝阳区，100120；2.中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏省徐州市，221116；3.中国矿业大学力学与土木工程学院，江苏省徐州市，221116；4.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院，北京市朝阳区，100013；5.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院)，北京市朝阳区，100013)
摘 要 露天矿排土场压占大量的煤炭资源，为提高煤炭资源的采出率，同时保证边坡的稳定，必须确定井工开采终采线位置。以哈尔乌素露天矿区排土场下的煤炭资源进行井工开采为例，采用PHASE2软件建立数值计算模型，分析4号和6号煤层开采对排土场边坡位移场、最大剪应变和安全系数的影响，确定了4号和6号煤层终采线位置。结果表明：随着4号和6号煤层的开采，边坡最大水平位移和最大垂直位移均呈非线性增大趋势；边坡安全系数均呈非线性减小的变化趋势；4号煤层终采线距离1 260平盘坡顶线右侧的水平距离为98 m，6号煤层终采线距离1 260平盘坡顶线右侧的水平距离为35 m。
关键词 排土场；井工开采；边坡稳定；终采线；数值计算；露天矿
目前内蒙古煤矿形成了井工煤矿和露天煤矿交错分布的局面，多地采用露井联采的方式，解决了端帮压煤和排土场压煤问题，一方面创造了经济效益，另一方面也带来了井工开采和露天开采相互影响的新问题[1-3]。井工开采对于露天开采的影响较大，采动导致露天端帮或排土场产生沉降、塌陷和边坡的滑移变形，进而影响露天矿的安全生产[4]。
近年来，学者针对采动影响下的边坡稳定性问题进行了深入研究，张忠超等[5]通过对边坡地表位移进行长期监测，获得了井工开采扰动下边坡的变形破坏特征，通过建立统计模型，量化了井工开采扰动和降雨等对边坡位移的影响；孙世国等[6]分析了地下与露天复合开采下的边坡失稳机制，认为地下采动是影响边坡稳定性的主要原因；丁鑫品等[7]以平朔矿区露井协同开采为工程背景，分析了井工开采回收端帮滞留煤时顺坡开采与逆坡开采下的边坡稳定性，结果表明顺坡开采更安全且效率更高；龚声武等[8]、柴红保等[9]和赖秀英等[10]研究了采空区对边坡稳定性的影响，发现边坡失稳主要由采动应力集中引起，当采空区在边坡底部时对边坡稳定性影响最大，而采空区与边坡面平行或垂直时对边坡稳定性影响较小；冯少杰等[11]通过数值计算也发现了类似的规律，认为采空区处于露天边坡外部时反而有利于边坡的稳定。
学者对井工开采影响下的边坡稳定性问题进行了大量的研究，但由于工程地质条件的复杂性，以往的研究成果并不具有普适性。因此，笔者以哈乌素露天煤矿典型的黄土基底排土场为工程背景，分析了井工开采下黄土基底排土场边坡失稳机理，确定了井工开采下工作面的终采线位置，为类似工程提供借鉴。
研究区域排土场排土标高1 260 m，排土高度120 m，平盘宽度35 m，台阶高30 m，最终帮坡角23°。研究区主要开采4号和6号煤层。4号煤层平均煤厚5 m，平均倾角2°，平均埋深174 m；6号煤层平均煤厚25 m，平均倾角2°，平均埋深198 m。根据矿井的生产设计，数值计算剖面选取4号和6号煤层工作面的中部(P1)，剖面线垂直于工作面和边坡等高线。
根据矿区工程地质条件，利用PHASE2数值计算软件建立的模型如图2所示。模型规格为460 m×337 m(长×高)，模型的左右两边和底部均采用位移约束，采用摩尔-库仑强度准则进行模拟。岩土体物理力学参数见表1。
表1 岩土体物理力学参数表
岩性密度/(g·cm-3)凝聚力/kPa内摩擦角/(°)弹性模量/MPa泊松比抗拉强度/MPa排弃物料1.9213.2025.11500.350.012黄土层1.8737.3033.73000.320.012黏土层2.0342.2023.38000.320.012粗砂岩2.365 300.0038.32 8000.243.120煤1.333 500.0038.52 1000.382.100细砂岩2.746 800.0038.24 6000.265.670砂质泥岩2.5810 200.0040.84 9000.335.620粉砂岩2.027 000.0038.85 1000.274.120中砂岩2.746 500.0040.23 6000.254.220
图1 井工开采工作面布置示意
图2 数值计算模型及边界条件示意
由于矿区排土场下需要开采4号和6号煤层，煤层开采选择下行开采顺序，因此，数值计算时，首先回采4号煤层，确定4号煤层终采线位置后，再回采6号煤层并确定其终采线位置。工作面每次回采30 m，分析采动对边坡位移场、最大剪应力和安全系数等的影响。此外，为了直观反映边坡的移动变形特征，定量描述边坡的位移变形量，在边坡的各台阶和各个坡面上共设置30个测点。
4号煤层工作面在不同推进距离下边坡水平位移和垂直位移云图如图3和图4所示；4号煤层工作面在不同推进距离下边坡监测点水平位移和垂直位移的变化曲线如图5所示。
由图3～图5可以得出以下结论。
图3 4号煤层工作面在不同推进距离下边坡水平位移云图
图4 4号煤层工作面不同推进距离下边坡垂直位移云图
图5 4号煤层工作面不同推进距离下各监测点水平位移和垂直位移变化曲线
(1)当推进距离小于90 m时，边坡表面水平位移和垂直位移主要受坡体变形的影响，受采动影响较小，边坡水平位移等值线呈“圆弧形”，边坡垂直位移主要集中在边坡坡顶；当推进距离超过90 m时，采动对边坡位移的影响逐渐趋于明显。工作面顶板上方出现向左移动的水平位移，垂直位移主要集中在工作面顶板上方覆岩内；当工作面继续向前推进到150 m后，边坡最大水平位移和垂直位移趋于稳定。随着4号煤层工作面的继续推进，边坡最大水平位移的位置从剖面内部不断向坡顶位置转移，井工开采沉陷产生的下沉值贯穿到地表，工作面中部沉陷值最大，自工作面中部向两侧垂直位移值逐渐减小。
(2)当工作面由30 m推进至120 m，3坡面以上各监测点水平位移呈现逐渐增大的变化趋势；随着工作面继续推进，1 200平盘、2坡面和3坡面最大水平位移值呈现出先增大后减小的趋势，前期由于坡体变形使得水平位移值不断增大，当推进到120 m时，受到井工开采沉陷的影响，坡体开始向采空区一侧移动，使得水平位移开始减小；整体来看，随着工作面的不断推进，工作面的最大水平位移呈现出先增大后趋于稳定的变化规律，当推进距离从30 m增加到180 m时，边坡的最大水平位移由0.04 m增加到1.04 m。
(3)随着推进距离不断增大，3坡面以上各测点垂直位移不断增大，3坡面以下各台阶边坡位移近似为零；边坡最大垂直位移随着工作面推进距离的增加呈现逐渐增大的变化趋势，待采动影响贯通地表后，最大垂直位移值趋于稳定。4号煤层工作面推进距离由30 m增至180 m，工作面最大垂直位移由0.18 m增加到4.65 m。
4号煤层工作面推进过程中最大剪应变云图如图6所示。
图6 4号煤层工作面推进过程中最大剪应变云图
由图6可知，当推进距离由0增至90 m时，边坡主要受坡体自身变形影响，形成圆弧形滑移面，该滑移面从排弃物料延伸至坡底的黄土层。当工作面推进距离大于120 m时，井工开采影响导致潜在滑面转移，井工开采工作面覆岩上方剪应变开始逐步发育，并逐步贯通至坡体表面，工作面两端各形成一个潜在滑移面，边坡稳定性大大降低。
4号煤层推进过程中安全系数及终采线位置如图7所示。
由图7可知，边坡安全系数随着工作面推进距离的增加呈现先缓慢减小后快速减小的变化规律，推进距离由30 m增至90 m，该阶段边坡安全系数受采动影响较小，安全系数由1.63降至1.61，降幅仅为1.23%；推进距离由90 m增至180 m，安全系数由1.61降至1.13，降幅为29.81%，这表明采动对边坡安全具有显著影响。为满足边坡安全系数大于1.2的要求，4号煤层工作面推进距离最大为168 m，即距离1 260平盘坡顶线右侧的水平距离为98 m。
图7 4号煤层推进过程中安全系数及终采线位置
6号煤层工作面在不同推进距离下边坡水平位移和垂直位移云图如图8和图9所示；6号煤层工作面在不同推进距离下边坡监测点水平位移和垂直位的变化曲线如图10所示。
图8 6号煤层工作面不同推进距离下边坡水平位移云图
图9 6号煤层工作面不同推进距离下边坡垂直位移云图
图10 6号煤层工作面不同推进距离下各监测点水平位移和垂直位移变化曲线
从图8～图10可以得出以下结论。
(1)随着6号煤层工作面向前推进，边坡最大水平位移一直集中在坡顶。推进距离大于90 m时，坡顶最大水平位移值范围不断增大，并不断向1 230平盘方向发展；当工作面推进距离从30 m增至120 m时，4号煤层和6号煤层带来的井工开采沉陷产生的下沉值逐步贯穿到地表。当6号煤层工作面推进小于90 m时，边坡变形主要受4号煤层开采所形成的采空区的影响，4号煤层工作面中部的上覆岩层沉陷值最大，距离4号煤层工作面中心越远，垂直位移值越小；当6号煤层工作面推进到120 m时，6号煤层工作面中部的上覆岩层沉陷值最大。
(2)各台阶及坡面随着6号煤层工作面的推进，水平位移值逐渐增大，因4坡面位于4号煤层和6号煤层工作面的上方，受井工开采影响最为严重，其水平位移值最大。当6号煤层工作面推进距离从30 m增加到120 m时，边坡的最大水平位移由1.08 m增加到5.50 m。
(3)随着6号煤层工作面推进距离的增加，3坡面以上各测点的垂直位移值不断增大，其下各台阶边坡垂直位移值近似为零。在同一推进距离下，井工开采对坡顶(1 260平盘)和4坡面影响最大，地表沉陷最为严重。推进距离从30 m增至120 m时，边坡最大垂直位移从6.60 m增加到21.60 m。
6号煤层工作面推进过程中最大剪应变云图如图11所示。由图11可知，当推进距离由30 m增至90 m时，边坡主要受4号煤层工作面采动的影响，4号煤层工作面终采线上方受剪切影响严重，且剪切面不断向上发育，逐步形成一个潜在的滑移面。当工作面推进至120 m时，6号煤层井工开采工作面顶板的沉陷使得工作面两端受剪切影响严重，形成2个潜在滑移面，工作面两端的上覆岩层均朝采空区方向滑动。
图11 6号煤层工作面推进过程中最大剪应变云图
6号煤层推进过程中安全系数及终采线位置如图12所示。
由图12可知，边坡安全系数随着工作面推进距离的增加呈现先缓慢减小后快速减小的变化规律，当推进距离由30 m增至90 m时，该阶段边坡安全系数受采动影响较小，安全系数由1.24降至1.22，降幅仅为1.61%；当推进距离由90 m增至120 m时，安全系数由1.22降至0.97，降幅为20.49%，这表明采动对边坡安全具有显著影响。为满足边坡安全系数大于1.2的要求，6号煤层工作面推进距离最大为105 m，即距离1 260平盘坡顶线右侧的水平距离为35 m。
图12 6号煤层推进过程中安全系数及终采线位置
在进行井工开采之前，实测排土场黄土基底含水率约为10%，演化弱层厚度为0。本次布置了3个监测点(G9～G11)，G9监测点位于4号煤层和6号煤层工作面上方，G10监测点位于4号煤层终采线附近，G11监测点位于边坡坡底。各监测点垂直位移和水平位移随时间变化曲线如图13所示。由图13可知，各监测点垂直位移和水平位移在开采前期增幅较小，中期由于上覆岩层垮落导致测点位移值迅速增大，后期充分采动下各测点位移值趋于稳定；G9监测点达到稳定的位移值最大，G10监测点受井工开采影响相对较小，G11监测点距离工作面较远，其垂直位移近似为0，但由于受自身坡体变形的影响，坡底存在一定的水平位移。
提取数值计算模型中对应G9、G10和G11监测点的垂直位移和水平位移，与现场实测数据进行对比，结果如图14所示。
图14 各测点位移对比
由图14可知，数值模拟获得的G9、G10和G11监测点的垂直位移分别为18 375.0、2 863.0、3.5 mm，水平位移分别为4 516、2 550、15 mm；现场实测获得的G9、G10和G11监测点的垂直位移分别为20 265、3 661、21 mm，水平位移分别为5 399、3 422、534 mm。数值计算结果略小于现场实测结果，但贴近于现场观测值，数值计算所采用的参数充分考虑水浸和井工开采的综合影响，但无法考虑采动过程中外在条件的变化，比如，强降雨等外在因素的干扰。整体而言，数值计算误差相对较小，计算结果在可接受范围内。
(1)随着4号煤层工作面的推进，边坡最大水平位移和垂直位移呈现先增大而后趋于稳定的特征，最大水平位移由0.04 m增加到1.04 m，最大垂直位移由0.18 m增加到4.65 m；当工作面推进距离小于90 m时，边坡主要呈圆弧形破坏模式，当推进距离大于90 m时，在4号煤层工作面两端各形成一个潜在滑移面，边坡稳定性大大降低。
(2)随着6号煤层工作面的推进，边坡最大水平位移和垂直位移呈现逐渐增大的变化趋势，最大水平位移由1.08 m增加到5.50 m，最大垂直位移由6.60 m增加到21.60 m；6号煤层回采至90 m时，工作面顶板方向形成一个潜在滑移面，回采至120 m时，工作面两端各有一个潜在滑移面，且覆岩均朝采空区方向滑动。
(3)4号煤层回采时，工作面终采线距离1 260平盘坡顶线右侧的水平距离为98 m；6号煤层回采时，工作面终采线距离1 260平盘坡顶线右侧的水平距离为35 m。
(4)现场监测获得的G9、G10和G11监测点垂直位移和水平位移随时间的增加整体呈现先缓慢增大后快速增大最后趋于稳定的变化趋势，其稳定后的边坡变形值与数值计算结果接近。
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ZHANG Yan1, CHEN Yanlong2, FAN Jincheng3, REN Peng4,5
(1. China Coal Energy Group Co., Ltd., Chaoyang, Beijing 100120, China;2. State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering, China University of Mining and Technology, Xuzhou, Jiangsu 221116, China;3. School of Mechanics and Civil Engineering, China University of Mining and Technology, Xuzhou, Jiangsu 221116, China;4. Mine Safety Technology Branch of China Coal Research Institute, Chaoyang, Beijing 100013, China;5. State Key Laboratory of Coal Resources High Efficient Mining and Clean Utilization, China Coal Research Institute, Chaoyang, Beijing 100013, China)
Abstract The waste dump of open-pit mine occupies a large amount of coal resources. In order to improve the extraction rate of coal resources and ensure the stability of the slope, the location of the stopping line of underground mining must be determined. Taking the underground mining of coal resources under the waste dump of Haerwusu open-pit mining area as an example, a numerical calculation model is established by PHASE2 software to analyze the influence of the mining of No. 4 and No. 6 coal seams on the displacement field, maximum shear strain and safety factor of the waste dump slope, and determine the positions of the stopping lines of No. 4 and No. 6 coal seams. The results show that with the mining of No. 4 and No. 6 coal seams, the maximum horizontal displacement and maximum vertical displacement of the slope increase nonlinearly, the safety factors of slopes show a nonlinear decreasing trend; the horizontal distance from between the stopping line of No. 4 coal seam and the right side of 1260 flat slope top line is 98 m, and the horizontal distance between the stopping line of No. 6 coal seam and the right side of 1260 flat slope top line is 35 m.
Keywords dump; underground mining; slope stability; stopping line; numerical calculation; open-pit mine