石膏矿矿柱-护顶层支撑体系的流变力学模型分析

采用房柱法开采石膏矿体,将石膏矿柱简化为满足西原模型的黏弹塑性体流变模型,采空区上部留设的护顶层简化为弹性矩形薄板,建立了石膏矿矿柱-护顶层支撑体系的流变力学体模型。在此模型的基础上推导了矿柱支撑下采空区护顶层受流变作用的挠度微分方程,并根据其在不同阶段的边界条件采用伽辽金方法对该微分方程进行了求解。研究结果表明:当作用在矿柱上的应力σ大于极限摩阻力σ_s时,石膏矿柱的塑性流变大变形将随时间逐渐增大,极易导致石膏矿柱-护顶层支撑体系破裂直至坍塌;所建立的考虑矿柱流变特性的石膏矿采空区矿柱-护顶层支撑体系力学模型,可以对支撑体系的稳定时间进行预测。     

石膏矿岩水致老化效应试验

为研究石膏岩的水致老化效应,在室内模拟石膏矿采空区的水环境条件,包括不同空气湿度环境和饱和地下水环境。将石膏岩岩样置于其中,定期取出测定其力学性质指标,得到石膏岩老化的宏观力学表现,并结合核磁共振技术测定试验过程中石膏岩岩样内部的孔隙结构变化,分析石膏岩的水致老化机制。研究结果表明,水对石膏岩的老化效应具有显著的影响。老化程度随时间递增,石膏岩的单轴抗压强度、巴西抗拉强度和弹性模量与置于水环境中的时间基本呈负指数关系,泊松比则无明显变化规律;石膏岩老化程度和老化速率与水的状态密切相关。相对湿度越高,石膏岩的老化越显著,老化速率也更快,尤其是被液态水浸泡时,石膏岩的老化最显著,老化速率最快。水对石膏岩的老化过程是水的物理作用与化学作用的耦合,而化学作用是水致石膏岩老化的根本原因。石膏岩与水接触时,石膏的溶解、重结晶作用的不断进行改变着石膏岩的矿物组成结构,使其结构由紧密变得松散,孔隙率增大,力学性质不断弱化。该试验研究结果可为石膏矿开采的设计及采后空区的长期稳定性评估提供参考。     

天然与饱水状态下石膏岩蠕变试验研究

石膏岩的饱水软化蠕变特性是影响石膏矿采空区安全评价的重要因素。以荆门石膏矿岩为研究对象,开展天然与饱水状态下的单试样逐级增量加载试验,分析了饱水软化作用下石膏岩的蠕变特性,选取西原模型描述石膏岩的本构关系。分析结果可得,饱水试样总蠕变量大于天然试样;饱水试样蠕变破坏强度(11 MPa)是天然试样蠕变破坏强度(21.5 MPa)的0.54倍,长期强度(10 MPa)是天然试样长期强度(19.5 MPa)的0.49倍。利用西原模型对蠕变曲线进行拟合并分析拟合参数可知,饱水试样参数E_1是天然试样的0.1~0.5倍,η_1是天然试样的0.2~0.7倍,E_2是天然试样的2~10倍。以上结论均表明饱水试样的蠕变特性更加明显。分析讨论饱水软化作用对石膏岩蠕变特性影响机制可知,荆门石膏岩软化作用主要由物理软化作用及化学软化作用耦合而成,物理软化作用主要为静水作用下的孔压效应,化学软化作用主要为石膏岩的重结晶作用。试验分析结果可为石膏矿采空区安全评价提供依据,具有重要的工程实际意义。     

荆门石膏矿岩遇水软化力学特性试验研究

针对荆门市荆花石膏矿中留作矿柱的新鲜石膏岩进行天然和饱水两种状态下的单轴和三轴压缩试验,结合微观扫描电镜试验,研究石膏岩的强度和变形软化特性及机制。结果表明:石膏岩遇水会发生显著的强度和变形软化。随溶液中SO_4~(2-)、Ca~(2+)浓度不同,强度软化系数在0.6~0.72之间,弹性模量软化系数在0.66~0.75之间,凝聚力c显著下降而内摩擦角φ基本保持不变。石膏岩具有良好的延性,天然状态下峰后应变软化转为理想塑性变形的临界围压在2.5~5.0 MPa之间,经饱水软化后临界转换围压低于2.5 MPa。石膏岩遇水软化机制与其主要矿物成分二水硫酸钙的微溶性质密切相关。在蒸馏水中,石膏岩主要因溶解造成矿物流失,弱化内部结构而软化;在硫酸钙饱和溶液中,石膏矿物溶解-重结晶的动态平衡改变了岩石内部结构,使其疏松化,造成其力学性质发生软化。试验结果加深了对石膏岩遇水软化力学特性的认识,对石膏矿采空区稳定性分析具有重要意义。     

地热系统作用下红层软岩力学性能试验研究

地热能源是目前绿色建筑的发展趋势,但红层软岩分布地区出现的系列建筑地基病害问题与地源热系统关系尚不清楚。依托成都某建筑群事故调查项目,研究了有无地热系统作用下泥岩、石膏岩的工程特性,并基于室内试验模拟,研究了不同加热方式、不同温度及不同浸水时间等因素下岩石宏观力学特性和微观结构特征。结果表明：（1）同一场地有无地热系统对岩石力学性质影响甚微,但有地热系统时岩体中裂隙发育数量明显增多,累积张开度明显增大;（2）随着浸泡时间增加,泥岩最大含水率可达30%以上,石膏岩含水率超不过15%,泥岩浸水软化效应较石膏岩显著,二者力学指标随含水率增加呈负指数型下降,石膏岩因晶粒大小不同,离散性大;（3）天然状态下石膏岩呈脆性破坏,泥岩呈延性破坏,石膏岩水岩界面溶蚀作用效应显著,随着石膏岩由表及里溶蚀加剧,温度变化效应对岩体内生裂隙萌发起一定促进作用;（4）在20～50 ℃温度变化范围内,石膏岩抗压强度随温度呈抛物线变化,而泥岩单调升高;（5）地热管与岩体间填筑不密实容易形成渗水通道,改变水动力条件,动水作用下使石膏岩裂隙及软弱夹层溶蚀加剧,形成更大空洞,从而诱发沉降。     

高温作用后花岗岩三轴压缩试验研究

为综合考察温度、围压对花岗岩力学性质及破坏方式的影响,在高温（25℃～1 000 ℃）作用后,利用MTS815.02电液伺服材料试验系统对花岗岩岩样进行不同围压作用下的三轴压缩试验。研究结果表明,（1）围压一定时,经历不同高温作用后花岗岩三轴压缩全应力-应变曲线经历了压密、弹性、屈服、破坏、塑性流动5个阶段;（2）经历不同高温作用后岩样三轴抗压强度与围压呈非线性二次多项式增长关系,围压为40 MPa时的抗压强度比单轴抗压强度提高了382.30%;常规三轴压缩条件下,400 ℃是花岗岩力学参数的阀值温度;（3）经历高温作用后,岩样弹性模量随围压升高呈增大趋势,围压为40 MPa时的弹性模量比单轴时提高了90.26%;随温度升高呈二次非线性减小,1 000 ℃时的弹性模量比25℃时降低了57.16%;（4）花岗岩的失稳型式同时取决于围压和温度。单轴压缩状态下,随着温度的升高,岩样变形破坏型式由脆性破裂向塑性变形过渡,失稳型式在低温时为突发失稳、中高温为准突发失稳,温度高于800 ℃为渐进破坏;三轴压缩状态下,随着围压的增大,岩样破裂型式由脆性张拉破裂逐渐向剪切破裂过渡,岩样的失稳型式以突发失稳为主。在试验温压范围内,影响花岗岩力学性质的首要因素是温度,其次是围压。     

山区急倾斜煤层开采上覆岩层弯曲挠度预计

为了研究山区急倾斜煤层开采上覆岩层的弯曲变形规律,建立了上覆岩层弯曲变形的力学模型,运用弹性力学中的薄板弯曲理论,推导了上覆岩层弯曲挠度的预计公式,利用此公式对上覆岩层的弯曲挠度进行了计算。研究结果表明:(1)由于山区急倾斜煤层覆岩的线性荷载的作用,岩板的弯曲挠度曲线不再具有对称性,岩板弯曲挠度的最大值偏向于岩板倾斜的下山方向;(2)岩板弯曲挠度随着采深的增大而增大,岩板弯曲挠度最大值出现的位置逐渐由下山方向向采空区中点移动,但是最大挠度出现的位置不会越过采空区中点而位于倾斜岩板的上山方向;(3)岩板弯曲挠度随着山地倾角的增大而增大,岩板挠度最大值出现的位置距离采空区中点越来越远;(4)岩板弯曲挠度随着煤层倾角的增大而减小,岩板弯曲挠度最大值出现的位置距离采空区中点越来越远。     

加载速率影响下类硬岩声发射及破裂响应特征

为明确硬岩破坏失稳过程中的声学及破裂响应特征与加载速率相关性,对不同加载速率下类硬岩岩样进行单轴压缩试验及声发射测试,分析类硬岩力学参数特性、声发射现象及破裂响应特征,并基于声发射特征获得类硬岩破坏前兆预警信息。结果表明:类硬岩的峰值强度、弹性模量和峰值应变具加速率效应;随着加载速率增大,力学参数总体呈指数函数增长,相对低加载速率下(0.10~0.15 kN/s)的增长速率较快而在相对高加载速率下(0.20~0.25 kN/s)的增长速率略有减缓;声发射参数演化呈阶段性增长趋势,最大增幅与加载速率呈正相关;随着加载速率增大,AE幅度和幅度密度逐渐增大,AE振铃计数由低值低频向高值高频转变,AE能量由孤震型向群震型转变;加载速率对破裂模式及破碎形态具有明显影响,随着加载速率增大岩样由剪切破坏逐渐向拉伸剪切复合破坏、拉伸破坏演变,破裂程度增大并逐渐表现出岩爆倾向;声发射b值随加载时间增大经历了先上升、后波动、最后下降的演化阶段,呈逐渐减小趋势;类硬岩的临界破坏前兆点(b值)为0.68,声发射前兆信息的预警时序由大到小为累计振铃计数、累计能量、b值,具有良好的时效性和可靠性。研究成果对揭示硬质围岩体力学特征和破坏前兆信息预警提供一定参考。      

开挖与支护应力路径下硬岩破坏过程的真三轴与声发射试验研究

针对硬岩的脆性破坏问题,利用真三轴和声发射（AE）试验系统研究了灰岩试样在不同应力路径和应力水平下的力学特征与变形破坏机理、AE活动特征及能量释放规律。试验研究表明：（1）开挖卸荷应力路径下,试样强度受卸荷作用影响较大,且随中间主应力呈区间性变化,试样以脆性劈裂破坏为主;（2）开挖卸荷+支护的应力路径下,支护力显著改善了岩石的力学性质,破坏形式以张剪性破坏为主;（3）试样AE活动过程可以分为三个活跃期（裂隙压密阶段、卸荷阶段和失稳-破坏阶段）和两个相对平静期（弹性变形阶段和微破裂稳定发展阶段）,AE信号表征参数“absolute energy”作为能量度量指标能够较好地定量描述和研究硬岩的脆性破坏过程。试验结果和许多工程开挖和支护过程中岩体的力学行为和支护作用类似,可为工程现场开挖支护设计提供试验依据和有益指导。     

饱和-失水循环作用下蚀变岩劣化规律研究

为了研究水岩作用对蚀变岩劣化破坏的损伤机理,选取某边坡蚀变岩样为试验对象,对不同饱和-失水次数的蚀变岩进行了岩石力学试验。建立了数学关系式来表达水岩作用对蚀变岩力学性质的劣化规律,借助损伤率的概念分析了循环次数对蚀变岩力学性质的损伤作用。试验结果表明:在水岩作用下蚀变岩的力学性质产生了明显的劣化现象,随着循环次数的增多劣化效果越明显;当岩石的蚀变风化程度相同时,抗拉强度劣化程度最大,弹性模量次之,单轴抗压强度最小;在不同饱和-失水循环次数下,蚀变岩抗拉强度、弹性模量随次数的增加迅速减小,单轴抗压强度出现持续减小的现象;蚀变、风化程度越高的岩石对水岩作用表现出越强的敏感性,随着饱和-失水循环次数的增加,蚀变岩的劣化现象趋于稳定,抗拉强度的损伤率最大达到63%,弹性模量60%,单轴抗压强度48%。     

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。     

Deformation of natural gypsum rock: Mechanisms and questions

The deformation mechanisms of a natural gypsum rock were investigated in instantaneous and long-term laboratory tests. The mechanical behaviour of this rock is strongly influenced by the relative humidity, but this influence seems to be more important on the long-term behaviour. Apart from classical plastic mechanisms, we identify a damage-like mechanism assisted by the variation in relative humidity. Even though this mechanism contributes to the increase of creep strain rate, laboratory evidence shows that it is unrelated to oriented cracking, as usually is the case with stress-induced damage. This mechanism is thought to be due to the migration of water molecules from their sites in the crystalline structure of gypsum (CaSO₄·2H₂O) while under stress. By entering the capillary space, these molecules contribute to the formation of adsorbed water layers and the increased thickness of these layers, thus reducing the interaction between neighbouring faces of gypsum crystals. So, more than effective stress, a complex mechanism reducing the creep activation energy, assisted by relative humidity and stress, is considered as the principal mechanism controlling the long-term behaviour of natural gypsum rock. Such a mechanism would also explain the traces of dissolution observed in pillars of underground gypsum quarries, where, because of the absence of water table, a dissolution-precipitation creep seems improbable.     

矿山采动卸荷岩体力学参数劣化规律研究

矿山开采对采动影响区域内的围岩形成扰动,弱化岩体力学性质,其参数劣化规律是数值模拟与分析计算的主要问题之一。以铜坑矿92#矿体连续采矿顶板诱导崩落试验采场为对象,运用卸荷岩体力学理论,确立了开挖卸荷岩体力学参数计算模拟的计算流程。结合有限元数值模拟方法,建立了岩体卸荷等效模型,进行了6步连续卸荷的计算,得到了地下连续采矿顶板卸荷岩体力学参数的变化规律,并运用多项式实现了卸荷岩体力学参数与卸荷量变化值的函数拟合,获得了采动卸荷岩体力学参数的劣化规律。结果显示,卸荷第6步时,计算不收敛,表明此时顶板已经完全破坏而发生崩落;在卸荷过程中,岩体力学参数均呈逐渐弱化的趋势,其中内摩擦角、凝聚力和弹性模量随开挖卸荷的推进呈逐渐减小的趋势,最终的参数分别相当于初始值的55%、50%和50%,但泊松比呈逐渐增大的趋势,最终值相当于初始值的1.15倍。其结果说明了采动卸荷导致了岩体质量的劣化,卸荷岩体力学参数与卸荷量的函数为采动卸荷力学响应的动态分析提供了理论基础。     

基于统一强度理论分析不连续面对岩体强度的影响

基于统一强度理论,对含有结构面的岩体,在平面形式下引入材料统一强度参数ct,φt,推导了含单个节理裂隙岩体材料的统一强度公式,即考虑中间主应力的岩体破坏强度公式,并分析了其有效范围。运用硅藻质软岩和石膏的三轴试验结果,验证了所建立的公式的正确性,并分析了具有不连续面岩体的强度随中间主剪应力作用系数b的变化。结果表明,岩体强度随b值的增大而增大。根据岩土材料统一强度参数的确定方法,计算并分析了b值对强度参数的影响,从而说明强度参数随着b值的变化而变化。     

煤矿酸性“老窑水”低Ca/Mg成因机制

山西省阳泉市山底河煤矿“老窑水”循环系统多年水质监测数据计算结果显示,煤矿酸性“老窑水”的Ca/Mg值普遍偏低,且存在Ca/Mg值随酸化程度的增强（SO₄2?含量增加或pH减小）而减小的规律。针对这一问题,结合研究区的地球化学物源条件,通过室内试验以及野外监测水样的石膏、方解石、白云石矿物饱和指数与pH变化关系,分析煤矿酸性“老窑水”低Ca/Mg值的成因机制。研究表明:区内石炭系－二叠系的煤系地层中碳酸盐岩夹层、分散状态分布的菱镁矿、黄铁矿是“老窑水”中Ca2+、Mg2+、SO₄2?的物质来源;在黄铁矿氧化水解形成的以硫酸根为主导的酸性溶液中（pH为2.0~4.5）,代表硫酸对石膏、方解石、白云石可溶解性的饱和指数排序为石膏>方解石>白云石,受石膏在高浓度硫酸活性降低并发生沉淀、方解石溶解受Ca2+同离子效应抑制和饱和状态的平衡调节的综合影响,使Ca2+相对含量减少,由于MgSO₄溶度积大于CaSO₄,故Mg2+含量未受上述约束（或较低）,脱白云岩化反应可因Ca2+含量随石膏沉淀而继续进行,加之区内有菱镁矿的溶解,使得Mg2+相对含量增加,最终出现了镁矿酸性“老窑水” Ca/Mg值低的结果。Ca/Mg值可作为煤矿酸性“老窑水”的污染特征指标,应用于环境影响评价。      

南京石膏矿特大突水灾害机理研究

发生于2006年9月11日的南京石膏矿特大突水灾害不仅改变了矿区及外围的地下水流场, 并引发了矿区地面沉降变形, 对地表附属物产生了一定的破坏作用, 造成了包括矿山关闭在内的巨大财产损失。南京石膏矿涉及典型的深部矿山地质工程问题, 影响地下开采稳定、矿山灾害和环境问题的主要因素是矿体及围岩的岩性结构及岩体结构构造, 特别是断裂构造及其影响带裂隙发育情况、富水性、导水率。围岩的岩溶强烈富水带的存在是矿坑突水的直接水源; 矿体的软岩特性、矿山开采扰动使采场周围的应力场重新分布、开采对断裂构造及裂隙带等结构体的活化作用都加剧了突水灾害的发生。     

Study on the Development Laws of Bed-Separation Under the Hard-Thick Magmatic Rock and its Fracture Disaster-Causing Mechanism

Based on the analysis of dynamic phenomena under the condition of high-located hard-thick (HLHT) stratum of one coal mine, along with the similar material simulation and theoretical analysis, the characteristics of bed separation development and cracks distribution under the HLHT stratum are studied. This paper proposes a discriminating method for overlying strata Three Zones considering the influence of HLHT stratum. The development laws of cracks and disaster-causing mechanism of hard-thick magmatic rock in different strata are respectively analyzed. The studies show that in line with the working face advancing direction, the height of bed separation under the magmatic rock increases in the trend of “Increase–Stability–Decrease”, and the width of bed separation increases linearly. The width of bed separation reaches the maximum before the first breaking of magmatic rock, the bed separation completely closes after the breaking. There are no obvious bed separations during the period migration of magmatic rock. Along the direction of the height of roof, the development of bed separation is characterized by bottom-up jump based on the key strata. The analyzed results of “Three zone” height obtained by the discriminate method of overlying strata Three Zones which is based on the key strata theory and the S–R instability theory are in line with the actual facts. When the hard-thick magmatic rock is in the fractured zone, large amounts of gas and water are easy to accumulate in the bed separation space and “O” ring space around the gob. The first breaking of magmatic rock may induce bed separation gas outburst and water inrush. When the hard-thick magmatic rock is in the sagging zone, the long-term stability of magmatic rock will not cause serious disasters. But with the adjacent working face mining, bed separation gas and water often become a safety hazard.     

Investigation of Instability and Blasting Caving Technology of Composite Support Structure in the Goaf of Gypsum Mine

According to the structure form of room and pillar goaf in gypsum mine, the mechanical model of pillar roof composite supporting structure was established in this research. Based on the cusp catastrophe theory and energy dissipation theory, the energy dissipation relationship of the support structure was analyzed, and a new instability criterion of the support system was derived by introducing the control parameters α and β. On this basis, the study of blasting caving was carried out. The influence of row spacing and hole depth on blasting caving was analyzed using ANSYS/LS DYNA software. The blasting influence range, stress wave attenuation and vibration velocity attenuation indices are obtained, and the blasting parameters such as the optimal distance and depth of blast holes between pillars and roof were optimized. Based on the results of theoretical analysis and numerical, combined with the engineering geological conditions of Dahan gypsum mine, the practical study of blasting caving was carried out. The caving scheme and caving sequence was determined, then the blasting caving effect was analyzed. The caving effect was found to be good, and the applicability of the theoretical model is verified.