非连续岩体破裂机理及其工程稳定性研究

本研究为应用基础研究,以解决工程实际问题为目的,以围岩中客观存在的破裂区为主线,从对地下工程稳定性问题的评价入手,以相似材料模型试验和数值模拟计算为基本手段,以断裂力学为基础,研究了断续节理岩体的细观破坏机理、宏观破坏过程及其对围岩破裂区和围岩碎胀变形的影响规律;研究了断续节理岩体中围岩破裂区的性质、破裂区与地下工程稳定性的关系等问题,提出了以围岩破裂区和围岩收敛量作为判定围岩稳定性方法,为采矿工程的设计、施工和生产提供了较为可靠的决策依据.本文获得以下主要结论:1)围岩破裂区是一个综合数量指标,采用以围岩破裂区厚度作为围岩稳定性评价的指标.2)采用数字照相变形量测方法来测量围岩的变形,较好地解决了平面应变模型试验中的变形量测问题,符合非接触变形量测的发展趋势.3)断续节理岩体的破坏机制为:在集中应力作用下,节理端部岩桥首先发生张拉破坏,新生的岩桥裂纹与邻近原生节理相互串通,最终形成阶梯状滑移面而使岩体强度丧失.4)当节理两端的次生裂纹扩展长度l=h/sinβ时,节理岩体将产生贯通破坏.5)在节理岩体中,围岩破裂区是由于新生裂纹与节理相互贯通导致纵横交错的贯通裂隙所致,断续节理贯通破坏的边界可定义为围岩破裂区的边界.6)通过相似模型试验发现,当节理密度大时,围岩破裂区会跨越相邻节理;反之,节理对围岩破裂区的扩展有阻隔作用.7)围岩收敛速率的第一次突然增大,预示围岩中已产生破裂区,而围岩收敛速率的每一次突然增大,意味着围岩产生了剧烈的破坏.8)当节理角度在30°～75°之间时,节理角度对岩体强度的影响较大,并且在60°左右时岩体强度最低,稳定性也最差.9)当巷道的收敛量达到或超过2.5%时,巷道围岩中将产生破裂区;当巷道的收敛量达到或超过5%时,巷道将发生冒顶事故,已处于失稳状态;当巷道的收敛量达到或超过22.8%时,巷道将完全毁坏,并失去了人工稳定的可能.     

节理分布对岩体破坏影响的数值模拟研究

为研究含断续节理岩体的宏观破坏过程和特征，采用岩石破裂过程分析RFPA^2D系统，分析了断续节理岩体中裂纹的产生、扩展机理与过程．结果表明，当节理倾角从30°，45°到60°时，岩体强度从小到大增加，并且破坏前期的声发射现象增强、变形增大；随着节理密度的增大，裂纹的产生从互不影响到相互抑制，裂纹扩展长度减小；中间节理受压剪作用很快与相邻节理贯通导致节理岩体破坏．据此，明确界定断续节理产生贯通破坏的范围就是围岩破裂区．     

柱状节理岩体开挖卸荷效应及破裂区分布规律

为了分析柱状节理洞室的变形和破裂区分布特征,研究岩体开挖扰动后的卸荷效应.在构建的复合型多弱面本构模型的基础上,建立柱状节理岩体开挖卸荷过程中弹性模量随应力水平的变化机制,提出适用于柱状节理岩体的理论公式,并成功嵌入本构模型,实现了柱状节理岩体的卸荷效应.结合取得的研究成果,进行柱状节理洞室开挖的计算分析,获取了围岩的变形特征及塑性区分布规律,发现节理面的屈服破坏与节理的倾向关系密切.研究各组节理面在塑性区开展过程中的影响,结果表明,垂直于开挖面的主节理面影响最大.揭示了柱状节理洞室围岩破裂区的开展过程及分布规律,即主节理面破裂贯通的过程并伴随次节理面的破裂扩展及岩体的开裂.     

围压对节理岩体变形破坏行为的影响（英文）

节理岩体的力学特性对于工程岩体的安全至关重要。为了更好的掌握节理岩体的变形破坏规律,采用离散元程序对不同围压作用下的断续节理岩体进行了模拟实验研究。首先,以室内试验数据为基础,标定了能够反映节理试件宏观力学行为和变形破坏特征的数值模型细观参数。然后,研究了节理倾角和围压对节理试样应力应变曲线、破裂模式和接触力分布的影响规律。结果表明：试件的抗压强度和弹性模量随围压的增加而增加,随节理组倾角的增加呈现出先减小后增大的变化趋势;不同节理组倾角下试件的强度和弹性模量对围压的敏感性不同,其中节理组倾角为90°时影响最小;在低围压下,试样的破坏模式由节理组倾角控制;随着围压的增大,拉裂缝的萌生和扩展逐渐受到抑制,破坏模式由拉破坏向剪切-压缩破坏转变。最后,进一步探讨了预应力锚固支护对工程裂隙岩体的加固作用。     

断续节理介质爆生裂纹扩展的动焦散实验研究

应用动态焦散线测试系统,模拟断续节理岩体断裂爆破过程,进行了有机玻璃（PMMA）模型透射式动态焦散线实验,研究了无充填和充填断续节理对切缝药包断裂控制爆破裂纹扩展规律的影响和裂纹扩展的机理．结果表明：切缝药包爆炸应力波到达无充填断续节理面后,在节理的两端产生了两条翼裂纹,翼裂纹基本沿原爆生裂纹方向继续扩展,最长达2．5cm,翼裂纹尖端复合应力强度因子呈由小变大再变小连续波动变化的趋势,裂纹扩展速度和加速度变化趋势与应力强度因子变化类似;爆炸应力波到达充填断续节理面后,同样在节理两端产生了两条翼裂纹,翼裂纹向两侧偏移很大,翼裂纹最长达4cm,翼裂纹尖端应力强度因子KI^d呈由小变大再变小连续波动变化的趋势,动态应力强度因子K☆则呈由大变小连续振荡变化的趋势,而且翼裂纹扩展过程中具有起裂时间早、裂纹扩展速度和加速度峰值大的特征．     

断续节理洞群渗流效应的数值模拟

采用三维有限差分FLAC3D程序,以二滩工程地下洞群为背景,考虑断续节理是影响地下洞室围岩稳定的重要因素,为有效反映其影响,本文提出Interface界面模型模拟断续节理的力学效应,对考虑与不考虑节理岩体渗流对围岩稳定性进行了大量计算工况的准三维数值模拟。得到相应的结论,可供大型地下洞室群稳定分析时作为参考。     

断续节理洞群渗流效应的数值模拟

采用三维有限差分FLAC^3D程序,以二滩工程地下洞群为背景,考虑断续节理是影响地下洞室围岩稳定的重要因素,为有效反映其影响,本文提出Interface界面模型模拟断续节理的力学效应,对考虑与不考虑节理岩体渗流对围岩稳定性进行了大量计算工况的准三维数值模拟。得到相应的结论,可供大型地下洞室群稳定分析时作为参考。     

直剪作用下不共面断续节理岩桥 破断试验与数值研究

在伺服控制剪切加载系统下对不共面类岩石断续节理试件进行正向、反向直剪试验,研究直剪下不共面断续节理的岩桥破断机理和剪切规律,试验研究发现,直剪作用下不共面断续节理岩桥破坏过程具有明显的阶段性,经历线弹性阶段、裂纹起裂扩展阶段、岩桥断裂贯通阶段、剪切面爬坡咬合阶段和残余摩擦阶段5个阶段,正向剪切下岩桥呈齿形破断面,反向剪切作用下岩桥产生沿直剪方向贯通的带形破断面,与正向剪切相比,反向剪切下节理的初裂抗剪强度和峰值抗剪强度较大,裂纹倾角、法向应力和相邻节理搭接比例是影响试件初裂抗剪强度和峰值抗剪强度的主要因素。采用FLAC3D对正向、反向直剪作用下不共面断续节理的岩桥破断、剪切破断面的形成过程进行数值试验,数值试验结果和类岩石直剪试件的试验结果基本吻合,数值试验揭示了直剪作用下不共面断续节理岩桥的拉裂破坏和破断面的剪切屈服机理。     

基于压电智能骨料的3D打印断续节理围岩内部损伤监测

3D打印模型试验是研究复杂地质结构损伤机制的有效手段，3D打印逐层堆积过程中定位压电骨料可有效提高埋设精确度和模型内部损伤监测精度。该文采用3D打印增减材技术制备内部埋设压电骨料的断续节理围岩模型，基于压电骨料与数字图像相关技术(digital image correlation, DIC)监测围岩模型在单轴加载下的破坏过程，研究节理连通率对围岩模型破坏机制的影响规律，验证压电骨料定位围岩模型起裂位置和监测内部裂隙损伤扩展的可行性。结果表明：1)随着节理连通率的增大，围岩模型荷载-位移曲线的峰值强度降低、延性增强，由单峰曲线变为多峰曲线；2)断续节理围岩模型的起裂位置多在临近洞口的节理尖端或顶板和底板的中部，裂纹扩展方向大多沿着节理尖端方向，表现为块体分离破坏；3)预制节理连通率增大会导致同路径的监测信号能量衰减，连通率与信号能量之间表现出抛物线相关性；4)压电骨料监测方法相比于DIC监测等宏观监测方法可以更早一步发现模型内部损伤，并能确定内部损伤的位置。     

断续节理岩体强度评价及承载力预测

从分析断续节理岩体中岩桥的破坏模式出发，建立计算断续节理岩体极限强度的理论公式，定量地讨论了节理的排列方式及其力学性质对岩体强度各向异性的影响。通过试验验证，本文所建公式与试验值吻合较好。与前人研究成果比较，本公式具有适应性强，可靠度高的特点，可用于确定实际工程的节理岩体承载力并进行岩体稳定性评价。     

综放全煤平巷锚杆支护模拟试验研究

根据“巷道围岩松动圈支护理论”,以南屯矿３上 煤层综放工作面全煤平巷围岩条件为基础,对不同动压系数、侧压系数、锚杆支护参数条件下,锚杆支护巷道围岩应力分布、围岩变形及巷道破坏规律进行了模拟试验．试验证实,矩形煤巷顶板中存在一个卸压区,巷道两帮和角部区域围岩破坏严重,是支护的重点部位．锚网支护能有效控制采动压力影响下全煤巷道围岩的稳定性．试验得到的结论对于综放全煤巷道锚网支护设计和应用具有指导意义．     

深部软岩巷道合理喷层厚度确定

为分析深部软岩巷道锚喷支护合理喷层厚度,以淮南矿区具有典型特征某深部采区软岩巷道为例,采用FLAC3D软件,建立了合理应变软化数值计算模型,基于数值模拟方法分析不同喷层厚度围岩塑性范围及位移场分布,在此基础上进一步分析不同巷道埋深喷层厚度对围岩松动破碎影响。结果表明:深部巷道喷层对围岩塑性圈范围及松动破碎都有显著控制作用。针对淮南矿区典型深部巷道,合理喷层厚度应为200 mm。     

Rules of distribution in a plastic zone of rocks surrounding a roadway affected by tectonic stress

In order to study the rules of distribution in a plastic zone of rocks, surrounding a roadway, affected by tectonic stress, we first analyzed the mechanics of a roadway affected by tectonic stress and derived a theoretical formula for the plastic zone of rocks surrounding a roadway. We also analyzed the distribution characteristics of the plastic zone under different levels of tectonic stress, vertical pressure, cohesion and friction angle of the surrounding rock. Secondly, we used numerical simulation to analyze the range and shape features of the plastic zone of rocks surrounding the roadway, given different tectonic stress levels. Finally we used a rock drilling detector to carry out field measurements on the broken state of rock surrounding the roadway at the -700 substation and channels in the Xinzhuang mine of the Shenhuo mining area. Given the measured ground stress, we analyzed the relationship between tectonic stress and the distribution of this plastic zone. Our results show that the range of the plastic zone at the top and bottom of the roadway increases with an increase in tectonic stress and this increase is especially obvious at the roadway comer.     

钻孔摄像测试围岩松动圈的机理与实践

利用全景钻孔数字摄像技术和数字图像处理与分析方法,研制了全景数字钻孔摄像煤矿巷道围岩松动圈测试系统,该系统由硬件和软件2大部分组成,硬件系统包括高压密封摄像定位磁性罗盘以及微型CCD摄像机等,软件系统则包括钻孔图像实时监视与实时处理(如图像无缝拼接、平面图展开、三维钻孔岩芯生成)以及松动圈的分析程序.在松动圈识别关键技术中,提出了用钻孔图像中围岩裂缝的圆形度指标作为判断围岩松动圈标准的新思路.首次将其应用于山东七五煤矿深井围岩松动圈的测试工作,获得了围岩松动圈厚度值在巷道断面不同部位有较大差异的分布规律,并和传统的围岩松动圈超声波测量法比较,误差在3.5%之内,验证了钻孔摄像技术测量松动圈的可靠性,为高应力地下工程围岩松动圈厚度值的测试提供了新的方法.     

锚固体强度与组合拱承载能力的研究与应用

通过模拟试验证明了锚固力的作用在于提高巷道周边破裂围岩的残余强度,并使锚固体形成组合拱．研究了锚固组合拱承载能力的理论计算问题并应用于工程实践,有效地控制了软岩巷道围岩．     

Stability classification model of mine-lane surrounding rock based on distance discriminant analysis method

Based on the principle of Mahalanobis distance discriminant analysis （DDA） theory, a stability classification model for mine-lane surrounding rock was established, including six indexes of discriminant factors that reflect the engineering quality of surrounding rock： lane depth below surface, span of lane, ratio of directly top layer thickness to coal thickness, uniaxial comprehensive strength of surrounding rock, development degree coefficient of surrounding rock joint and range of broken surrounding rock zone. A DDA model was obtained through training 15 practical measuring samples. The re-substitution method was introduced to verify the stability of DDA model and the ratio of mis-discrimination is zero. The DDA model was used to discriminate 3 new samples and the results are identical with actual rock kind. Compared with the artificial neural network method and support vector mechanic method, the results show that this model has high prediction accuracy and can be used in practical engineering.     

深部巷道围岩控制原理与应用研究

采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法，研究深部巷道围岩稳定问题，认为深部巷道围岩控制的基本方法是提高围岩强度、转移围岩高应力以及采用合理的支护技术．提出了深部巷道围岩控制的基本技术和控制过程：1）应力转移降低巷道浅部围岩应力；2）采用高预紧力、大延伸量的高强度锚杆、锚索支护系统，强化锚固区围岩强度，提高巷道围岩自身稳定性；3）加强巷道两帮、底角支护，提高巷道最薄弱部位（两帮、底角）残余强度、提高巷道围岩的整体稳定性；4）应用高水速凝材料注浆加固破碎区，提高破碎围岩的完整性和力学参数．该研究成果已成功应用于工程实践．     

Support technology for mine roadways in extreme weakly cemented strata and its application简

For the engineering geology conditions of bad mine roadway roof and floor lithology in extremely weak cemented strata, the best section shape of the roadway is determined from the study of tunnel surrounding rock displacement, plastic zone and stress distribution in rectangular, circle arch and arch wall sections, respectively. Based on the mining depth and thickness of the coal seam, roadway support technology solutions with different buried depth and thickness of coal seam are proposed. Support schemes are amended and optimized in time through monitoring data of the deformation of roadway, roof separation, I-beam bracket, bolt and anchor cable force to ensure the long-term stability and security of the roadway surrounding rock and support structure. The monitoring results show that mine roadway support schemes for different buried depth and section can be adapted to the characteristics of ground pressure and deformation of the surrounding rock in different depth well, effectively control the roadway surrounding rock deformation and the floor heave and guarantee the safety of construction and basic stability of surrounding rock and support structure.     

Rock burst risk evaluation based on equivalent surrounding rock strength

On-site investigations consistently show that the rock burst inherent to coal seams varies greatly with coal seam thickness. In this study, impact factors related to coal seam thickness and surrounding rock strength were analyzed and a corresponding rock burst risk assessment method was constructed. The model reflects the influence of coal seam thickness on the stress distribution of surrounding rock at the roadway. Based on the roadway excavation range, a stress distribution model of surrounding roadway rock is established and the influence of coal seam thickness on rock burst risk is analyzed accordingly. The proposed rock burst risk assessment method is based on the equivalent surrounding rock strength and coal seam bursting liability. The proposed method was tested in a 3500 mining area to find that it yields rock burst risk assessment results as per coal seam thickness that are in accordance with real-world conditions. The results presented here suggest that coal seam thickness is a crucial factor in effective rock burst risk assessment.