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采空区顶板冒落、地表塌陷及冲
击地压等是目前矿山最大威胁之一[[9]。
矿山采空区顶板冒落、片帮、塌陷等引起的安全事
故，是矿山生产事故中很大一部分，其根本原因则是采空区地压平衡的失控，为此，国内
外进行了大量研究，在采煤形成采空区塌陷问题研究上己取得重要成果，并形成了开采沉
陷学科[10-12]
早在1838年。
比利时Gonot就提出了开采沉陷“垂线理论”，随后又提出了“法线
理论”。
德国的Jicinsky于1876年提出“二等分线理论”。
耳西哈于1882提出“自然斜
面理论”[13]。
法国的裴约尔于1885年提出“拱形理论”等。
1903年，Halbaum认为，可
将采空区上覆岩层视作悬臂梁，地表变形是由上覆岩层的下沉导致的。
1909}Korten根据
变形实测结果总结出水平变形与移动的分布规律。
1913年，Eckardt认为岩层的移动应是
岩层逐步弯曲导致的。
1919年，Lehmann提出，地表沉陷过程与褶皱的形成过程类似。
Schmitz等人于1923-1940年提出了影响函数法研究开采沉陷影响面积。
前苏联的阿维尔申
利于1947年建立了地表下沉盆地剖面方程。
波兰学者Litwinszyn于1954年提出随机介质
理论研究开采沉陷「‘“}。
至此，国外己逐步形成开采沉陷学科的理论体系。
上世纪50年代，我国开始对开采沉陷理论进行研究，经过多年努力，也己逐步形成
一套符合我国矿山开采实际情况的开采沉陷理论。
1965年，刘宝深、廖国华等在随机介质
理论基础上发展，提出了“概率积分法”。
1981年，何国清[}ls}等提出了碎块体理论。
1985
年，何万龙「16}等提出了地表移动的计算方法。
1988年，刘文生「17}研究了矿房尺寸对地表沉
陷的影响。
2000年，郭增长[[18}提出了预计地表在不充分开采时移动的方法。
2005年，张
永波「19]等根据数值计算结果和相似模拟实验结果，结合分形几何理论对采动覆岩形成分形
裂隙网络的演化规律进行了研究。
2008年，黄英华研究了石膏矿采用房柱法时采空区的失
稳机理。
2010年，王鹏[[20}研究了复杂开采条件时上覆岩层变形和移动规律。
目前，采空区塌陷研究方法主要有以下几种:
}1}唯象学研究方法。
这类方法是通过收集地表位移的监测和观测数据，结合统计
学方法总结上覆岩层移动与地表沉陷规律，学者己提出了多种地表塌陷预测方法，典型的
有典型曲线法[[21]概率积分法，神经网络法，剖面函数法[[22]，分布函数法[[23]，模糊数学方
法，图表法「24]，灰色预测方法，采空区矢量法及稳健统计方法[[25}等。
}2）力学研究方法。
为揭示上覆岩体破坏的力学本质，学者们提出了许多力学模型
和假说，如普氏地压学说、悬臂梁（板）冒落论「26-27]、太沙基理论、冒落岩体碎胀充填论、
冒落岩块铰结论、采场薄板矿压理论、矿山岩体损伤力学方法、岩层控制的关键层理论「28]
等，这些理论加强了人们对上覆岩层移动规律的认识。
但由于开采塌陷问题过于复杂，目
前尚无公认和通用的采空区塌陷理论。
（3）数值模拟方法。
随着计算机软件和硬件技术的快速发展，某些软件己能较准确
的模拟采空区塌陷过程和地下岩层的移动，数值模拟方法己广泛应用于复杂岩体力学问题
的研究。
目前，常用数值分析方法为:
有限差分法、有限单元法、边界单元法等。
依据上
述数值分析方法，世界上许多公司己开发出相应专用程序。
有限差分程序有美国Itasca公
司开发的FLAC3D，有限元程序则有加拿大学者研究出的SAP2D、我国西安矿业学院开发
的NCAP和SASI公司开发的最著名的ANSYS，边界单元法程序是由南安普敦大学首创的，
目前己开发出T'
WOFS,T'
WODD,T'
WOD1程序，此外，由加拿大多伦多大学开发的边界单
元程序EXAMINE也己得到应用[[29-35]
采空区塌陷研究己取得了十分可喜的成绩，但尚有许多需要探讨和深入研究的内容，
有很多问题还需要进行全面系统深入的研究，还需要一个长期的研究发展过程才能满足于
工程实践的要求。
3研究内容和方法
空场采矿法矿体开采后形成的采空区塌陷涉及到采空区顶板、矿柱、围岩、上覆岩层
稳定性，破坏机理及其复杂，影响因素甚多。
采空区塌陷过程及其复杂，其影响因素和破
坏机理尚未完全研究清楚。
基于现有研究现状，对采空区顶板和矿柱失稳机理和破坏模式
进行了总结，利用ANSYS有限元程序分析采空区应力分布情况和稳定性，结合桃花山矿
塌陷实例分析其采空区塌陷规律并找出采空区塌陷控制因素。
研究思路如下:
（1）搜集资料:
选择研究方向，总结矿山地质资料，现场调查矿山采空区规模和采
空区塌陷情况及塌陷现状，搜集国内采空区塌陷相关资料，并对相关资料进行总结和归纳。
（2）数值模拟:
在矿山现场选取矿石和围岩岩样，在实验室进行点载荷实验，并结
合相关地质资料选取数值模拟中岩体参数，根据矿山各采场现状平面图、现状图和地表地
形图等构建矿山三维有限元模型，结合矿山实际情况施加边界条件，计算分析矿山各采空
区应力分布情况和采空区稳定性。
（3）顶板和矿柱稳定性分析:
结合现有顶板和矿柱稳定性计算方法，对矿山现有采
空区顶板和矿柱进行了稳定性计算和分析，得出采空区顶板和矿柱稳定性。
（4）采空区塌陷规律研究:
根据矿山历次采空区塌陷实例，分析矿山顶板冒落规律。
基于采空区塌陷基本条件计算分析地表塌陷形成过程和规律，并分析塌陷体稳定性。
（5）采空区塌陷控制因素和塌陷防治措施研究:
结合矿山地质条件和采空区现状，
基于桃花山矿采空区塌陷规律，分析桃花山矿采空区塌陷控制因素。
结合矿山塌陷现状，
提出采空区塌陷防治措施。
第四章采空区失稳机理和破坏模式
4.1引言
空场采矿法在矿体开采后，采场以敞空形式存在，往往会形成大面积采空区，主要靠
矿柱和围岩本身强度来维护采空区稳定「36]。
随着矿体的开采，采场围岩应力状态不断改变，
采场原始应力平衡破坏，应力状态重新分布，最后会达到新的平衡状态。
采空区形成后，
采空区覆岩失去支撑，原本平衡状态破坏，致使上覆岩层移动变形，发生顶板冒落，甚至
会导致采空区大面积塌陷，采空区离地表较近时，采空区塌陷会导致地表塌陷。
空场采矿法形成的采空区，其稳定性状态由顶板和矿柱稳定性共同决定，其中顶板破
坏是目前矿山主要灾害之一[[37]。
采空区稳定性状态基本可以分为以下几个类型:
（1）矿柱
稳定、矿房稳定;
（2}矿柱稳定、采空区顶板失稳。
此时，矿柱稳定，但采空区顶板失稳
后采空区顶板大面积冒落，可导致上下采空区连通;
（3）矿柱失稳、顶板完整。
由于矿柱
所受荷载超过矿柱强度，矿柱破坏失稳，且不足以支撑采空区顶板岩层，造成上覆岩层整
体向下沉陷;
（4）矿柱失稳、顶板整体破坏。
矿柱失稳破坏后，顶板岩层不断向上破坏甚
至有可能发展至地表。
采空区采深较小时，则会形成地表塌陷。
采空区塌陷是一个复杂的力学时空过程，矿山岩体复杂，影响因素极多，采空区塌陷
影响因素主要有地质条件、采空区开采方式、顶底板管理方法、围岩物理力学条件、采空
区开采深度、采空区规模、采空区空间位置等。
4.2采空区顶板破坏模式和失稳机理
采空区顶板失稳时，则会发生顶板冒落。
按照顶板冒落范围，常见顶板冒落可分为两
大类。
（1）局部冒顶
局部冒落的特点主要为冒落范围较小，冒落岩体体积较小，原因是己失稳破坏的顶板
岩体失去依托导致的，其触发原因是采矿工作（包括爆破、装矿等）过程中，未及时支护
己暴露可见的破碎顶板。
（2）大面积冒顶
采空区大面积顶板冒落时会产生强烈冲击波引起灾难性的破坏。
随着采矿的不断进
行，采空区不断扩大，如不及时处理，采空区达到一定的规模后可以诱导顶板岩石的崩落，
而且可使冒落分阶段、大面积地发生，大片的采空区岩石冒落又可以引起空气快速扩散产
生空气冲击波，并产生巨大的冲击压力。
冲击波所产生的气浪具有很大的破坏性，给矿山
井下作业人员和设备带来危害。
4.2.1顶板破坏模式
顶板破坏模式，指采空区形成后，悬露顶板在次生应力和其自重共同作用下表现出的失稳破坏方式。
各采空区由于采空区规模、地质条件等因素的不同，顶板破坏模式也各不相同。
通过分析总结采空区顶板失稳现象，可将顶板的破坏模式概括为拱形冒落、沿断层破碎带抽冒、折断垮落、楔形冒落和顶板的离层垮冒五种破坏模式。
（1）顶板拱形冒落。
根据普氏地压学说，采空区顶板岩块在自重作用下，会逐渐冒落，最终形成一定高度的免压拱以支撑上覆岩体自重，免压拱形成后，采空区顶板会趋于稳定。
（2）沿断层破碎带抽冒。
如果采空区上覆岩层存在断层破碎带，顶板被断层切割，如
果断层破碎带倾角较大、厚度较大，顶板则会沿断层破碎带抽冒。
（3）顶板折断垮落。
顶板岩层厚度不大，岩体强度较低时，如果存在断层破碎带垂直
矿体走向切割采场顶板，可使顶板成为悬臂梁，在顶板岩体自重作用下，在垂直方向和水
平方向顶板会发生折断破坏。
（4）顶板楔形冒落。
如果顶板岩体节理裂隙发育，部分顶板岩体被多条较大裂隙切割
后形成楔形岩体，楔形体在自重作用下回脱离母岩冒落。
（5）顶板离层冒落。
采空区上覆岩层为层状，如果岩体层间结合力小，单层连续性好，
单层岩层厚度小，岩石强度低而顶板跨度较大，则在构造力和岩体自重共同作用下，顶板
岩层之间会分离，直接顶板产生弯曲变形，当弯曲变形超过岩层抗拉强度时，直接顶板岩
体向采空区冒落。
4.2.2顶板失稳机理
（1）地质构造弱面导致冒落
矿岩层在形成过程中随地质变化形成的地质构造弱面，对顶板的稳定性影响很大[[38]
弱面的存在破坏了顶板的完整性，有的弱面使岩性、顶板组合结构改变，顶板的强度降低，
最后导致顶板冒落。
裂隙、节理等构造较发育时，会频繁出现小规模冒顶，极端时会发生
大面积顶板冒落。
裂隙发育形成的弱面，对顶板的稳定性影响也较大。
虽然顶板岩性、结
构未改变，但顶板完整性破坏，强度大大降低，稳定性也降低。
节理裂隙发育时，顶板岩
体受压后容易破碎，如果未支护，则会发生局部冒顶。
层理发育形成的弱面，则使顶板组
合结构改变，顶板岩体沿层理产生离层裂隙，导致岩层和母岩分离，使顶板岩体强度降低
从而发生离层冒落。
而且，层理面越光滑，顶板稳定性越差;
有水平层理的顶板较有斜交
波状层理的顶板稳定性差;
当岩石抗压强度相同，有层理弱面的岩层厚度越小，顶板越容
易失稳。
（2）“关键块体”导致冒落
半坚硬和坚硬岩层中，各种结构弱面将顶板岩体切割成镶嵌块体。
矿体开挖前，这些
镶嵌块体处在应力平衡状态。
矿体开挖后，镶嵌块体暴露并失去了支撑，暴露出的镶嵌块
体失去平衡，会沿着岩体中结构弱面滑动、失稳。
这些镶嵌块体即为“关键块体”f39]“关
键块体”是保持采空区顶板稳定的关键组成，同时也是采场顶板稳定的薄弱环节。
采空区
顶板中存在的某个“关键块体”的冒落，会使相邻块体失稳并释放冒落，连锁反应下会导
致采空区顶板块体的连续冒落，甚至致使采空区顶板整体失稳、冒落。
（3）应力集中导致冒落
矿体开挖前，围岩应力状态自然平衡;
开挖后，自然平衡状态破坏，原岩应力状态发
生变化，采空区围岩应力重新分布。
随着工作面的不断推进，原岩应力分布状态不断改变
而产生新的应力场，从而在采场顶板中会出现应力集中「40]。
根据“普氏地压学说”，采空
区形成后，在应力集中作用下，顶板免压拱形成范围内顶板岩体应力状态失去平衡，顶板
岩层会出现下沉、弯曲现象，采空区顶板中部出现拉应力集中。
当拉应力增加到一定大小
并超过顶板岩体极限抗拉强度时，顶板岩层出现拉裂缝，随着时间推移，拉裂缝会不断延
伸扩大最终致使顶板冒落。
（4）能量释放导致冒落
在岩体构造应力和自重应力的共同作用下，岩体的形状和体积改变，产生弹性能量聚
积[[41-42]。
俄国阿维尔申提出，矿岩体内聚积的弹性能组成为:
由体积变化产生的体变弹性
能Uv、形状变化产生的形变弹性能Uf和顶板弯曲下沉产生弯曲弹性能Uw组成，即:
式中：
由上式可知，随开采深度、悬顶长度和采空区暴露面积的增加，积聚的能量越大。
当围岩能量积聚到一定值时，产生的应力会超过顶板岩体极限强度，此时，弹性能就
会突然释放，导致岩体严重破坏，就会产生岩体的弹射或顶板冒落等现象。
（5）地下水导致冒落
当矿体围岩可溶时，受井下充填富余水和构造裂隙水的影响，围岩物理力学性能大大
减弱，致使采场顶板岩体相互作用力下降，从而造成顶板冒落。
4.3矿柱破坏模式及影响因素
采空区形成后，采场应力状态重新分布，采空区稳定性主要由留设的矿柱维持，矿柱
稳定性是决定矿山安全生产顺利进行的重要问题[[43]。
矿柱稳定性与采场安全密切相关，合
理确定矿柱位置、尺寸、留设形式既能提高矿石回采率，又可以保证采空区安全。
不合理
的矿柱留设形式，会导致矿柱承受荷载集中，所受荷载超过矿柱强度就会致使矿柱失稳破
坏，引发矿柱上覆岩体破坏，导致冒顶等事故「44]
4.3.
矿柱破坏形式
矿体开采后，围岩应力重新分布，矿柱荷载会增加。
矿柱荷载超过矿柱强度时，矿柱
发生破坏。
根据大量实验和现场观察证明，矿柱破坏形式主要为脆性破坏、延性破坏和弱
面剪切破坏[[45]，如图4.1所示:
（1）脆性破坏
矿石硬度不大时，矿柱失稳后发生脆性破坏。
矿柱在载荷作用下没有显著变形就突然
破坏。
产生这种破坏的原因是岩石中裂隙发育和发展的结果。
（2）延性破坏
矿柱很少发生这种破坏，因为在这种情况下矿柱破坏之前要发生很大的变形，且没有
明显的破坏载荷，表现出显著的塑性变形、流动或挤出。
但在锚杆支护的情况下，矿柱受
两向或三向的力也可能发生延性破坏（或塑性破坏）。
（3）弱面剪切破坏
由于矿柱中存在节理、裂隙、层理、软弱夹层等软弱结构面，矿柱的整体性受到破坏。
在荷载作用下，这些软弱结构面上的剪切力大于该面上的强度时，矿柱就发生沿着弱面的
剪切破坏。
4.3.2矿柱失稳控制因素
矿柱是否失稳与很多因素有关，主要有以下几种因素:
（1）矿柱强度，主要为矿石抗压强度和抗拉强度;
（2）矿柱所承受上覆岩体荷载大小;
（3）矿柱中的结构面，结构面与作用力之间的方位关系对矿柱强度有着很大的影响;
（4）矿柱的宽高比，矿柱宽度与高度比值越小，矿柱越易失稳;
（5）矿柱尺寸与矿房尺寸，矿房尺寸一定时，矿柱尺寸与位置是否合理决定了矿柱是
否失稳，矿柱尺寸不合理时，矿柱承受荷载过大失稳后先行破坏而导致荷载集中到相邻矿
柱，引发相邻矿柱失稳破坏，最终导致采空区顶板的大面积冒落。
4.3.3矿柱失稳机理
随着矿体开采，采空区矿柱受开挖（如反复加卸载、爆破震动）的影响，矿柱一定范
围内岩体应力集中并超过岩体屈服极限，岩体状态由弹性变为塑性，并形成松动区，可称
为塑性软化区「ay。
矿柱中部岩体为弹性状态，该部分岩体位于弹性区。
弹性区内岩体内积
蓄弹性应变能释放后，塑性软化区扩大，从而导致矿柱失稳。
其力学模型可简化为图4.20
大量实验结果表明，岩石受载时，应力应变关系特性为:
加载开始时，在应力作用下
岩石中原本存在的微裂纹闭合，随着岩石所受载荷增加，岩石到达线弹性变形阶段，岩石
变形超过其弹性极限时，岩石中微裂纹会迅速传播，直至岩石的应力达到其峰值强度。
在
此之后，岩石的性质发生明显改变，随着变形的增加岩石的抗变形能力不断减少，岩石开
始表现出应变软化现象。
4.4多水平采空区塌陷模式及机理
空场采矿法矿体开采后会形成大面积采空区，采空区主要靠矿柱和顶板支撑上覆岩
层，矿体倾角和厚度较大时，必然会形成多水平采空区。
多水平开采时，上覆岩层压力主
要由最上层采空区顶板和矿柱支撑，上部采空区矿柱所承受荷载会逐步传递到下部采空区
矿柱和顶板上。
多水平开采时，所留矿柱尺寸、形状、空间位置及其重要，当上下两层矿
柱对应时，上覆岩层荷载才能通过矿柱有效传递到下部采空区顶板和矿柱，从而确保采空
区稳定性。
多水平开采时，所留矿柱空间位置可分为以下几种情况:
（1）上下矿柱完全不对应（如图4.3a）:
上部采空区矿柱承受荷载绝大部分由下部采
空区顶板岩层承担。
如果此时顶板所承受荷载过大，则发生大面积采空区冒顶可能性很大。
（2）上下矿柱部分对应（如图4.3b）:
上层矿柱荷载部分由下层采空区顶板岩层承担，
此时局部顶板和矿柱应力集中，发生局部冒顶事故可能性很大。
（3）上下矿柱完全对应（如图4.3c）:
此时矿柱荷载能有效传递，矿柱能有效支撑上
覆岩层。
多水平开采时，采空区深度对采空区稳定性的影响也较大。
采深较大时，采空区上覆
岩层荷载相对较大，矿柱和顶板所承受压力也越大。
顶板和矿柱更容易失稳。
顶板和矿柱
破坏后，由于岩体具有松散特性，垮落岩体会充填采空区，采空区体积变小，应力重新分
布，采空区会逐步趋于稳定（如图4.4a。
采深较小时，上覆岩层荷载相对较小，但采空区
塌陷后，如果冒落岩体厚度不够，则会形成地表塌陷（如图4.4b）o
地表塌陷形成后，采空区上覆岩层整体性遭到破坏，上覆岩层会形成更多的断层、裂
隙和节理，如果形成的塌陷体下方存在采空区，则塌陷体有可能向下部继续发展。
根据经
验，塌陷岩体向下发展必须满足两个基本条件:
失稳力学条件和采空塌陷空间。
（1）塌陷岩体具备失稳力学条件:
当采空区上方的围岩，在可塌陷岩体接触面上不
能够提供足够的抗剪强度来支撑对应的可塌陷岩体重量时，采空塌陷即可发生。
反之，则
处于稳定状态。
（2）塌陷岩体具备足够的采空塌陷空间:
岩石破坏后有一定松散系数，破坏岩体会
充填采空区，只有当下方有足够的采空塌陷空间时，塌陷体才会向下发展，导致地表塌陷
坑的进一步扩大。
第六章桃花山矿采空区塌陷规律及影响因素
桃花山矿采用空场采矿法，经过多年开采，己累计形成采空区面积约3万mz，开采期
间，矿山发生过多次采空区塌陷，己形成地表塌陷，部分采空区己被塌陷体充填。
目前矿
山正在一188米水平以下进行采矿活动，数值计算结果表明，矿山局部采空区应力集中，有
可能发生小规模采空区冒顶，为保证矿山安全生产，在收集、整理矿山相关资料的基础上，
分析了矿山采空区塌陷规律、塌陷体发展趋势和采空区稳定性，为矿山安全生产提供理论
依据和科学指导。
6.1采空区顶板冒落过程和破坏模式
6.1.1桃花山矿顶板冒落过程
矿山前期开采无序，上部采空区规模较大，采空区位置上下重叠且无上下对应矿柱，
回采结束后采空区未处理且缺乏有效支护手段。
桃花山矿井于1998年发生采空区冒顶塌
陷事故，冒顶塌陷使一23米水平和一86米水平采空区与上部采空区分别连通，空区区高度分
别达到48.5米和43米。
2002年2月14口地表塌陷，-86米水平采场与地表++117米贯通，
形成长50米，宽30米的塌陷坑，2月17口塌陷区进一步扩大。
2003年10月和2007年7
月桃花山矿原塌陷区又发生地面沉降变形，最后形成了一个长约70-80米，宽约30-}-50
米，50米深，面积约3000平方米的近似圆形塌陷坑。
采空区与塌陷区剖面图如图6.1所示。
根据矿山历次塌陷相关资料，综合分析可知桃花山矿采空区顶板的冒落过程可大致分
为以下几个阶段。
（1>
顶板稳定阶段
矿体开采过程中，采空区跨度、采高较小，顶板厚度足够，矿体开采时，采场崩下大
量矿石和岩石，对采场围岩和顶板有一定支撑作用。
采场规模足够小时，采场顶板稳定。
（2）顶板免压拱形成阶段
随着开采范围增大，采场顶板跨度和规模增大，在顶板岩体自重影响下，顶板岩体会
出现冒落，形成一定高度免压拱。
（3）顶板大面积冒落阶段
矿体开采结束后，采空区形成，由于采空区跨度、采高过大，顶板厚度不足，地质构
造若面破坏顶板整体性等原因，采空区顶板大面积冒落，甚至出现顶板整体塌陷导致上下
采空区连通。
（4）地表塌陷阶段
上下采空区连通后，采空区规模进一步扩大，最上层采空区上覆岩体稳定状态破坏，
整体失稳，上覆岩体冒落或整体下滑，直至形成地表塌陷，塌陷体充填采空区后，采空区
暂时稳定。
（5）塌陷体向下发展阶段
地表塌陷后，塌陷体充填采空区，下部采空区局部上覆岩体为塌陷体，塌陷体整体强
度较低，采空区顶板上覆岩体压力较大且超过顶板抗压强度，下部采空区顶板失稳直至整
体垮落，塌陷体向下进一步发展充填下部采空区，地表塌陷区范围进一步扩大。
6.1.2桃花山矿顶板破坏模式
总结分析桃花山矿历次塌陷资料，该矿山顶板主要存在以下几种破坏模式:
前期开采时，采空区跨度、采高较大，顶板岩体在自重作用下
向上冒落，矿山大部分采空区顶板破坏形式都表现为拱形冒落，当顶板厚度不足时，则会
出现顶板大面积冒落事故，如1998年发生的顶板冒落和2002年9月发生的顶板冒落;
据地质资料表明，该矿矿体受破碎带控制，矿体走向基本
与破碎带走向一致，局部采空区顶板在断层切割作用下会冒落，2006年9月，桃花山矿在
负142米、负157米和负172米三个水平中段采空区的顶板就出现过沿断层破碎带抽冒;
地表塌陷形成后，部分采空区正上方为塌陷体，塌陷体施加荷
载集中在部分
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