煤柱尺寸对巷道围岩变形和破坏状况研究摘要：该文对矿区煤柱及围岩现场应力测试，分析了不同地质情况下不同的煤柱尺寸内应力受采动影响的变化趋势，提出如何进行煤柱尺寸的优化设计，从而保证在具体的地质情况及支护方式下煤柱的尺寸满足巷道的正常使用要求。 关键词：煤柱围岩应力；尺寸优化；巷道支护 abstract: in this paper the coal pillar mining area and surrounding rock stress test, analyze the different geological conditions of different internal stress pillar size by mining the change trend of influence, and puts forward how to carry on the pillar size optimization design, so as to ensure the geological conditions in specific ways and the support of the size of the coal pillar meet the normal use of the requirements. keywords: pillar surrounding rock stress; size optimization; of support 中图分类号： p614 文献标识码：a 文章编号： 0 前言 采准巷道[1]大多布置在煤层中，煤柱尺寸不仅对巷道围岩的稳定性有很大影响，而且影响煤炭资源回收率。煤柱尺寸偏小，不能承受采动时矿山压力的影响，容易发生危险事故；煤柱尺寸偏大时，
高速公路采空区地面变形计算及处理措施 摘要：本文主要针对高速公路采空区地面变形问题进行分析，提出了高速公路采空区地面变形的计算方法，以期能够为高速公路采空区的地面变形计算问题提供参考，提升高速公路建设的效果，同时对高速公路采空区地面变形计算的处理措施进行了深入研究。 关键词：高速公路；采空区；地面变形；计算 一、前言 随着我国高速公路数目的增多，高速公路采空区的地面变形计算也显得更加重要，只有做好了采空区的地面变形计算，才能够提升采空区的施工水平和建设质量。 二、采空区介绍 采空区，主要分为小型采空区以及大面积采空。在这我们主要讨论的是小型也就是浅层采空。 小型采空区也称为人为坑洞，是人们为了各种目的在地下挖掘后遗留下来的洞穴，它一般是手工，采空范围较窄，开采深度较浅，无规则，少支撑。小型采空区又分为掏煤洞、掏砂洞、掏金洞、坎儿井，在贵州西部的高速公路勘察设计中，主要以掏煤洞这种小型的采空是最为常见的，这类小采空区它们一般主要有以下一些特点：分布于埋藏浅且易于开采的含煤地层中，主要形状以平洞及斜井为主，煤洞长，多有岔洞，洞门处有简单支护，洞口多有弃渣堆砌的痕迹，且遇见地下水后就停止挖掘，由于采空设备有限，采空范围狭窄，多呈巷道式，不会产生移动盆地，但因为开采深度较浅，又任其坍落，底边变化较剧烈，主要的一些变形类型有地表塌陷和开裂等，地表裂缝的分布常常与开采工作面方向平行，且随开采面的推进而不断向前发展，除极浅的采空区外，裂缝一般上宽下窄，且无显著位移。 三、采空区地表移动监测网的设计 1、公路的采动响应性能分析 由于开采沉陷，采空区地表将产生2种移动和3种变形：垂直下沉、水平移动、倾斜、曲率与水平变形。采动移动与变形将导致道路工程在通过采空塌陷区时可能会发生路基路面病害、桥梁或隧道病害等，如路基的过量沉陷或差异沉陷导致的开裂、路基坡度的变化，水平移动与变形导致的路基压缩或拉伸引起坡度、竖曲线现状改变和沿路线方向的改变，地表倾斜和水平变形对路基稳定性的影响等。 根据铁路下采煤研究结果，路线发生突然的、局部的沉陷，危害较大，而大
深部围岩变形破坏时效性分析 1.引言 围岩应力场和位移场的分布规律是地下工程设计中必须解决的主要问题。地下洞室的失稳破坏，往往是从洞室周边开始、由于围岩应力超载或围岩位移过量所致，而岩石的流变性使得围岩的变形具有很强的时效性。一方面由于岩石和岩体本身的结构和组成反映出明显的流变性质，另一方面也由于岩体的受力条件(包括长期受力和三轴应力状态)使流变性质更为突出，因此，在矿山和地下工程中表现的力学现象，包括地压、变形、破坏等等几乎都与时间有关。巷道或隧道开挖后，在地应力的作用下，围岩往往会向巷道或隧道内慢慢地移动收敛，具体表现是:侧墙逐渐向内移动，底板慢慢隆起，顶拱则进一步开裂。各种长期监测资料表明，自洞室开挖至数月或数年内，围岩的变形和应力分布均随时间发生变化。现在己经认识到岩体流变的普遍性，并用塑性流动和粘性流动来解释地下工程的时间效应问题。岩石的流变变形也是导致岩体地下工程中支护结构产生变形和破坏的主要原因，作用于地下结构衬砌上的载荷会随时间而增长，大型边坡和地下洞室的变形会逐渐加大，甚至会引起灾难性的后果。 因此，对地下洞室变形时效性的研究，也是我们在地下工程中合理选择支护类型及支护结构的前提，对于研究开挖后的工程岩体的动态特征以及岩体工程的设计，均具有十分重要的意义。 2.岩体时效(Rock Timeliness)的影响因素 岩体流变性质和时效特征是岩石材料的固有力学属性，也是用以解释和分析地质构造运动现象和进行岩体工程长期稳定性预测的重要依据。根据大地构造测试结果，地壳目前的平均蠕变速率为106l/s。不少大断层至今仍有持续移动的迹象。在边坡、隧洞、基坑、矿井、铁路路基等岩体工程中，岩体流变现象很常见。近年来，由于能源开发的扩大和环境保护要求的提高，所进行的天然气、液化气、油料以及核废料地下储藏课题研究，将岩石材料在不同荷载水平和不同温度条件下的长期变形与稳定问题提到了十分紧迫和重要的地位。一般认为，岩体工程中的时间效应主要是由以下几个方面的因素所引起的： (l)、岩石材料本身所具有的粘性性质，如蠕变、松弛、滞后以及弹性后效等。一般的软岩，如盐岩、泥岩、粘土岩等，其粘滞系数都达到106-109MPa.S。硬岩的流变性态相对较弱，如测得的花岗岩的粘滞系数为1013MPa .S。然而，由于受到成岩过程中的地质构造运动影响，岩石材料中存在各种裂隙、节理、层理等构造面，这一结构特点导致脆性岩体亦呈现较强的
当开采完成形成采空区后，在上覆压力和地下水等因素的作用下，该煤柱和开采区两侧的煤层软化，失去强度，导致上覆岩体塌陷、冒落，形成滑坡。 地下采空区对采矿工程的危害是显著和累积叠加的，主要体现在二个方面：一是采空区矿柱变形、破坏、顶板大面积冒落、岩移，造成地表沉陷、开裂和塌陷，破坏地面环境和影响露天作业，更为严重的是采空区突然垮塌的高速气浪和冲击波造成的人员伤亡和设备破坏；另一方面在矿山开采过程中，采空区围岩受爆破震动影响导致岩体裂隙发育，甚至贯通地表或连通老窿积水，发生突水事故，淹没坑道和工作面，造成巨大经济损失。 矿体开采后，采场的原始应力状态被破坏，从而致使应力重新分布，时常导致矿柱失稳破坏。这种矿体开采后，当矿杜承受的应力超过自身强度时，发生的不连续的发散突变，即矿柱失稳破坏的现象。 其灾害的主要表现形式有:片帮、冒顶、突水、地震、岩爆、冲击地压、地面塌陷、地面沉降、地裂缝以及由其导致的滑坡、泥石流、地表植被破坏等多种形式。 在采空区与巷道坍塌方面，主要采用的防治技术有充填、加固、封闭和崩塌四种。在地下突水防治方面，目前主要采用注浆堵水和探放水技术。 我国地下开采矿山目前的实际情况是采空区灾害发生频繁，因事故死亡人数和国外同类相比相对较高，安全生产形势相当严峻，危及到人民群众的生命安全，对生态环境造成了严重破坏，给国家造成了巨大的经济损失，制约了我国矿山企业的可持续发展。 长期以来，国内外许多专家学者针对采空区围岩的稳定性作了大量的理论研究工作，提出了许多控制采空区灾害的实用技术。 采空区处理 对于矿山地下开采遗留的采空区，处理方法通常有封闭、崩落、加固和充填四大类。加固法处理采空区主要在采空区土方修建公路、隧道等工程时应用较多。由于成本较高，技术难度大，所以目前在矿山的开采阶段应用较少。在具体的采空区处理过程中，由于各个矿山存在的采空区数量、其所处位置、形态特征不一样，必须针对各采空区的特点和条件，分别采取相应的处理方法。有时采用两类
浅谈跨采巷道围岩变形破坏与控制 张玉涛 （淮北矿业集团公司临涣煤矿，安徽淮北235136） 摘 要 该文主要介绍了跨采巷道围岩的变形机理及变形特点，并概述了跨采巷道围岩稳定控制的关键。关键词 跨采巷道 围岩变形 控制 中图分类号TD325 文献标识码 A doi ：10．3969/j．issn．1005－2801．2012．06．106 Brief Talk on Deformation And Control Of Surrounding Rocks Of Roadway Affected By Overhead Mining Zhang Yu －tao （Linhuan Coal Mine ，Huaibei Mining Industy Group ，Huaibei 235136，China ） Abstract The paper presented the deformation mechanism and features of surrounding rocks of roadway affected by overhead mining ，and briefly summa-rized the key of control measures of roadway affected by overhead mining． Key words roadway affected by overhead mining deformation of surrounding rocks control *收稿日期：2012－05－08 作者简介：张玉涛（1982－），男，安徽阜阳人，2011年本科毕业于安徽理工大学采矿工程专业，助理工程师，现任淮北矿业集团临涣煤矿综采三区主管技术员。 我国现阶段煤层底板巷道主要采用跨采的方式，跨采形式分为横跨和纵跨两种方式，跨采巷道受采动影响的程度主要取决于巷道位置、围岩性质及巷顶与煤层底板的垂直间距。在开采过程中，只有了解跨采巷道的变形破坏机理，合理布置巷道，因地制宜的采取有效的加固维护措施，才能够减少巷道变形量，满足矿井通风、运输和行人的要求。1跨采巷道变形破坏机理1．1 底板垂直应力传递规律 在工作面的推进过程中，随着上覆岩层自上而下的冒落、破断与沉降，工作面前方煤壁会形成超前支承压力，在采空区则会出现应力降低现象即卸压，在底板岩层中，也会相应的出现垂直应力的集中区和卸压区，它与支承应力的分布大体是相一致的。 煤壁下方应力集中等值线呈现出斜向煤壁前方的泡形传递状态，采空区下方则是斜向煤壁后方的泡形。当巷道位于采空区下方时，巷道处于卸压状态，主要受水平应力作用；当跨采巷道位于煤柱下方时，巷道位于应力集中区，垂直应力占主导地位。随着底板岩层深度的增加，应力集中系数和卸压程度减小，应力分布逐步缓和。1．2 跨采巷道变形破坏机理 在工作面的跨采过程中，跨采巷道的围岩应力平 衡状态被扰动，进而在跨采巷道某些部位产生了新的应力集中，底板巷道围岩处于二向围压状态，本身经受不住大的变形能量，因此，跨采巷道周边围岩的应力状态将再次调整，塑性区的范围进一步扩大，并产生更大的压力和流动，最终导致跨采巷道围岩的最外层破裂区范围不断扩大，产生更大的碎胀变形。 跨采巷道变形失稳主要是由剪胀变形作用导致的，破裂区范围内的围岩自身稳定性差，围岩和支护体系的相互作用决定了跨采巷道能否长期保持稳定以及受跨采影响的程度和范围。2跨采巷道围岩变形特点2．1 跨采方式不同 工作面开采时，横跨巷道存在围岩变形的相对稳定区，与横跨巷道相比，纵跨巷道围岩变形破坏严重，无相对稳定区，巷道的变形主要是顶底板的移近造成的，且变形量呈持续上升趋势。2．2 巷道位置不同 跨采巷道围岩变形与巷道所处位置密切相关。当巷道位于采空区下方时，巷道总体变形量较大，变形特征以两帮内移为主；当跨采巷道位于停采线下方时，巷道煤柱侧帮部及底板变形较大；当跨采巷道位于煤柱下方时，巷道变形强烈，变形特征呈全断面收缩，底鼓严重。随着与工作面垂距的加大，巷道的变形破坏程度减小。3跨采巷道的围岩稳定控制3．1 跨采巷道的位置优化 由于底板应力传播特性以及矿压显现的区域性， 4 7 12012年第6期
某滑坡的变形和破坏机理分析研究 介绍了某滑坡的特征，分析了滑坡区区域工程地质和水文地质特征，对该滑坡体的变形和破坏机理进行了研究和分析。分析表明：人为活动和地形地貌是滑坡发生变形破坏的主要因素，降雨诱发、岩层产状等因素是造成滑坡发生滑动和进一步破坏的诱发因素。 标签：滑坡变形破坏诱发因素 1概述 塔山滑坡位于广东省开平市长沙区平岗村塔山开元塔底。由于建设工程的需要，在塔山的东南侧进行采石，采用放炮等土石法，致使塔山南侧岩石大量开采形成陡崖，并使周边岩土体产生裂缝，之后由于人为因素和自然因素的影响，塔山南侧裂缝逐渐扩大，至90年代，开始形成滑坡。1999～2001年，在修建塔山公园公路时对山体坡脚进行开挖，在公路北侧形成高约10～17m，坡度约35～45°的高陡边坡，滑坡距公路最近的平岗村居民区约22m，山坡坡脚距公路最近仅2m左右。2004年和2005年雨季，由于连降暴雨，滑坡有活动下滑的趋势，滑坡体前缘公路路面隆起，最高处隆起约40cm，隆起部分面积约有20～30m2，公路北侧排水沟产生变形歪斜，部分已经破坏，水沟上方在雨水后有地下水浸出，形成间歇性下降泉，平岗村内部分房屋墙面产生裂痕，进出塔山公园的公路曾数次被塔山山坡上崩塌的土体破坏。 2滑坡变形形态特征 X 根据实地踏勘，除滑坡体后壁出现较大裂缝外，滑坡周界及滑坡体底部也有约13处裂缝，现将裂缝走向一致的裂缝分为一组，共五组裂缝（表1）。 3滑坡体的工程地质与水文地质特征 塔山滑坡滑坡体主要由第四系坡积土层、风化残积土层、侏罗系中上统百足山群、全风化、强风化、少量中风化基岩组成（见图1）。滑坡体中上部为残积土层，主要由粉土、粉质粘性土组成，呈可塑状或松散状，含较多的碎石和砂、砾石，透水性较好；风化残积土层主要由粉质粘性土，含少量碎石和砂砾石组成，局部夹有全风化、强风化岩，其透水性较差；基岩主要为全风化、强风化泥质粉砂岩，含少量强、中风化岩块，其透水性较好；滑床基本处在中—微风化泥质粉砂岩、粉砂质泥岩中，岩石呈中厚层状，岩质坚硬，局部裂隙发育，透水性好。 滑坡区地下水主要为第四系冲积土层、残坡积土层中的孔隙水和基岩裂隙水，地下水补给来源主要为大气降水的渗入补给和相邻含水层之间的侧向补给。
深度解析：采空区地面塌陷勘察与设计！ 本文从采空区塌陷勘察、采空区塌陷治理设计两方面展开： 一采空区塌陷勘察 主要依据：高速公路采空区（空洞）勘察设计与施工治理手册； 岩土工程勘察规； 铁路工程不良地质勘察规程； 一）采空区分类： 1、按采煤方法与顶板管理方法分类： （1）长壁陷落法采空区：由长壁大冒顶采煤法形成的采空区 （2）短壁陷落法采空区：由短壁自由冒顶采煤法形成的采空区（3）巷柱或房柱式采空区：由巷柱或房柱式采煤法形成的采空区 （4）条带法或填充法采空区：由条带或填充采煤法形成的采空区 2、按采煤深厚比可分为以下几类： （1）浅层采煤区：开采深、厚比小于40的采空区； （2）中深层采空区：开采深、厚比大于40，但小于200的采空区； （3）深层采空区：开采深、厚比等于或大于200的采空区。 3、按煤矿采空区形成和停采的时间分类： 可以分为新采空区和老采空区两种。 新采空区是指现采空的采空区，其地表移动、变形尚未发生或正
在发生过程中，或位于正在采煤的采区、采煤工作面近旁的采空区已放顶，地表移动、变形和移动盆地正在发生、发展中。 老采空区是指已停采闭矿的矿区或已停采的采空区，其地表移动、变形和移动盆地等已形成并趋于稳定的采空区。 采空区地面变形灾害包括地面塌陷、地面沉降、地面开裂（地裂缝）等。勘察围应大于地面变形围。 1998年5月发生的临澧县衫板乡石膏矿塌陷，直径达47米。 (一) 主要任务 查明老采空区上覆岩层的稳定性,预测现采空区和未来采空区的地表移动和变形特征，对工程场地的适宜性进行评价。在此基础上，提出预防、整治的对策和方案。 可行性研究勘察阶段 1、该阶段应以收集资料、工程地质调查、采矿情况调查为主，辅之以大比例尺航卫片解译，必要时可布置少量勘探工作。其工作容
金属矿山采空区安全监测方案设计中国安全生产科学研究院
目录 1监测方法 (2) 1.1应力监测 (2) 1.2位移监测 (3) 1.2.1井下位移监测： (3) 1.2.2地表位移监测 (4) 1.3声发射监测 (5) 1.4综合监测方法选取 (6) 2传感器 (7) 2.1光纤应力应变传感器 (7) 2.2位移传感器 (7) 2.3声发射传感器 (8) 2.4传感器的选取 (8) 3监测系统结构设计 (10) 3.1光纤光栅监测系统 (10) 3.1.1岩石应力监测 (10) 3.1.2锚杆应力监测 (10) 3.2激光测距监测系统 (11) 3.3声发射监测系统 (11) 3.4系统结构与数据传输 (11) 4成本估算.................................................................... 错误！未定义书签。
1监测方法 一般岩土工程常用的监测方式主要采用：人工查看、多点位移计、断面收敛测量、水准测量、压力计、声发射、微地震等多种监测检测技术。如何有效、动态、综合、准确地监测采空冲击性灾害的发生、发展情况，建立全光纤、多参数、大范围、高集成性的灾害监测系统，仍有待本项目的进一步研究。 1.1 应力监测 应力监测是在矿山应用较为广泛的一种监测手段，测量结果可以直接与理论分析计算结果相互应证。空区围岩（含矿柱）应力的变化反映了采空区稳定状况，通过围岩应力监测得到应力变化规律，并可以应用模糊聚类分析的方法对监测结果进行聚类分析，从而就可以对各采空区稳定性进行分析比较，最后确定采空区稳定性等级与维护采空区稳定性的关键矿柱。通过对应力的连续监测，绘制应力-时间曲线，可以进一步研究矿压显现规律，判断围岩的稳定性。 在矿山应力监测中，最为传统的监测方法是采用压力盒，目前应用最广泛的是光弹性应力计。光应力计是一个具有双折射特性的带有轴向圆孔的弹性玻璃圆柱体，将它埋设到岩体钻孔内，可视为无限大岩石平板中嵌入一个同心圆环的平面应力问题。应用弹性力学公式及光测弹性力学的应力光学定律，可以导出岩体应力值。对采空区矿压进行监测，需要在接近采空区的周边巷道向采空区方向钻孔，将应力传感器安设在钻孔内，通过铜绞线采集数据后传至地表进行矿压的实时在线分析。 目前，采用扫描式迈克尔逊白光干涉仪对应力场引起的高双折射保偏光纤（PMF）内部的分布式偏振模式耦合理论（天津大学光电学院），由偏振模耦合的强度计算应力的大小，通过由双折射引起的2个正交的偏振模的光程差可以计算应力的位置，可实现1km的测量范围，对应力作用点的空间位置定位，测试精度可达到mm量级，对偏振模耦合强度测试可达到-80dB的灵敏度，实现矿山采空区岩层的大范围监测和应力的定位，是应力监测研究的重点方向。
隧道围岩大变形阶段报告 1．概述 深埋隧道通过软岩和断层带时，在高的地应力和富水条件下通常产生大变形。这种隧道围岩变形量大，而且位移速度也很大，一般可以达到数十厘米到数米，如果不支护或支护不当，收敛的最终趋势是隧道将被完全封死，如果发生在永久衬砌构筑以前，往往表现为初期支护严重破裂、扭曲，挤出面侵入限界。这种大变形危害巨大，严重影响施工工期或者线路正常运营，而且整治费用高昂。 在国内外相继出现了大量的隧道围岩大变形工程实例，并且在治理这些问题中取得了很多经验。 日本的岩手隧道，长25.8km，采用新奥法施工。地质条件为凝灰岩及泥岩互层，单轴抗压强度为2~6MPa。施工中净空位移和拱顶沉降都是很大的，上断面的净空位移100~400mm，最大到411mm；下断面的净空位移最大为200mm，拱顶下沉为10~100mm。 日本惠那山隧道，长8.635km，围岩以花岗岩为主，其中断层破碎带较多，局部为粘土，岩体节理发育、破碎，岩石的抗压强度为1.7~3.0MPa，隧道埋深为400~450m，原始地应力为10~11MPa。施工时产生了大变形，在地质最差的地段，拱顶下沉达到930mm，边墙收敛达到1120mm，有600cm2面积的喷射混凝土侵入模筑混凝土净空。最后采用9.0m和13.5m 的长锚杆，并重新喷护20cm厚的钢纤维混凝土后，结构才得以基本稳定。 陶恩隧道长6400m，开挖断面面积90-105m2，位于显著变质的岩带内，如片岩、千枚岩等，主要岩层为绢云母、千枚岩夹绿泥石，抗压强度R=0.4-1.7MPa，洞内无地下水活动，隧道埋深为600-1000m，原始地应力为16.0-27.0 MPa，侧压力系数近似为1.0，围岩强度比为0.05-0.06。陶恩隧道采用台阶法施工，在设计时，由于对在挤压性围岩隧道施工缺乏经验，采用的初期支护参数较小，导致拱顶发生1.2m的位移。而后把锚杆改为6m，并初次采用纵向伸缩缝，缝宽20cm，间隔3m，支撑也是可缩的，并在隧道底部增加了隧底锚杆，喷射混凝土厚度保持25cm不变。上述补强措施对大变形起到了一定的控制作用，但已完成段，其洞壁已严重侵入二次衬砌净空，只能采取扩挖的办法处理，增加了施工的难度，同时又具有一定的危险性。此时的净空收敛大约是20-25cm。要再大时，要增打9m以上长度的锚杆。 奥地利阿尔贝格隧道隧道长13980m，开挖断面面积90-103m2，岩石主要为千枚岩、片麻岩，局部为含糜棱岩的片岩、绿泥岩，岩石强度为1.2~1.9 MPa，隧道的埋深平均为350m，最大埋深为740m，原始地应力为13.0 MPa，围岩强度比为0.1~0.2。隧道采用自上而下的分布开挖法，先开挖弧形导坑，施作初期支护，然后再开挖台阶(分左、右两次分别进行)，最后检底。由于阿尔贝格隧道是在陶恩隧道之后施工的，该隧道设计时的初期支护就比较强，喷射混凝土厚20~25cm，锚杆长6.0m，同时安设了可缩刚架。但是由于岩层产状不利，锚杆的长度仍不够，施工中支护产生了很大变形，拱顶下沉量达到15~35cm，最大水平收敛达70cm，变形速度达11.5cm/d，后来采取将锚杆的长度增加到9.0~12.0m的办法，才是变形得到了控制，变形速度降为5.0cm/d，变形收敛时间为100~150d。 家竹箐隧道隧道全长4990m。隧道位于盘关向斜东翼，属单斜构造，岩层产状N20°～35°E/18°～30°NW。由于距向斜轴部较远，故皱褶、断层不发育，只在隧道中部煤系地层中发育有一正断层F1，其破碎带宽15～20 m。隧道横穿家竹箐煤田。隧道南段为玄武岩，北段为灰岩，北段为灰岩，中部3890 m为砂、泥岩及为钙质、泥质胶结的砂岩夹泥岩的煤系地层。隧道掘进进入分水岭之下的地层深部后，在接近最大埋深(404m)的煤系地层地段，由于高地应力的作用，锚喷支护相继发生严重变形。在一般地段，拱顶下沉为50-80cm，
采空区地表沉降影响因素研究 孙 超 1,2 ,薄景山 1,3 ,刘红帅1,齐文浩 1 1.中国地震局工程力学研究所,哈尔滨 150080 2.吉林建筑工程学院勘查工程系,长春 130021 3.防灾科技学院地震工程系,河北三河 065201 摘要:采空区地表沉降影响因素众多,以有限元软件A N SYS 为基础,利用数值模拟方法的灵活性,分别对各主要影响因素进行分析。选用适合于岩土类材料的德鲁克-普拉格本构模型,利用A NSY S 特有的/杀死单元0命令模拟矿体被采出,再通过/激活单元0命令模拟采空区被填充。分别研究了开采深度、开采厚度、地形条件、采空区填充等因素对地表沉降的影响。结果表明:随开采深度的增加,地表变形随之降低;随开采厚度的增加,地表变形增长较快;随着地形坡度的变化,采空区地表移动盆地逐渐向地势较低方向移动;矿体开采后及时充填,对控制地表变形效果显著。 关键词:采空区;地表沉降;A NSY S;德鲁克-普拉格模型 中图分类号:P642.2 文献标识码:A 文章编号:1671-5888(2009)03-0498-05 收稿日期:2008-12-17 基金项目:国家自然科学基金项目(50808164) 作者简介:孙超(1978)),男,黑龙江绥阳人,博士研究生,讲师,主要从事地下结构、岩土工程抗震方面研究,E -mail: sunchaobox @https://www.doczj.com/doc/182215810.html, 。 Study on Influencing Factors of Ground Settlement over Mined -Out Area SUN Chao 1,2,BO Jing -shan 1,3,LIU H ong -shuai 1,Q I Wen -hao 1 1.I nstitu te of E ngineer ing M echanics ,China E arthquake A d ministration,H arbin 150080,China 2.I nv estig ation E ngineer in g Dep artment,J ilin Institute of Ar chite ctu re and Civ il Eng inee ring ,Chang chun 130021,China 3.Ear th quake Engineer ing Dep artment,I nstitute of Disater Pr ev ention Sc ienc e and Te chnology ,Sanhe ,H e bei 065201,China Abstract:There are many factor s to influence on the g round settlement in mined -o ut area.Based o n the finite element software ANSYS,making use o f the flexibility of numerical sim ulation method,the main factor s are analyzed respectively.The Druker -Prag er m odel is chosen,w hich is suitable to simulate the m aterials of rock and soil.-Kill Elem ent .co mmand is used to simulate the situation of ex plo iting,and then the co mmand of -Activ ate Element .in ANSYS is used to sim ulate that the mined -out ar ea is filled.T he influence of each factor in the g round settlement o ver m ined -out area is studied r espectively such as depth,thickness of the mined -o ut area,the topog raphic co ndition and the filling of the mined -out area.The r esult show s that the gr ound settlement decreases w ith the increase of the mining depth,the g round settlem ent increases obviously w ith the increase of m ining thickness,the basin m ovement w ill m ove to the low er direction w ith the change of topogr aphty ,and it w ill reduce the gr ound settlement ev idently to fill the mined -o ut ar ea in time after mining. Key words:mined -out area;g round settlement;ANSYS;Dr ucker -Prag er model 第39卷 第3期 2009年5月 吉林大学学报(地球科学版) Jour nal of Jilin U niver sity(Ea rth Science Editio n) Vo l.39 No.3 M a y 2009
金属材料与热处理陈健 晶体的缺陷第二章金属材料的性能 ⑴了解金属材料的失效形式， ⑵了解塑性变形的基本原理， ⑶提高对金属材料的性能的认识。 正确理解载荷，内力、应力的含义。 应力的应用意义。 ⑴与变形相关的概念 ⑵金属的变形 讲授、提问引导、图片展示、举例分析、
一，晶体的缺陷： 1点缺陷：间隙原子，空位原子，置代原子，在材料上表现为：使材料强度，硬度和电阻增加。 2线缺陷：刃位错（如图：P-6），在材料上表现为：使得金属材料的塑性变形更加容易。 3面缺陷：有晶界面缺陷和亚晶界面缺陷，表现为金属的塑性变形阻力增大，内部具有更高的强度和硬度。因此晶界越多，金属材料的力学性能越好。 第二章金属材料的性能 导入新课： 我们经常见到一些机械零件因受力过大被破坏，而失去了工作能力。大家能否举些身边的例子呢？ ——如：弯曲的自行车辐条，断掉的锯条、滑牙的螺栓等。 机械零件常见的损坏形式有三种： 变形：如铁钉的弯曲。 断裂：如刀具的断崩。 磨损：如螺栓的滑扣。 本次课给大家介绍金属材料损坏的形式、变形概念与本质等等，首先我们来了解一些基本概念。
一、与变形相关的概念 ㈠、载荷 1、概念 金属材料在加工及使用过程中所受的外力。 2、分类：根据载荷作用性质分，三种： ⑴、静载荷：大小不变或变化过程缓慢的载荷。 ——如：桌上粉笔盒的受力，用双手拉住一根粉笔两端慢慢施力等。 ⑵、冲击载荷：突然增加的载荷。 ——如：用一只手捏住粉笔的一端，然后用手去弹击粉笔。 ⑶、变交载荷：大小、方向或大小和方向随时间发生周期性变化的载荷。 ——如：通过在黑板上绘图分析自行车轮转动时辐条的受力。 根据载荷作用形式分，载荷又可以分为拉伸载荷、压缩载荷、弯曲载荷、剪切载荷和扭曲载荷等。 拉伸载荷压缩载荷弯曲载荷 剪切载荷扭曲载荷 ㈡、内力 见车工工艺书 P32， 图2—20
第三章岩体的变形与破坏 变形：不发生宏观连续性的变化，只发生形、体变化。 破坏：既发生形、体变化、也发生宏观连续性的变化。 1．岩体变形破坏的一般过程和特点 （1）岩体变形破坏的基本过程及发展阶段 ①压密阶段（OA段）： 非线性压缩变形—变形对应力的变化反应明显； 裂隙闭合、充填物压密。 应力-应变曲线呈减速型（下凹型）。 ②弹性变形阶段（AB段）： 经压缩变形后，岩体由不连续介质转变为连续介质； 应力-应变呈线性关系； 弹性极限B点。 ③稳定破裂发展阶段（BC段）： 超过弹性极限（屈服点）后，进入塑性变形阶段。 a．出现微破裂，随应力增长而发展，应力保持不变、破裂则停止发展； b.应变：侧向应变加速发展，轴向应变有所增高，体积压缩速率减缓（由于微破裂的出现）；
④不稳定破裂发展阶段（CD段）： 微破裂发展出现质的变化： a.破裂过程中的应力集中效应显著，即使是荷载应力保持不变，破裂仍会不断地累进性发展； b. 最薄弱部位首先破坏，应力重分布导致次薄弱部位破坏，直至整体破坏。“累进性破坏”。 c. 应变：体积应变转为膨胀，轴向及侧向应变速率加速增大； ※结构不均匀；起始点为“长期强度”； ⑤强度丧失、完全破坏阶段（DE段）： 破裂面发展为宏观贯通性破坏面，强度迅速降低， 岩体被分割成相互分离的块体—完全破坏。 （2）岩体破坏的基本形式 ①张性破坏（图示）； ②剪切破坏（图示）：剪断，剪切。 ③塑性破坏（图示）。 破坏形式取决于：荷载条件、岩体的岩性及结构特征； 二者的相互关系。 ①破坏形式与受力状态的关系： a.与围压σ3有关： 低围压或负围压—拉张破坏（图示）； 中等围压—剪切破坏（图示）； 高围压（150MN/m2=1500kg/cm2）—塑性破坏。 的关系： b.与σ 2 σ2/σ 3 <4（包括σ 2 =σ3），岩体剪断破坏，破坏角约θ=25°； σ2/σ 3 >8（包括σ 2 =σ1）：拉断破坏，破坏面∥σ1，破坏角0°; 4≤σ2/σ3≤8：张、剪性破坏，破坏角θ=15°。 ②破坏形式与岩体结构的关系： 完整块体状—张性破坏； 碎裂结构、碎块结构—塑性破坏； 裂隙岩体—取决于结构面与各主应力之间的方位关系。
采空区探测技术研究现状及发展趋势（薛云峰等） 作者：薛云峰胡伟华鲁辉 ［摘要］本文在研究国内外采空区探测技术的基础上，对采空区探测方法进行了分类，分析了各种方法地球物理场的特点及解决问题的优势和缺陷，提出了根据采空区的特点，建立探测方法的数学物理模型，优化综合探测技术，提高探测结果准确性和可靠性的结论。 ［关键词］采空区地球物理探测发展趋势 1 采空区探测的目的与意义 矿产作为一种重要的资源，其开采形成的采空由于历史的原因，大多未进行有效地治理，而处于废弃状态，有的采空区出现了大面积的地面沉陷，有的采空出现了地面裂隙，有的尚未出现明显的反映，采空作为人类活动产生的潜在地质灾害之一，给矿山的安全生产、工程建设和人民的生命财产造成了严重的威胁。要对采空区治理，对采空区的地理位置、埋深、现状情况进行了解是关键，只有对采空区的空间分布状态有了充分的了解，治理才能有的放矢。因此,为减轻和预防由地下采空区所引发的地质灾害,建立地质灾害预警系统,探索用综合物探方法探测采空区的分布，为评价和治理提供依据是十分迫切和有意义的。目前,采空区的探测已经成为一项重要的研究课题,但是仍处于发展阶段。 2 采空区探测方法的研究现状 采空区的探测，目前，国内外主要是以采矿情况调查、工程钻探、地球物理勘探为主，辅以变形观测、水文试验等。其中，美国等西方发达国家以物探方法为主，而我国目前以钻探为主，物探为辅。在美国，采空区等地下空洞探测技术全面，电法、电磁法、微重力法、地震法等都有很高的水平。其中，高密度电阻率法、高分辨率地震勘探技术尤为突出，且近年来在地震CT技术方面也发展迅速。日本的工程物探技术在国外同行业中处于领先地位，应用最广泛的是地震波法，此外，电法、电磁法及地球物理测井等方法也应用得比较多，特别是日本VIC公司80年代开发研制的“GR-810”型佐藤式全自动地下勘察机，在采空区、岩溶等空洞探测中效果良好，且后续推出的一系列产品都处于国际领先水平。欧洲等国家工程物探技术也较全面，在采空区的探测上，俄罗斯多采用电法、瞬变电磁法、地震反射波法、井间电磁波透射、射气测量
岩体变形破坏过程的能量机制 摘要：叙述岩体单元变形破坏过程中能量耗散与强度、能量释放与整体破坏等概念。在循环压缩载荷下，实测岩石的能量耗散及损伤，数据拟合表明，基于能量耗散分析建立的岩石损伤演化方程可以较好地描述岩石的损伤演化过程。在循环压缩载荷下同时实测不同加载速度及不同载荷水平下岩体内可释放应变能、耗散能、卸荷弹性模量及卸荷泊松比的变化规律，给出复杂应力条件下卸荷弹性模量的变化公式。基于可释放应变能建立岩体单元的整体破坏准则，该准则与大理岩的双压试验结果符合得比较好。对工程中常见的层状岩体，提出基于畸变能与广义体积膨胀势能而建立的层状岩体破坏准则，该准则与层状岩的双压试验也符合得比较好。 关键词：岩石力学；可释放应变能；耗散能；破坏准则；岩体单元 1 引言 从能量的角度去观察及研究岩体力学问题，已得到工程界、理论界越来越多的关注及重视。目前的研究主要集中在三个方面：首先是从细观的角度去研究岩体单元的能量耗散与岩体单元损伤的关系、能量耗散与岩体本构的关系，以及岩体单元内可释放应变能与岩体单元破坏或破裂的关系，在这方面已取得了显著的成绩；其次是从势能的极值及数学分析角度建立岩体结构的灾变模型，以确定岩体结构发生灾变的条件，这些条件可以用于工程岩体整体的稳定性判断；最后是从宏观的能量守恒角度去研究岩体结构经历了能量耗散即损伤以后的能量释放，用以估计工程中岩爆的烈度或碎裂岩块的飞溅速度，即定量分析岩体结构中的能量传递过程，为防灾减灾提供理论依据。 本文主要在第一个方面做了较系统的研究：叙述了岩体单元变形破坏过程中能量耗散与损伤、能量释放与整体破坏等概念。在循环压缩载荷下，实测了岩石的能量耗散及损伤，数据拟合表明，基于能量耗散分析建立的岩石损伤演化方程可以较好地描述岩石的损伤演化过程。在循环压缩载荷下，也实测了不同加载速度及不同载荷水平下岩体内可释放应变能、耗散能、卸荷弹性模量及卸荷泊松比的变化规律，给出了复杂应力条件下卸荷弹性模量的变化公式。基于可释放应变能建立了岩体的整体破坏准则，该准则与大理岩的双压试验结果符合得比较好。对工程中常见的层状岩体，提出了基于畸变能与广义体积膨胀势能而建立的层状岩体破坏准则，该准则与层状岩的双压试验结果也符合得比较好。 2 岩体内的耗散能与可释放应变能 考虑一个岩体单元在外力作用下产生变形，假设该物理过程与外界没有热交换，即一个封闭系统，外力功所产生的总输入能量为U，由热力学第一定律得 式中：U d为耗散能；U e为可释放弹性应变能，其表达式为 式中：?及v分别为卸荷弹性模量与泊松比平均值。 耗散能U d用于形成材料内部损伤和塑性变形，其变化满足热力学第二定律，即内部状态的改变符合熵增加趋势。图1中岩体单元i的应力-应变曲线下点状阴影面积U i d代表了形成损伤和塑性形变时岩体单元所消耗的能量。可释放应变能U e为岩体单元卸载后释放的弹性应变能，该部分能量与卸荷弹性模量及卸荷泊松比直接相关，图1所示应力-应变曲线下的带状阴影面积U i e代表了岩体单元中储存的可释放应变能。从热力学观点来看，能量耗散是单向和不可逆的，而能量释放则是双向的，只要满足一定条件都是可逆的。 图2所示为某一砂岩试件在单轴循环压缩条件下的载荷-位移曲线，从图中可看出，当加载到某一载荷再卸载时，卸载曲线并不沿着原来的加载曲线，而是要低于加载曲线。加载曲线下的面积是外载所做的功，而卸载曲线下的面积是岩石释放的弹性能，也就是对应于该载荷时岩石的弹性变形能。加卸载曲线的不同
软岩大变形 软岩大变形问题从20世纪60年代就作为世界性难题被提了出来，在地下工程的建设过程中，软岩问题一直是困扰工程建设和运营的重大难题之一。特别是“九五”期间，我国10个能源建设基地有8个都相继出现了软岩问题，造成多对矿井的停产建设。每年有大量的隧洞在软弱围岩中开挖，随着开挖深度的增加，软岩问题愈趋严重，直接影响着工程安全以及人身安全。随着人类工程活动的不断增强， 软岩隧洞系指塑性大变形工程岩体有关的岩体工程，而工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程软岩的定义不仅重视软岩的强度特征，而且强调软岩所承受的工程力荷载的大小，强调从软岩的强度和工程力荷载的对立统一关系中分析、把握软岩的相对性实质。 1.软岩大变形破坏特征 软岩隧洞的大变形破坏特征不仅受围岩的力学性质影响，而且受隧洞所处的地应力环境和工程因素控制。我国许多煤矿在采深不大的情况下，坑道的变形破坏并不强烈，常规支护即可维护隧洞稳定。加大采深后，这些煤矿坑道额稳定性降低，变形破坏趋于强烈，常规支护难以维护坑道稳定，因此，软岩隧洞的变形破坏特征受多种因素控制。一般来说，软岩隧洞的破坏具有以下特征： (1) 变形破坏方式多 除一般隧洞中常见的变形破坏方式拱顶下沉、坍塌外，还有片帮和底鼓、底围隆破，隧洞表现出强烈的整体收敛和破坏。变形破坏表现的形式既有结构面控制，又有应力控制型，尤以应力控制型为主。 (2) 变形量大 拱顶下沉大于10cm，有的高达50cm，两帮挤入在20~80cm之间，底鼓非常强烈，在常规无仰拱支护的情况下，强烈的底鼓往往将整个隧洞封闭。 (3) 变形速度高 软岩隧洞初期收敛速度可以达到3cm/d，即使施作了常规锚喷支护以后，软岩隧洞的收敛速度依然很高，可达2cm/d，而且其变形收敛速度降低缓慢，因此，在不长的时间内其变形收敛就很大，多则一年，少则几个月就将隧洞封闭。 (4) 持续时间长 由于软岩具有强烈的流变性和低强度，因此，软岩隧洞开挖以后，围岩的应力重分布持续时间很长，软岩隧洞变形破坏持续很长时间，往往长达1~2年。 (5) 因位置而异
⑴评估区地表移动变形预测 采用倾斜长壁、走向长壁为主的采煤方法，顶板管理采用全部垮落法，设计工作面长度150—260m ，推井长度1800—2800m ，属充分采动。 国内外采矿经验认为，当煤层采深采厚比小于30时，煤采出一定面积后，会引起岩层移动并波及到地表，其地表沉陷和变形在空间上和时间上都有明显的不连续特征，地表变形剧烈，煤矿采空区上方会形成较大的裂缝或塌陷坑。当采深采厚比介于30—100之间，地层中没有较大地质破坏情况下，煤采出一定面积后，会引起岩层移动并波及到地表，其地表沉陷和变形在空间上和时间上都有明显的连续性和一定的分布规律，常表现为地表移动盆地。 上组煤层埋深及采深采厚比特征见下表。 表3—4 上组煤采深采厚比特征表 采深采厚比特征表明，当上组煤层联合采出后，将会引起岩层移动并波及到地表，局部地段地表变形剧烈，煤矿采空区上方会形成较大的裂缝或塌陷坑。 为定量评估开采上组煤层后地表变形特征，下面依据国家煤炭工业局制定的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》（以下简称《规程》）中的经验公式，对煤层开采后地表最大移动、变形和倾斜值进行计算。采用公式如下： 地表移动与变形极值计算： 最大下沉值：Wmax=Mqcos α 最大曲率值：Kmax=±1.52 2 max r W 最大倾斜值：Imax= r W max 最大水平移动值：Umax=b Wmax 最大水平变形值：εmax=±1.52b r W max
式中： q—下沉系数 M—煤层采空区厚度（m） r—主要影响半径，其值为采深与影响角正切值tgβ之比 α—煤层倾角 b—水平移动系数 本矿无实测的地表移动变形基本参数数据，本次评估中煤层厚度、埋深采用《煤矿资源储量核实报告》中的数据，其它参数根据根据覆岩性质及顶板单向抗压强度在《规程》P222附表5-3中选择经验参数。根据《选煤厂改扩建可行性研究报告（修改）》，在方案适用期内，开采北一采区（5#）、北二采区（2#煤）和北三采区（3#+4#）。北一采区综采工作面长度180m、平均采高2.8m，设计工作面年推进度按2800m；北三采区综采工作面长度260m，平均采高4.2m，设计工作面年推进度为1800m；北二采区2#煤综采工作面长度150m，平均采高1.08m，设计工作面年推进度为2200m。 从全矿区煤层分布情况看，2#、3#、5#大部分区域稳定可采，4#煤层全区稳定可采。因2#、3#、4#、5#煤层间距较近（2#、3#煤层间距平均10.34m，3#、4#煤层间距平均6.16m，4#、5#煤层平均间距5.56m），矿区内上组煤采取联合开采方式。本次变形特征值计算将上组煤合并进行。 从煤层底板高线来看，井田为一缓倾斜的单斜构造，地层走向自北向南由南北向渐变为北西向，倾向由西渐变为南西，地层倾角平缓，一般为3～15°，平均7°。 井田上组煤顶板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，单轴抗压强度为10.8－36.2MPa，分别为较稳定和不稳定顶板。 下沉系数取q初=0.80，q复=（1+a）q初=0.96； 水平移动系数取b初=0.26； 移动角取72°； 水平移动系数取b复=b初=0.26 主要影响角正切tgβ=2.77 按上述公式及计算参数，上组煤开采后，不同埋深地表产生的最大变形值列