采空区塌陷规律资料

1、精选优质文档-倾情为你奉上精选优质文档-倾情为你奉上专心-专注-专业专心-专注-专业精选优质文档-倾情为你奉上专心-专注-专业第一章绪论研究背景 随着国民经济的快速发展，对矿产资源需求口益增加，伴随着矿石的开采人们获得了巨大的经济效益，然而采空区安全问题口益突出。部分矿山采用空场采矿法开采，矿体开采后，形成了大面积采空区，随着采空区规模的扩大，采空区地压不断增加，局部出现应力集中现象，采空区局部冒落，矿柱变形并破坏，最终有可能导致采空区塌陷，严重威胁到矿山的安全生产。近几十年来，采空区冒顶塌陷事故不断，造成了重大人员伤亡和经济损失，部分采空区现状己成为矿山安全生产的重大隐患，采空区塌陷己成为矿

2、山生产的重要地质灾害之一1-3 以大冶桃花山矿采空区塌陷事故为例，该矿山采用空场采矿法，经过多年开采，己形成多水平大面积采空区。由于回采结束后采空区缺乏有效支护手段，1998年至2003年矿山共发生过六次采空区塌陷事故，上下采空区连通且塌陷至地表，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，给矿山生产带来了巨大经济损失4-6 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，解决这类问题需要进行全面系统的研究。研究采空区塌陷规律，可以找出矿山采空区塌陷的主要影响因素，判断塌陷区的发展趋势以及现有采空区的稳定性，为采空区塌陷预警、

3、采矿工程设计、采空区治理工作、采空区安全评价等提供理论依据。准确的采空区塌陷规律研究对矿山安全和生产具有重大作用，准确的研究结果可保证最大限度的回收国家矿产资源，避免资源的浪费，为矿山带来巨大经济效益，同时可指导矿山生产的安全进行，预防塌陷事故的发生和降低塌陷事故带来的危害。因此，在地下采矿形成大规模采空区时，掌握采空区塌陷规律，对矿山安全生产的顺利进行具有重要意义7。2国内外研究现状 采空区塌陷规律的研究，是矿山重要课题之一。采空区塌陷问题研究的重点是采空区顶底板的管理、采空区围岩的控制、采空区上覆岩层移动规律和采空区地压活动所导致灾害的控制及地表沉陷的控制。其工程特点表现为:矿山地质条件和

4、围岩应力分布状态复杂多变;随着矿体的开采，采空区围岩应力分布状态和应力大小不断改变;岩层的运动状态也不断变化;矿山采空区结构力学模型不断发展变化fgl。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Gono t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“

5、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。S chmitz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

6、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

7、。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、

8、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Ita sca公司开发的FLAC3 D，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

9、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TWOFS, TWODD, TWOD1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

10、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

11、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

12、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

13、，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

14、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

15、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

16、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

17、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

18、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

19、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U

20、f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，

21、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444.3.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

22、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

23、)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

24、.2 0 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

25、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4.3 a):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

26、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

27、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

28、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

29、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

30、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

31、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: (1)顶板拱形冒落。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; (2)沿断层破碎带抽冒。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1

32、57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; (3)顶板折断垮落。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采空区顶板，顶板岩层厚度不大，在断层破碎带作用下，顶板成为悬臂梁，塌陷体施加荷载超过顶板强度极限，顶板折断垮落; (4)塌陷岩体击穿顶板。塌陷体充填部分采空区后，上部采空区顶板失稳向下冒落，采空区内塌陷体随之向下冒落，形成巨大冲击力，在冲击力作用下，顶板直接被击穿直至整体垮落。6.2塌陷体发展规律和稳定性分析原桃花山矿井前期开采时，上部采空区离地表较近，采空区结构参数不合理，在外界因素综合影响下，上部采空区顶板冒落，上下采空区连通，直至在桃

33、花山矿井地表形成地表塌陷。塌陷体充填上部采空区后，在雨水等因素影响下，塌陷体逐步向下发展，导致下部采空区塌陷充填，地表塌陷坑范围逐步扩大，目前，塌陷体己充填至一140米水平采空区。结合矿山历次塌陷资料，采用力学方法分析塌陷体发展规律和塌陷体稳定性。6.2.1地表塌陷基本条件 针对桃花山矿，塌陷体不断向下发展。根据经验，塌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区塌陷空间。从力学成因来讲，只有当这两个条件同时满足时才会形成采空区塌陷。 (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:如图6.2所示，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。 采空区具备塌陷基本条件后，塌陷体向采空区发展，塌陷体具有一定采空塌陷势能。 如图6.2所示，假定采空区高度为h，采空区跨度为L，位于采空区上方和采空区跨度L等宽的岩体重量为W，则采空塌陷势能尸:可用下式表示: （6.1） 显然，如式6.1所示，采空塌陷势能与采空区高度h和塌陷体总重量W成正比。而塌陷体总重量与塌陷体几何尺寸成正比。