两种岩石材料表面剥落特征及形成机制差异性的研究

 针对两种不同岩性的岩石材料——灰色中粒黏土质长石砂岩和微晶白云石大理岩,通过表面回弹测试、X射线衍射、扫描电镜等测试手段,对材料表面常见的一种破坏现象——剥落的形成机制及其对岩石表面力学性能影响的基本规律进行分析。研究结果表明：表面剥落对岩石材料表面力学性能影响极大,不同岩性岩石材料和不同剥落形式表面力学性能的改变存在较大的差异性,其中黏土质砂岩表面片状和鳞片状剥落、微晶白云石大理岩表面鳞片状剥落比微晶白云石大理岩表面粒状剥落对表面力学性能的影响更大,这主要是由不同岩性岩石的矿物成分和结构特点上的差异性导致的。     

煤巷层状顶板岩石钻进动态响应特性数值试验

层位组合和物理力学性质是锚杆支护煤巷顶板稳定性的重要影响因素,顶板锚固孔钻进装置对于不同岩石类型具有不同的动力响应,可间接反应岩层的厚度与强度。因此,为克服煤巷顶板岩层状况的隐蔽性问题,合理设计锚杆支护参数,防止出现冒顶问题,对较易发生冒顶事故的煤巷顶板岩石类型进行钻进特性数值试验,研究结果表明:煤巷顶板岩石钻进过程是不连续的,锚固孔的形成是"跳跃式"的;在岩石为均质条件下,钻进速度关系为:砂质泥岩粉砂岩泥岩砂岩,钻头所受阻力关系为:粉砂岩砂岩泥岩砂质泥岩。以上指标在钻进锚固孔过程中利用相关仪器进行监测,对于判别煤巷顶板锚固孔范围内岩石类型及厚度具有重要意义。     

石窟顶板流变断裂过程的数值模拟与反演分析

龙游石窟5号洞顶板在多处有破坏痕迹和离层变形，经现场调研和实测，在洞室出口处顶板离层变形达75～78mm，侧面岩层出现悬臂梁式的破断现象。为了探讨龙游石窟5号洞顶板破坏过程，了解洞室的长期稳定性，基于最大拉应力追踪法和岩石断裂过程的反演数值模型，利用现场实测破坏形态及变形数据，对5号洞进行了流变断裂过程的数值模拟与反演分析。在反演分析过程中，运用正交试验方法，设计了27种数值模拟方案，通过正交试验设计的直观分析，获得了洞室顶板岩层与薄夹层的流变参数和其他敏感参数的最佳组合方案。利用所获得的参数最佳组合方案，对洞室进行了长期稳定性分析和流变断裂过程的数值模拟，数值模拟结果表明，在洞室出口处顶板离层变形达54．24mm，断裂部位与现场破断部位基本相同。此外，流变模拟分析中出现在洞室深部的顶板离层也十分明显，这一现象与现场观察到的表观变形形态比较相近。     

硬厚砂岩顶板垮落引燃采空区瓦斯机制初步研究

高瓦斯煤层上部赋存硬厚砂岩顶板时,因顶板垮落引燃采空区内瓦斯甚至导致瓦斯爆炸事故时有发生。以夏阔坦煤矿下10煤层1007工作面开采为工程背景,采用室内实验和理论分析的方法,研究岩石摩擦效应引燃瓦斯的点火源、断裂岩层滑落失稳发生条件、边界支承条件和破断阶段对断裂岩层发生滑落失稳的影响。该工程地质条件下研究结论表明,坚硬砂岩摩擦过程产生的热量能够引燃瓦斯,与摩擦过程产生的火花束和高温岩粉流相比,高温热摩擦面更易引燃瓦斯,是主要点火源。顶板岩层初次破断后,岩层侧向破断尺寸与岩层厚度比值di/h常大于2.6;顶板周期性破断时,岩层侧向破断尺寸与岩层厚度比值di/h常小于2,顶板岩层周期性破断期间更易发生滑落失稳。边界支承条件对岩层滑落失稳发生影响较大,岩层破断时简支边界较固支边界更易发生滑落失稳,厚度大于11 m的岩层初次破断时、厚度大于4 m的岩层周期破断时,在简支边界处即可满足滑落失稳发生条件。当工作面上部为已采空区域,采场上部破断三角岩块是硬砂岩顶板垮落引燃采空区瓦斯的危险区域,可从顶板弱化和瓦斯治理两个方面开展防治工作。     

深部侧空条件下顶板岩层分区破裂探测研究

 采用YTJ20型岩层探测记录仪,对新汶孙村煤矿埋深1 300 m、侧临采空的2222东回风巷内顶板破裂分区进行探测研究,结果表明：深部高应力是深部岩层分区破坏的根源;在侧空开采条件下,处于深部高支承压力集中的区域,顶板岩层内分区破裂数量将大于处于卸荷、大变形区域岩层分区破裂数量,但受岩层沉降大变形的影响,沿着卸荷、大变形区域岩层内原宽裂缝或离层的下部,在张裂作用下破裂区将进一步扩展,因此可以通过观测离层来确定深部较大尺度岩层分区破裂的位置;同时,岩性对分区破裂有一定的影响,粉砂岩比砂岩更易出现分区破裂现象。研究结果为进一步研究深部关键层结构及其力学特征,深部岩层分区破裂和深部岩石力学致灾机制之间的关系提供依据。     

坚硬顶板水射流预制缝槽定向预裂防冲技术试验

我国大部分冲击地压发生与煤层上覆坚硬顶板密切相关,为了提高坚硬顶板预裂卸压效果,提出一种坚硬顶板水射流预制缝槽定向预裂卸压防冲方法。针对砂岩顶板,通过室内高压水射流切割岩石,测定不同水力化参数下岩石破坏深度、宽度以及冲蚀体积等缝槽特征指数值的变化规律,并进行现场试验。结果表明,单因素切缝特征试验时,岩石缝槽的特征指数深度、宽度、冲蚀体积与射流压力、喷嘴直径、重复切割次数呈正相关关系;与喷嘴横移速度呈负相关关系,岩石缝槽的特征指数随着靶距的增加呈现先增加后减小的趋势,切割效率最优靶距在5d处;五因素四水平正交试验时,影响缝槽卸压最优化的5个关键因素主次关系分别为喷嘴移动速度、重复切割次数、射流压力、喷嘴直径以及靶距;基于实验室研究规律,选择参数,对顶板高压水射流割缝进行井下试验研究。对于单轴抗压强度68 MPa顶板岩层,切缝半径相比传统刀具式切缝提高了10倍,并降低了压裂时裂缝起裂压力,顶板岩层水射流预制缝的聚能引导下,单次压裂半径最大可达15 m,防冲卸压效果良好。     

定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板试验

 针对煤矿坚硬难垮顶板控制的研究现状及存在的问题,进行定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板井下试验。通过在压裂孔两侧布置监测孔和在压裂过程中实时监测泵压变化,深入分析煤矿坚硬难垮顶板水力压裂特点。试验结果表明：(1) KZ54型切槽钻头能够在坚硬岩层中预制横向切槽,可有效降低裂缝破裂所需压力;(2) 采用跨式膨胀型封隔器可对岩层坚硬段分段逐次压裂,压裂过程中可在顶板中产生多条裂缝,从而有效弱化顶板;(3) 随着压裂处与孔口距离的增大,裂缝破裂和扩展所需的压力也相应增大,裂缝的扩展半径最大可达20 m;(4) 在压裂过程中,由于岩层均匀性、渗透性、地应力场、岩层结构面等影响因素的变化,压力–时间曲线呈现出多种形态;(5) 岩石抗拉强度与地应力值较为接近时,岩石强度对水力压裂有较大影响。     

陕北永宁山丹霞地貌造景地层地质特征

永宁山作为陕北地区丹霞地貌典型代表,其造景地层下白垩统洛河组(K₁l)在岩性、岩石特征、物源、沉积环境等方面的研究较少。通过剖面测量,抗压强度、薄片鉴定、X衍射分析、常量元素与稀土微量元素测试,对洛河组岩性岩相、地球化学特征进行了分析、总结。洛河组岩性主要为沙漠相风力作用沉积的一套紫红、灰红色细—中粗粒长石砂岩、石英砂岩、岩屑长石石英砂岩,岩石呈颗粒支撑,胶结类型为孔隙式、连生胶结,岩石次生变化较强,分选性好,抗压强度较大;岩层发育产状较统一的中大型板状、楔状斜层理,指示沉积作用主要受单向西北风控制。洛河组风成砂岩地球化学岩石类型为亚长石砂岩、长石砂岩和砂屑砂岩;物源区位于被动大陆边缘,砂岩的成分成熟度高,遭受风化程度很低;古气候条件表现为干燥、炎热。通过本次研究探讨永宁山一带洛河组砂岩地质特征、古气候、古环境变迁与变化,对陕北地区丹霞地貌成因机理研究,科学保护、合理利用具有重要意义。     

武汉地区志留系坟头组石灰岩工程特性研究

对武汉地区志留系坟头组石灰岩工程特性进行研究,薄片鉴定结果和室内岩芯观察描述表明,石灰岩中含有三叶虫、海百合、珊瑚及棘皮动物化石等,生物群丰富;粉砂岩-石灰岩-粉砂岩的沉积序列反映了海退时期短暂的海侵作用;石灰岩的揭露丰富了坟头组岩石种类与层序关系。首次在武汉地区坟头组岩层中发现笔石化石,建议将该坟头组地层所属地质时代定为早志留系。针对武汉地区多个实际工程,总结石灰岩及其他岩层工程特性。     

巷道顶板锚固孔钻进动力响应特性模型试验

采用实验室相似模拟实验方法对巷道顶板锚固孔进行仿真钻进,探究巷道顶板锚固孔钻进动力响应指标(钻速及转速)与岩石物理力学性质(普氏系数)间的关系。得出如下结论:锚固孔的钻进动力响应指标基本上均随顶板岩石普氏系数f的增加而减小,实验数据回归曲线大致呈现负指数关系;据此一定程度上可实现对顶板岩层类型的辨识,进而指导并优化巷道顶板锚杆支护初始设计与预防冒顶事故的发生;动力响应指标与岩石普氏系数f相关性较好,如能通过相关仪器对响应指标进行实时监测,对深入研发顶板岩层结构探测仪器具有重要的参考价值;论文所用方法,为实验室岩石钻进试验的研究提供了一种借鉴。     

溶洞顶板破坏对穿越溶洞型基桩极限承载力的影响规律研究

当溶洞顶板的厚度不符合安全设计要求时,基桩需要穿越溶洞并嵌入溶洞底板一定深度以提高基桩的承载力。在桩顶竖向荷载作用下,溶洞顶板的岩体可能存在受拉状态,当张拉应力超过其抗拉强度时,则岩体将发生张拉破坏,使桩身侧摩阻力的受力面积降低,另外,张拉破坏区使溶洞顶板以上岩土体所受的支承作用进一步降低,不利于桩身侧摩阻力的发挥。因此,有必要系统研究溶洞顶板张拉破坏区域对穿越溶洞型基桩承载特性的影响规律。本文基于理论分析提出了穿越溶洞型基桩的失稳破坏模式,揭示了张拉破坏区域产生的力学机理以及对桩身侧摩阻力的影响规律,建立了顶板失稳破坏的简化力学分析模型,进而提出了穿越溶洞型基桩的极限承载力计算方法,为岩溶地区基桩设计和施工提供技术指导。     

顶板诱导崩落预裂钻孔裂隙发育监测与分析

基于连续采矿的项板诱导崩落技术是一种主要应用于大型倾斜、缓倾斜贫矿体的非传统、安全高效的采矿与空区处理技术。为研究岩体内节理、裂隙等不连续结构面的发育与围岩诱导崩落机制的关系，采用前视全景钻孔电视对项板诱导崩落预裂钻孔孔壁进行监测，获得人为扰动下岩体内各种原生裂隙与不连续结构面发育情况，为诱导崩落的可行性研究提供定性与直观的评价，从而提高顶板诱导崩落的可控性。监测与分析结果表明，在项板诱导崩落过程中，直接顶板以上5m范围内出现一个破碎带，围岩的结构成为碎裂状；在顶板上方10m范围左右，出现一个圆形裂隙环带。随着裂隙的进一步发展，项板裂隙带密度增加，最终形成项板的诱导崩落。     

Modeling mechanical layering effects on stability of underground openings in jointed sedimentary rocks

This paper examines the significance of mechanical layering for “blocky” rock mass deformation around underground openings excavated through sedimentary rocks. The analysis is based on an integration of geologically based discrete fracture models (“geoDFN”), which incorporate “mechanical layering”, with the numerical discrete element method—the discontinuous deformation analysis (DDA). We begin with addressing limitations of classical solutions for mine roof stability in layered and jointed rock masses via the analysis of the free standing, unsupported, 2000-year-old underground quarry known as Zedekiah's cave below the old city of Jerusalem, Israel. We show that both the “clamped beam” model and the “Voussoir beam analogue” fail to predict the observed roof stability. Only application of discrete element modeling, which allows for interactions between multiple blocks in the rock mass, can capture correctly the arching mechanism which takes place in the roof and which properly explains the long-term stability of this underground opening.We continue with examining the effect of joint trace geometries on “blocky” rock mass deformation using the hybrid geoDFN-DDA approach. We show that with increasing joint length and decreasing bridge length vertical deformations in the rock mass are enhanced. We explain this by the greater number of distinct blocks in the rock mass due to the greater joint intersection probability in such geometries. We find that rock bridge length is particularly important when considering the stability of the immediate roof. With increasing rock bridge length the number of blocks in immediate roof decreases and consequently individual block width is increased. Increased block width in immediate roof layers enhances stable arching development, thus improving their load carrying capacity and overall stability of the underground structure.     

基桩下溶洞顶板稳定性评价的强度折减有限元法

定义溶洞顶板稳定性安全系数为顶板岩体实际剪切强度与折减到临界破坏时的剪切强度之比值。综合运用强度折减技术、弹塑性有限元和二分法探讨基桩下溶洞顶板稳定性的评价方法。研究表明,该方法不仅可得到能表征溶洞顶板稳定性且物理意义明确的安全系数,还可获得可能的破坏面及破坏过程,与传统方法相比,具有明显的优越性。实例证明了其可行性与有效性。该方法为基桩下溶洞顶板稳定性分析与评价提供了新的思路与方法, 具有重要的理论意义与工程实用价值。     

岩溶矿区采动裂隙发育及溶洞破坏特征相似模拟

针对岩溶矿区煤层开采采动裂隙发育规律及其对溶洞稳定的影响问题,通过构建岩溶洞区域煤层开采模型,对煤层开采条件下的岩溶洞破坏特征以及岩层移动特征进行了分析,分析结果表明:在强烈的采动影响下,岩溶洞顶板最容易发生破坏,导致采动裂隙发育高度在岩溶洞顶板方向达到最大;在非均匀采动影响下,岩溶洞两侧岩层呈现极不均匀下沉,岩层以岩溶洞为端点发生回转,致使岩溶洞顶板和底板发生破坏。若此时,岩溶洞处于浅埋状态,则其顶板裂隙与地表容易贯通,使得地表土体颗粒流失,而底板裂隙造成岩溶洞内充填物漏失,岩溶洞顶板裂隙和底板裂隙的共同作用为岩溶地表塌陷创造了有利的客观条件。因此,在岩溶地区进行煤层开采时,应防止岩溶洞区域受到非均匀采动的影响。     

砂岩蠕变特性的水物理化学作用效应试验研究

 针对干燥、饱水以及不同离子浓度和酸碱度水溶液循环流动作用至水–岩反应平衡后的砂岩试件,完成一系列单轴压缩蠕变试验。根据试验结果,通过对不同应力水平下干燥砂岩和饱水砂岩的应变–时间关系、瞬时应变、蠕变应变及蠕变速率的比较分析,揭示饱水砂岩蠕变特性的水物理作用效应与机制。在此基础上,分别针对砂岩在酸碱度相同而离子浓度不同以及酸碱度不同而离子浓度相同这两类流动水溶液作用后,其应变–时间关系、瞬时应变、蠕变应变及蠕变速率的差异性开展系统研究,获得砂岩蠕变特性的水溶液离子浓度影响效应和酸碱度影响效应,进而探讨其水物理化学作用机制。研究结果表明,饱水砂岩蠕变性质比干燥砂岩明显;上述不同流动水溶液作用后的砂岩蠕变特性又比干燥、饱水砂岩显著;饱水砂岩蠕变特性主要存在水物理作用效应;而不同流动水溶液作用后砂岩的蠕变特性则兼具水物理作用效应和水化学作用效应;砂岩蠕变的水溶液离子浓度作用效应呈现出离子浓度越高则蠕变特性越显著的特点。研究成果对于岩石流变力学及水–岩相互作用领域的理论与应用研究,具有良好的启示与借鉴意义。     

地下洞室的一种优化设计模型

地下洞室的合理设计基于三点要求：一是洞室形状应满足建筑限界要求；二是应满足结构受力要求；三是从经济观点出发，应使开挖断面积最小。本文提出的一种荷载一结构优化模型能自动地按这三点要求设计地下洞室，从而实现了地下洞室的自动优化设计。     

溶洞顶板安全厚度估算

岩溶区地基顶板安全厚度的合理确定是岩溶区地基处理的基本依据,通过对岩溶洞隙稳定性的影响因素的分析,研究工程类比法和解析法的适用条件,并采用多种方法综合评价昆明新机场航站区众多溶洞的顶板安全厚度,得出溶洞顶板稳定性与跨度、厚度间的经验关系,为该工程岩溶地基处理提供参考。     

Stability of shallow karstic caverns in blocky rock masses

The limiting relationship is explored between underground opening span and required cover height for stability in blocky rock masses characterized by a network of horizontal bedding planes and vertical joints. Understanding this relationship is crucial for the design of mining excavations in karstic terrain as typically encountered in carbonate rock masses. We perform numerical analysis of multiple roof spans vs. cover height geometries using the DDA method to obtain the boundary curve between stable and unstable opening geometries. Our results indicate that for cavern spans of up to 18 m a low cover height vs. opening span ratio of h/B=0.33 is sufficient for stability. For spans greater than 18 m the demand for cover height rapidly increases and it appears to stabilize at h/B=1.0 for B=26 m and above.To validate our numerical analysis results, a unique case study is analyzed wherein a 40 m span karstic cavern, the Ayalon cave, has been preserved below an active open pit mine in central Israel with cover height of only 30 m, thus rendering the cave marginally stable according to our model prediction. Indeed there is ample evidence of partial collapse of the roof in the cave. The predictive capability of our model is further confirmed using two additional case studies in blocky rock masses, each of which possesses very different mechanical parameters such as intact rock strength, density, and deformability, suggesting that our model predictions remain valid as long the rock mass maintains a “blocky” structural configuration.