地下采动下含深大裂隙岩溶山体变形响应特征

钟祖良，高国富，刘新荣，王南云，李 皓

(1.重庆大学土木工程学院，重庆 400045；2.重庆大学煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室，重庆 400044)

我国西南地区，上覆厚层—巨厚层硬质灰岩，下覆页岩、泥岩等不透水软岩的山体普遍存在。山体由于受到构造运动的影响，岩体较为破碎，节理裂隙发育，且溶蚀现象强烈，形成众多岩溶裂隙、管道，并有部分裂隙贯通，形成深大裂隙，山体稳定性较差[1]。同时西南地区矿产资源丰富，人类工程活动剧烈。下部矿物开采导致山体下部形成较大采空区，引起山体变形增大，稳定性降低。因此，西南岩溶地区成为岩体崩滑破坏的高发区。岩溶山区岩体崩滑一般规模大、灾害严重，通常造成重大的群死群伤事故或引起重大次生灾害[2-4]，如武隆鸡冠岭滑坡[5-6]、武隆鸡尾山滑坡[7-9]、贵州关岭滑坡[10]、湖北鹤峰红莲池铁矿山体崩塌[11]、云南郑雄滑坡[12]、贵州纳雍普洒崩滑。这些滑坡均位于采矿区，但地下开采是否为滑坡的主要诱发因素以及其影响机制与作用机理尚不明确。因此，迫切需要开展西南地区地下采动对岩溶坡体稳定性影响的研究。

采动诱发型滑坡一般须具备地表临空面、地下采空区和上覆岩层软弱结构面。地下采动会引起覆岩原始应力状态改变，原有软弱结构面强度降低，导致开采裂缝的形成和发展，最终降低山体稳定性[9,13-14]。众多学者采用了不同的方法研究地下采动作用对山体稳定性的影响，一般可归结为现场监测与实例分析、理论分析、物理模型试验研究、数值模拟试验研究[15-22]。李滨等[18]在倾倒破坏极限平衡二维推导分析方法的基础上，提出了考虑三维受力的倾倒分析方法，并以武隆鸡冠岭滑坡为例，其分析结果与实际情况基本一致。贺凯等[19]以武隆鸡冠岭滑坡为例，通过离心物理模型试验定量化分析了地下采动条件下的陡倾灰岩斜坡关键块体位移变形。赵建军等[22]采用数值方法以贵州都匀马达岭滑坡为例，研究了缓倾煤层开采以后的滑坡变形发展过程，并提出了滑坡发生机制和此类滑坡的防治建议。

溶蚀强烈的岩溶山体在地下开采环境下地表变形突出，易诱发特大型崩塌灾害，对山区居民的生命及财产安全带来极大的威胁。2017年8月28日，贵州纳雍普洒老鹰岩发生特大崩滑灾害，崩塌方量达到 6.0×105m3，造成26 人遇难，10 人失踪，8人受伤。本文通过现场调查普洒老鹰岩山体节理裂隙以及溶蚀发育情况，建立了含深大裂隙的岩溶山体地下开采数值模型，通过分析地下煤矿开采扰动下的山体变形响应，为揭示该类型山体的稳定性定量评价提供依据。

1 工程概况

1.1 地形地貌

贵州纳雍普洒“8.28”特大崩滑位于纳雍普洒村西南方向，地势南高北低，最高点标高2 147 m，最低点标高1 842 m，相对高差305 m，形成西南地区典型的上硬下软，上陡下缓的“靴”型地貌(图1)。“老鹰岩山”崩塌区主要是由灰岩构成的陡坡，边缘自然坡度55°～75°，高约175 m，与“小鹰岩山”连接宽度约1 km，陡崖下部为泥岩、粉砂岩、第四系填土构成相对平缓的坡地，坡度约10°～25°，农田和当地村民房屋多分布在坡脚。

1.2 地层岩性特征

崩塌区内出露的地层由新到老主要为第四系(Q)，三叠系下统夜郎组(T1y)、二叠系上统长兴-大隆组(P2c+d)、二叠系上统龙潭组(P3l)。第四系覆土层主要为黏土、砂质黏土。三叠系下统夜郎组岩性上部为薄至中厚层状灰岩夹泥灰岩；下部为砂质泥岩夹粉砂岩、泥质砂岩、页岩。二叠系上统长兴-大隆组岩性上部为泥质灰岩夹燧石层、页岩、砂质页岩；下部为灰色中厚层状、薄层状灰岩夹黏土岩、页岩。二叠系上统龙潭组即为煤系地层，位于峨嵋山玄武岩组假整合面之上，为一套近海相含煤沉积构造，主要由泥岩、粉砂质泥岩及煤层组成。总体来说，位于山体上部的三叠系下统夜郎组、二叠系上统长兴-大隆组灰岩、泥灰岩岩石结构致密，力学强度高，抗风化能力强；山体下部的二叠系上统龙潭组泥岩、粉砂质泥岩强度较低，构成上硬下软工程地质特征(图2～3)。

1.3 水文气象条件

纳雍县地处贵州西北部，气候温和，属于亚热带季风气候，年均气温13.6 ℃，多年平均降水量约1 243.9 mm，降雨和暴雨主要集中在5—9月，6月份降雨量最大，特大暴雨集中在6—7月。根据监测资料，月最大降水量为 520.5 mm，日最大降水量为131.2 mm，时最大降水量为52.7 mm。

地下水主要有碳酸岩溶水、基岩裂隙水、松散岩石孔隙水3种，其中碳酸岩溶水含量最为丰富。地下水的主要补给来源为大气降水，补水途径主要有集中补给和面状渗透补给。集中补给主要通过岩溶洼地、落水洞、岩溶漏斗直接补给地下水，面状渗透补给主要通过溶蚀裂隙、层间裂隙、构造裂隙等补给地下水，地下水接受补给后，向地势较低处径流。

图1 崩塌区地貌特征Fig.1 Landform features of the collapse zone

图2 崩塌区周边地质构造图及采空区示意图Fig.2 Geological structure around the collapse area and goaf1—下三叠统夜郎组二段; 2—下三叠统夜郎组一段; 3—上二叠统长兴-大隆组; 4—上二叠统龙潭组三段; 5—上二叠统龙潭组二段;6—第四系; 7—断层; 8—煤层露头及编号; 9—历史崩塌;10—“8. 28”崩塌边界;11—M16煤层采空区; 12—M14煤层采空区;13—M10煤层采空区

图3 普洒崩滑工程地质剖面示意图Fig.3 Engineering geological profile of the Pusa collapse1—灰岩; 2—泥灰岩; 3—粉砂岩; 4—泥岩; 5—煤层;6—采空区; 7—深大裂隙; 8—断层; 9—下三叠统夜郎组二段;10—下三叠统夜郎组一段; 11—上二叠统长兴-大隆组; 12—上二叠统龙潭组

1.4 煤矿开采情况

普洒煤矿矿区面积0.957 7 km2，主要含煤地层为龙潭组地层，煤层倾角一般为7°～12°，其可开采煤层一共6层，平均厚度1.6 m，从上到下分别为M6、M10、M14、M16、M18、M20号煤层。根据矿区的钻孔资料统计得知，煤层顶板岩性主要为砂岩类(夹薄层伪顶)和砂质泥岩类，且煤层直接顶板较薄，多属于不稳定岩层，易出现冒顶、掉块等。

普洒煤矿采用斜井开拓，矿井采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮塌法管理顶板，回采工艺为炮采，掘进工艺为炮掘。从2007开始，普洒煤矿开采M16号煤层，直到2010年12月停止开采，开采面积约为6.95×104m2。2013年11月普洒煤矿恢复开采M14号煤层，到2016年3月停止开采M14号煤层，采空区达到1.379×105m2。2016年9月到崩塌发生时，开采M10号煤层，开采面积为4.43×104m2(图2～3)。

2 岩溶山体变形过程

根据历史勘测资料记载，在纳雍普洒“8.28”特大崩滑灾害发生以前崩塌源区经过了较长的变形过程，岩溶裂隙进一步发育，并伴随小规模的崩落掉块和局部崩塌。结合崩滑发展过程可将山体崩塌划分为“山体沉陷-拉裂变形阶段—坡体裂隙扩展贯通-滑动阶段—山体整体溃屈崩塌阶段”三个阶段。

2.1 山体沉陷-拉裂变形阶段

由文献[24-25]可知，在2006年时“老鹰岩”山体开始发生变形；2009年山体虽然植被茂盛，但已开始崩落碎石，其碎块岩性主要为灰岩。在崩塌区后缘存在一条走向为N30°～35°E的长大裂隙，将崩塌体与后缘母岩隔开，裂隙槽内岩体破碎，主要为表层岩体风化产物，槽壁灰岩溶蚀强烈，呈现米黄色，岩溶裂缝的宽度随着时间逐渐增长。2013年，裂缝扩展到长约180 m，宽34 m，同时在崩塌源区出现多条裂缝，其中几条裂缝出现在崩塌区后缘边界，直到崩塌发生，裂缝逐年扩展。2016年山体植被被崩落石块铲刮干净，图1为2017年崩塌前的山体景象，岩体表面溶蚀现象发育，有众多岩溶管道，岩体较破碎，山脚处有众多崩落碎石堆积。

经现场调研，在崩塌区后缘发现拉陷槽，见图4(a)，长约210 m，深1.5～12 m，宽25～36 m，槽壁岩体呈米黄色，为表层灰岩风化溶蚀产物，与资料描述一致。且区内拉裂缝众多，调研发现的裂缝主要有9条，长度在30～90 m，缝宽多为20～50 cm，裂缝局部区域宽达2～4 m。在图4(b)中可见小老鹰岩山体地裂缝，长度约30 m，裂缝宽8～24 cm，可视深度10～100 cm。地面岩溶塌陷坑众多，主要出露于第四系(Q)残坡积土层中，塌陷坑平面形态各异，最大直径达4 m，可见深度约2 m，见图4(c)。

2.2 坡体裂隙扩展贯通-滑动阶段

通过搜集崩塌前资料及视频影像可知，2016年山体崩塌源右后侧拉陷槽壁裂隙扩展、加剧发育，发生小规模崩滑。2017年崩塌源斜坡体岩体裂隙逐渐发展，水平向变形加剧，坡体表面破碎岩石失稳，部分岩块崩滑，堆积物将斜坡坡脚覆盖。

2.3 山体整体溃屈崩塌阶段

根据崩塌视频资料分析可知，随着山体变形的累积与深大裂隙的形成，崩塌源区坡体在重力作用下表层也出现大量竖向裂缝，相互交错，形成破碎带；破碎带受上部岩体挤压突出，山体顶部岩体向外倾倒，底部岩体受压溃屈，最终整个山体出现倾倒式崩塌破坏(图5)。

图5 崩塌体失稳过程Fig.5 Collapse body instability process

3 采动作用下的岩溶山体变形特征

3.1 数值模型的建立

普洒崩塌源山体基座下方即为普洒煤矿采空区，开采导致顶板冒落引起覆岩沉降，进而在高陡斜坡区产生倾倒放大，成为坡体失稳的重要原因。为研究山体崩塌破坏机理，揭示煤矿采空区对西南山区典型上硬下软岩溶山体稳定性的影响，本文采用离散元软件UDEC对煤层采空区进行数值模拟研究开采扰动对岩溶山体稳定性的影响。

图6 普洒崩滑二维概化计算模型Fig.6 2D generalized computing model of the Pusa collapse

依据纳雍崩塌工程地质剖面建立数值模型，如图6所示。通过灾害发生以前的地质调查资料和灾害发生以后的调查报告，得到崩塌源区溶蚀管道发育情况、坡体地裂缝分布特征与开展情况，在模型上部共设置4条裂缝，模拟崩塌发生以前的裂缝开展和岩溶发育情况，裂隙深50～80 m，宽1.5～2.0 m，并沿深度方向缝宽逐渐减小。模型均采用岩体经典弹塑性理论摩尔-库伦准则，岩体、层面及节理的物理力学参数根据室内试验结合工程类比与经验取得(表1～2)。

表1 岩体物理力学参数

表2 结构面物理力学参数

根据调查资料，开采前期山体变形程度低，且开采范围较广、分布不均匀，难以概化为二维模型，开采后期山体变形剧烈。本文选取2013年M14号煤层崩塌发生前的采空区作为模拟开采范围，即M14和M10煤层采空区，两煤层模拟开采长度均为90 m。本次模拟主要通过分析矿层开采下边坡的位移和山体应力的变化，研究地下开采对上覆高陡边坡的影响。因此，模拟开采工况与实际煤层开采顺序相同，采用上行后退式开采，即先开采M14煤层，后开采M10煤层。每个煤层设置9个计算步长，每个计算步长从右到左开采10 m，开采完成共计18个计算步长。在斜坡表面和采空区中心位置处垂直层面向上设置监测点，用于观测开采活动对山体变形的影响，监测点布置见图6。

3.2 数值模拟结果分析

3.2.1自然状态下的坡体原始应力

老鹰岩山体上覆坚硬灰岩、泥灰岩夹粉砂岩，下覆泥岩夹粉砂岩软弱层，构成上陡下缓地貌。在天然重力作用下，地表自然地应力为-1～0 MPa(负号代表受压)，最大压应力出现在模型底部，达到10 MPa，呈现出由山体内部向坡体表层扩散的现象。但在坡体坡度变缓处出现第一主应力和剪应力集中现象，压应力达到5.71 MPa，剪应力最大达到2.87 MPa，远高于周围岩体应力，说明在老鹰岩坡体形成后坡体中部已经出现压剪应力集中区，加之岩体风化侵蚀，坡体中部岩体易破碎，坡体易沿临空面变形，引起坡体后缘拉裂沉陷。此时在自然状态下，计算坡体的安全系数为2.0，坡体稳定性较好(图7)。

图7 山体自然重力下应力云图Fig.7 Stress contour under natural gravity of mass

3.2.2深大裂隙形成后的坡体变形

地下开采作用下，坡体变形发生演化，坡体后缘出现长大裂隙。裂隙生成以后，坡体向着裂隙槽方向出现弯曲变形，坡顶出现最大位移5.5 cm，随着埋深逐渐减小，斜坡面弯曲受拉，坡面岩体产生卸荷作用。在裂隙底部出现压剪应力集中现象，压应力最大达到6.6 MPa，剪应力最大1.6 MPa，有利于裂缝的扩展。深大裂隙形成后坡体的安全系数由2.0降低到1.67，降低了约15%，如图8、图9所示。

图8 裂隙生成后的斜坡变形Fig.8 Slope deformation after fracture formation

图9 裂隙生成后的应力云图Fig.9 Stress contour after fracture formation

3.2.3地下采空诱发山体变形

M10、M14煤层采空区位于老鹰岩山顶正下方约250 m，随着煤层开挖，上覆岩体产生指向采空区方向位移。顶板岩层由于失去支撑出现冒落，随着采空区不断扩大，顶板岩层冒落范围增大，直接顶板位移变形传递到上部岩层。M14煤层开采结束以后，采空区顶板大范围冒落，上部岩层弯曲变形，出现沉陷区，沉陷位移为0.2～0.4 m。顶部被裂隙槽切割的岩体继续向裂隙槽方向倾倒，顶部岩体变得更为破碎。随着煤层逐步开采，原岩应力发生改变，顶板岩层逐渐卸荷，在采空区两端形成卸荷拱，上覆荷载沿着卸荷拱向两端岩体传递，但由于斜坡一边临空，坡体向坡外产生位移。此时坡体安全系数降到1.14，坡体稳定性大幅度降低，如图10(a)。

M10煤层开采结束以后，顶板岩层冒落位移增大，冒落区扩大，上部岩体变形继续增大，沿着裂缝槽向下形成沉陷带，位移值达到0.6～0.9 m，较M14煤层开采结束增大一倍多，所以开采作用对上部裂隙沉陷槽影响极大，与普洒崩滑视频中出现的裂隙槽岩体先出现部分崩滑一致。由于上层煤层开采，岩层卸荷区上移，斜坡岩体向坡外位移区向上扩大，位移值继续增大到0.3～0.6 m。坡体安全系数降到0.99，可认为此时坡体变形达到极限状态，已经失稳破坏，见图10(b)。

图10 M14和M10煤层开采后的山体变形Fig.10 Mountain deformation after coal mining of M14 and M10

图11 斜坡表面和采空区上覆岩层监测点位移Fig.11 Displacement of the slope surface and the over burden monitoring point in goaf

从模拟中设置的斜坡表面位移监测点可以看出(图11a、b)，随着不断开挖地表逐渐沉陷，剪出口处岩体向外挤出，山体上部岩体向着裂缝槽倾倒。在前8个开挖步长中，斜坡表面位移变化量较小，在第9个开挖步长完成以后，M14煤层顶板岩层发生冒落，位移突变，监测点1水平位移达到0.1 m。随后开采M10煤层的第10～14开挖步长中，位移速率继续变缓，直到第14 开挖步长完成，M10煤层顶板冒落，位移速率持续增大，最终在M10煤层开采结束以后，监测点1水平位移达到0.3 m，竖向位移约0.1 m，以水平位移为主。总体而言，在煤层开挖以后坡体中部岩体向坡外挤出，沿斜坡向上挤出位移减小，坡顶向裂隙槽内倾倒。竖向位移呈现两端大，中间小的特征，说明顶部裂隙对位移产生了放大作用。

从采空区上覆岩层位移监测图(图11c、d)中可知，与斜坡表面位移类似，上覆岩层位移随着顶板岩层的冒落而陡增。在图11(c)中可以看见，除坡顶监测点9外，其余监测点均向坡外产生位移，测点3在开挖步长14时出现突变，原因是测点3位于顶板岩层，煤层开采采用长退壁法开挖，顶板向先前采空区冒落，故水平位移向山体内部陡增。在图11(d)中可以看见采空区监测点竖向位移除下部监测点4和监测点5竖向位移普遍较大以外，其余相差较小，说明开采冒落引发上部岩层的位移受煤层埋深的影响较大，与矿物开采沉陷中的“三带”位移分布规律相同。

3.2.4采动作用对山体稳定性影响

在每一种工况计算完成以后，计算每一个工况坡体的安全系数(即分别计算自重作用下、裂隙生成后及每次开挖步下的坡体稳定性)，最终得到的斜坡安全系数变化曲线如图12所示。自重作用下坡体安全系数为2，上部岩溶裂隙生成以后安全系数急剧下降到1.67。然后随着M14煤层的开采斜坡稳定性逐渐降低，直到M14煤层开采结束，煤层安全系数降到1.14，坡体稳定性急剧下降，但仍然处于稳定状态。在M10煤层开采过程中，安全性系数降低变缓，M10煤层开采结束以后，坡体稳定性变为0.99，说明在M10煤层开采过程中，斜坡变形逐步累积，坡体处于极限状态，最终失稳破坏。

图12 不同工况下坡体安全系数Fig.12 Safety factor of downhill body under different working conditions

4 结论

(1)深大裂隙对岩溶山体变形影响显著，在地下开采作用下，上覆岩层受到重力作用向着采空区方向变形，变形沿着地表方向逐渐减小，但在裂隙附近出现反向增长。随着采空区的不断增大，顶板冒落区逐渐向上扩张，上覆岩层沿着裂隙向下形成变形带，利于裂缝的发展与贯通。

(2)岩溶山体在地下采动作用下，斜坡面变形明显，坡体沉降的同时向外挤出变形。由于受到开挖卸荷作用，斜坡向坡外挤出变形，随着采空区的扩大而增大，特别是顶板岩层发生冒落以后，坡体挤出位移增大明显，坡体向外崩滑趋势显著增大。

(3)地下采动作用对岩溶山体的稳定性影响较大。岩溶山体溶蚀裂隙发育，岩体破碎，在地下采动作用下斜坡中部向外挤出，深大裂隙继续发展，坡体抗滑力逐渐减小，山体稳定性不断下降，随着顶板岩层的冒落而显著变化，最终普洒老鹰岩发生“山体后缘拉裂沉陷—裂隙扩展贯通—整体溃屈”式崩塌破坏。