煤层群重复采动对坡体稳定影响的物理模拟研究

刘栋林 朱卫兵 王路军 张 超

（1.中国矿业大学矿业工程学院，江苏省徐州市，221008；2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏省徐州市，221008）

煤层群重复采动对坡体稳定影响的物理模拟研究

刘栋林1，2朱卫兵1，2王路军1，2张 超1，2

（1.中国矿业大学矿业工程学院，江苏省徐州市，221008；2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏省徐州市，221008）

为了研究山体下3层煤开采对坡体稳定的影响，采用理论分析与物理模拟方法，对煤层群开采引起坡体移动变形的程度进行了分析，结果表明：原设计方案中1＃煤层开采对坡体稳定影响较小，2＃煤层开采将导致坡体的移动变形急剧增大，在坡体中产生的开采裂缝易致坡体失稳，3＃煤层开采则对坡体的移动变形影响较小；实验结果与理论计算结果基本一致。

煤层群 重复采动 采动应力 坡体 岩层移动

我国很多煤矿位于山地、丘陵地区，对于山区煤矿开采，突出的问题是地下开采引起的山体滑坡。山体下采煤会使坡体发生移动和变形，产生山体裂缝，遇到强降雨极有可能发生山体滑坡。由于很多重要建筑依山而建，山体滑坡对矿山生产建设威胁很大，因此进行矿山开采引起滑坡的研究，对工业建设具有重要意义。以往对采动滑坡的研究主要是从地层、构造、岩性结构以及水的作用等方面分析滑坡成因和机理，对地下开采如何诱发山体滑坡以及采矿与滑坡的关系等问题的研究目前还很不成熟。本文利用相似材料模拟试验，从岩层移动的角度研究煤层群开采对山体稳定的影响。

1 工程概况

山西阳泉矿区某重要建筑物位于坡体边缘，为地面Ⅰ级保护设施，建筑物与山体剖面位置关系如图1所示，建设时按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》留设了足够的保护煤柱，因而建筑物自身是安全的，但山体下不合理采煤会破坏坡体的稳定，诱发山体滑坡，进而危及建筑物及附近设施的安全。

图1 建筑物与山体剖面位置关系

与建筑物毗邻山体标高＋960m，岩层岩性主要为泥岩和砂岩，岩层倾角8°左右，呈平缓单斜构造；山体上部岩层坡体倾角较陡，下部倾角平缓。

开采模型示意图如图2所示，山体之下有3层可采煤层：由上而下依次为1＃、2＃和3＃煤层，1＃和2＃煤层厚均为3m，层间距为60m，3＃煤层厚7m，与2＃煤层间距80m，3层煤均为近水平煤层。1＃和2＃煤层的切眼位置均位于坡顶正下方，开采范围均为538m，3＃煤层切眼位置与1＃和2＃煤层相距150m，煤层开采方向均背向坡体向山体内部。

图2 开采模型示意图

2 坡体稳定力学分析

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，坡倾角小于40°时，边坡滑动可能性很小，结合该坡体实际情况，倾角大于40°的情况仅有一处，见图3，即坡体AC段，A点为坡体倾角大于40°段的起点，C点为坡体倾角大于40°段的截止点，因C点为坡体大于40°的分界点，故为坡体张裂缝最易产生处，C点与3层煤切眼的连线即为各煤层最易产生坡体张裂缝所在位置。按最危险状态计算，即滑面角为40°，以A点为起点，角度为40°作线段AB交坡体于B点，AB与3层煤产生坡体张裂缝直线分别交于D1D2D3点，AB面确定为滑动面。

图3 坡体滑动面及张裂缝位置

规程规定，对于无水位的单滑面采动坡体，坡体下滑力与抗滑力及稳定性评价系数计算公式：

式中：T——坡体下滑力，kN；

S——坡体抗滑力，kN；

K——坡体稳定性评价系数；K＞1，坡体稳定；K≤1，坡体不稳定。

首先计算1＃煤层回采后坡体的稳定，该坡体内摩擦角取22°，内聚力取40kPa，侧压系数为0.35，AD1长度为17.82m，CD1长为7.66m，1＃煤厚度为3m，开采深度为380m，滑动体密度为19.6kN／m3，滑动体面积58.38m2，坡体垂高62.4m，工作面宽度为500m，岩性系数取1.6，根据地表沉陷软件计算得到的曲线可知，坡顶最大下沉量为0.9m，最大水平位移为0.0055m，倾斜最大值为0.013mm／m，参照规程中单滑面采动坡体计算公式，由这些参数可得：S＝1105kN，T＝1037kN，K＝1.066。因为K＞1，所以按照最危险状况，1＃煤层开采坡体仍然稳定。

同理，得出2＃煤层回采后，S＝1062kN，T＝1094kN，K＝0.97。因为K＜1，所以2＃煤层开采后，该坡体不稳定，容易失稳。

3＃煤层回采后，S＝1167kN，T＝1036kN，K＝1.126。因为K＞1，所以3＃煤回采后，该坡体按照最危险状况仍然稳定。

综上所述，经过力学分析得出，1＃和3＃煤层开采坡体仍然稳定，2＃煤层回采坡体不稳定，容易失稳。

3 相似模拟实验

3.1 相似模型的铺设

根据相似试验原理，结合本试验的实际情况，确定相似比为几何相似比1∶400，时间相似比1∶20容重相似比1∶1.5弹性模量与强度相似比1∶600。

模型在平面应变模型架上进行，模型尺寸为2.5m×0.2m×1.4m（长×宽×高），模拟的实际高度为560m，长度为1000m。模型示意图见图2

相似模拟实验所用的材料以沙子为骨料，以碳酸钙和石膏为胶结材料，云母和水作为辅料，按照一定配比形成不同强度的岩层，模型部分分层情况参见表1。

表1 模型部分分层情况

模型铺设时，称重必须精确，沙子、碳酸钙和石膏需要充分均匀混合，加水后搅拌均匀，不能有干块存在，以保证模型各分层的厚度均匀和模型的平整，达到最佳效果。

模型铺设过程中，为了监测采动期间应力和位移变化，在坡体内部布置了5个压力盒，分别记为Y1～Y5；沿坡体边缘布置8个位移计，分别记为W1～W8。

模型铺好后，经3～4d的自然风干后对前壁进行粉刷，打上网格线，以使开采过程中裂隙的发展清晰表现出来。

3.2 模型开采方案

模型每次开采步距为50mm，由于模型是1∶400的几何模型，相当于实际开采了20m长度，待稳定10min后拍摄照片。之后每次开采50mm，10min后用相机定位拍摄，记录裂隙发育高度以及位移计和压力盒的数据。

按照煤层实际开采顺序，依次开采1＃煤层、2＃煤层和3＃煤层，1＃和2＃煤层的开采起始点位于坡顶正下方，开采长度均为1140mm，3＃煤层开采边界与1＃和2＃煤层相距390mm，开采范围为750mm，见图2。

4 实验结果及分析

图4为模型开采过程中观测点位移和应力变化曲线。

煤层开采后必然引起岩体向采空区内移动，岩层移动发展至山体表面会引起山体移动和变形。1＃煤层开采后，由图4（b）可知，坡脚水平位移为40mm，坡顶水平位移为20mm，坡脚大于坡顶；随着1＃煤层的开采，建筑物区地表逐渐抬升，由图4（c）知1＃煤层采完抬升量为6.7mm，这是由于采动使坡体发生水平位移，坡体向临空面移动对坡脚产生挤压作用，进而挤压建筑物区地基，使建筑物地表抬升；由图4（d）知，1＃煤开采过程中，坡体应力场基本没有发生改变，坡体依然处于稳定状态。

图4（b）结果表明，2＃煤层在开采过程中，坡体水平位移明显增大，坡体最大水平位移为105 mm，坡脚最大水平位移为190mm，坡体的水平位移呈现由坡顶至坡脚逐渐增大的现象，这是由于坡体在移动的同时沿下坡方向对坡脚产生挤压，促使坡脚水平移动增大；另外，坡顶水平为负，坡体及坡脚水平位移为正，表明坡顶岩层主要向采空区运动，坡体以及坡脚向临空面移动；随着2＃煤层的开采，坡脚及建筑物区地表抬升明显增大，最大抬升为18mm；由图4（d）知，2＃煤层开采对坡体应力场影响很大，使坡体表面拉应力逐渐增大，当拉应力大于坡体的抗拉强度就会产生张裂缝，增加滑坡的危险性。2＃煤层开采结束后，坡体表面产生裂缝。

3＃煤层开采过程中坡体已经逐渐趋于稳定，坡体水平位移基本没有发生变化；建筑物地表抬升量亦没有增加，已经稳定；坡体内部应力基本没有改变。

图4 位移和应力曲线图

5 结论

（1）实验结果表明：煤层开采使坡体发生水平位移，沿下坡方向对坡脚产生挤压作用，挤压建筑物区地基使建筑物区地表抬升，最大抬升为18mm。

（2）1＃煤层开采引起坡体水平位移为40mm，坡脚抬升6.7mm，坡体仍然稳定；2＃煤层开采引起坡体水平位移最大，为190mm，坡脚抬升18mm，坡体表面产生裂缝，表明坡体已经失稳，与理论计算结果一致，为确保坡体稳定，应增大2＃煤层保护煤柱宽度；3＃煤层开采对坡体稳定基本没有影响。

[1] 汤伏全.采动滑坡的机理分析[J].西安矿业学院学报，1989（3）

[2] 国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000

[3] 钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010

[4] 刘君，曾凡宇.强风化软岩高边坡稳定性评价[J].中国煤炭，2008（1）

[5] 余学义，张恩强.开采损害学[M].北京：煤炭工业出版社，2004

[6] 杜计平，汪理全.煤矿特殊开采方法[M].徐州：中国矿业大学出版社，2005

[7] 林叔中.地下采动山体变形活动的模型实验[J].西安地质学院学报，1989（4）

[8] 胡广韬，林叔中.大跨度采空影响顺倾构造山体侧向变动的复合机理[J].工程地质学报，1993（1）

[9] 刘爱华，赵国彦，李夕兵等.罗山矿区滑坡稳定性分析及治理的特殊性[J].中国地质灾害与防治学报，2009（3）

[10] 孙学阳，杨梅忠，肖良等.铜川矿区采动滑坡的发生机理[J].黑龙江科技学院学报，2009（5）

[11] 上官科峰，王更雨.窑街矿区采动影响的山体滑坡机理探讨[J].煤炭科学技术，2009（6）

[12] 杨孟达.煤矿地质学[M].北京：煤炭工业出版社，2006

[13] 何国清等.矿山开采沉陷学[M].徐州：中国矿业大学出版社，1991

[14] 曾凡宇.风峪沟滑坡变形特征与治理方案[J].中国煤炭，2007（5）

Physical simulation study on slope stability in repeated coal seams mining

Liu Donglin1，2，Zhu Weibing1，2，Wang Lujun1，2，Zhang Chao1，2
（1.School of Mines，China University of Mining and Technology，Xuzhou，Jiangsu 221008，China；2.State Key Lab of Coal Resources and Mining Safety，Xuzhou，Jiangsu 221008，China）

In order to study the impact of 3－layers－of－coal mining under mountain on the slope stability，the paper uses theoretical analysis and physical simulation methods to analyze the degree of the slope displacement and deformation that are induced by coal seams mining.The results show that according to the original design，1＃coal seam mining has smaller impact on the slope stability，but 2＃coal mining will make the slope have sharp displacement and deformation，for the fracture resulted from the mining under the slope will cause the slope to lose stability，and then 3＃coal mining also has less effect on the displacement and deformation of the slope.The experimental results are basically consistent with the theoretical calculation results.

coal seams，repeated mining，mining－induced stress，slope body，rock displacement

TD823.88

A

刘栋林（1985－），男，河南平顶山人，中国矿业大学采矿工程专业研究生。主要从事岩层移动与绿色开采方面的研究。

（责任编辑 张毅玲）