基于剪切梁理论的爆破扰动对巷道顶板稳定性影响研究_徐剑坤

爆破震动作用下高地应力巷道动力响应特征与稳定性研究作者：乔国栋刘泽功高魁刘健傅师贵来源：《振动工程学报》2024年第03期摘要為了研究爆破震动作用下高地应力巷道的动力响应特征及其稳定性，以淮南潘三矿超前预裂卸压爆破扰动瓦斯综合治理巷为工程背景，通过理论分析建立了爆破作业扰动巷道围岩模型，并根据应力波传播理论及波前动量守恒定理推导出了爆破震动作用下巷道围岩振动方程。

使用数值模拟研究了巷道围岩质点峰值振动速度（Peak Particle Velocity，PPV）的衰减特征，从应力分布规律的角度对理论分析进行了补充，并根据模拟结果对巷道围岩稳定性进行了分析。

结果表明：巷道围岩振动方程显示，爆炸应力波入射角度的不同会导致巷道围岩不同区域的动态响应特征存在差异。

随着爆心距增大，巷道轮廓面附近围岩PPV出现波动，并在自由面处获得最大峰值振速；地应力对巷道围岩PPV具有抑制作用，地应力越大抑制作用越明显，且不同位置围岩的PPV对地应力敏感度存在差异；随着地应力增大，爆破震动作用下巷道围岩受力状态从拉剪变为压剪，最大主应力和剪切应力也随之增大。

研究认为随着埋深增加，在对爆破震动作用下巷道围岩的稳定性进行评估时地应力因素不可忽略。

对于潘三矿超前预裂卸压爆破工程现场而言，除了巷道的直墙外，墙角、拱墙也是危险区域，应当着重予以加固并加强监测。

关键词地应力; 动力响应; 爆破震动; 围岩失稳; 质点峰值振动速度1 概述爆破技术在煤炭开采过程中运用广泛，如硬岩巷道掘进［1］、爆破切顶［2］、低透气性煤层爆破增透［3］、爆破过硬岩断层［4］等。

而井下爆破作业同时会产生很多负面效应，其中以爆破震动危害最为突出［5］。

在爆破震动作用下巷道围岩出现动力响应现象，严重的会造成巷道围岩破坏，如片帮、冒顶、巷道开裂等，影响巷道结构稳定性，对煤矿安全生产造成威胁。

高宇璠等［6］，Jiang等［7］，Yi等［8］对于爆破震动作用下浅埋巷道（隧道）围岩动力响应及稳定性的相关问题进行了研究，并取得了丰硕的成果。

金属矿山破碎矿岩巷道稳定性分级与支护方式选择储潇姝;孔令;徐恒;李芳芳;王贻明;张元;王朝垒【摘要】针对某铜矿矿岩条件复杂、巷道稳定性差异大、支护难等问题,结合矿山5个工程地质岩组的分区,采用Q系统分级法和修正BQ分级法,对该矿山巷道所通过的矿岩工程进行质量分级评价,并根据已穿凿巷道所揭露的围岩实际跨冒情况,将矿山各区出现跨冒的危险分为5级,对应为巷道的5个支护等级.根据矿山支护工艺特点及施工技术条件,针对不同的巷道支护等级,以树脂锚杆、长锚索、钢筋网以及湿喷混凝土为基础,分别形成了5类不同的支护方案.工程实践表明:巷道矿岩稳定性分级结果可靠,支护方案操作性强、支护效果好,有效提高了巷道成型率,满足了巷道生产要求,且大大降低了矿山支护成本.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2016(000)003【总页数】4页(P189-192)【关键词】破碎矿岩;巷道冒顶;稳定性;危险性分级;支护工艺【作者】储潇姝;孔令;徐恒;李芳芳;王贻明;张元;王朝垒【作者单位】北京科技大学土木与环境工程学院;中矿资源勘探股份有限公司;北京科技大学土木与环境工程学院;中矿资源勘探股份有限公司;北京科技大学土木与环境工程学院;北京科技大学土木与环境工程学院;北京科技大学土木与环境工程学院;北京科技大学土木与环境工程学院;中矿资源勘探股份有限公司;北京科技大学土木与环境工程学院;中矿资源勘探股份有限公司【正文语种】中文矿岩稳定性是金属矿山开采的重点关注对象，是矿山开采设计、地压控制和安全管理的主要依据，开展矿岩稳定性评价，对于矿山地下开采具有十分重要的现实意义[1]。

矿岩稳定性的主要影响因素可分为地质和非地质2类，前者包括相关的工程地质条件、水文地质条件、矿区地应力场和矿岩力学特性等，后者主要与矿山所采用的采矿工艺、施工技术等因素有关。

矿岩的稳定性既决定了矿山采矿工艺和施工工艺的选择，同时在后续过程中又会受到采矿和施工作业的影响。

1.研究背景李顺波,杨军,夏晨曦,等.近距离爆破对隧道衬砌影响的数值模拟研究[J].煤炭学报, 2011,32(s2)：421-424.卢文波.新浇筑基础混凝土爆破安全振动速度的确定[J].爆炸与冲击,2002,22( 04)：327-332.现场测震资料和室内试验表明[1]，地下工程爆破产生的应力波会造成新浇混凝土的损伤破坏。

因此，必须严格控制爆破振动速度以降低爆破作业对衬砌混凝土的影响。

[1] 苏国韶,张小飞,符兴义,等.爆炸荷载作用下岩体振动特性的DE-FLAC3D数值模拟方法[J].北京理工大学学报,2009,29(06):471-474.爆炸效应引起岩石的力学响应存在复杂的非线性关系，如何合理运用数值分析方法模拟已经成为岩土工程界和爆破领域亟待解决的问题。

[2] 闫长斌,徐国元,李夕兵.爆破震动对采空区稳定性影响的FLAC3D分析[J].岩石力学与工程学报, 2005,24(16):2894-2899.目前，在爆破震动研究方面，现场测震确定安全距离和最大震速是主要的方法，此方法能够宏观控制爆破效应对工程结构的破坏程度，但是无法确定围岩的动应力场和塑性区变化趋势。

数值模拟可以系统研究动应力场分布规律，因此成为近年研究爆破震动的主要方法。

[3] 蒋楠,郑晓硕,张磊,等.采矿爆破振动对巷道围岩影响的数值模拟研究[J].工程爆破, 2010,16(03):21-24.爆破效应对地下工程安全稳定的破坏是客观存在的[5] 高富强,高新峰,康红普.动力扰动下深部巷道围岩力学响应FLAC分析[J].地下空间与工程学报, 2009,5(04):680-685.许多研究都是静力学或准静力学方法来研究的，较少考虑动荷载对高地应力岩体的影响[6] 李桂林,余永强,王新生.动载下洞室锚杆加固效应的数值模拟[C].第九届全国冲击动力学学术会议论文集, 2009,214-218.爆炸荷载下，对地下工程岩体介质进行动力分析是开展工程设计和研究的重要部分。

第二章沿空巷道围岩变形破坏机理及稳定性分析巷道围岩变形破坏是巷道失稳的外在表现，研究沿空巷道变形破坏机理是研究巷道失稳的前提与基础。

因此，本章通过通过理论分析、数值模拟结合现场观测研究沿空巷道围岩变形破坏特征，归纳出其影响因素，为研究沿空巷道失稳机理及巷道控制技术打下基础。

2.1沿空巷道围岩应力分布规律巷道表面位移、破坏表现为巷道顶底板及两帮的变形破坏，在沿空掘巷围岩结构中小煤柱的变形失稳是整个巷道变形失稳的重点，围岩结构的应力变化引起巷道的变形，因此有必要对沿空掘巷的围岩结构的应力变化进行深入分析。

有研究表明，沿空掘巷在掘进及回采期间巷道围岩应力表现出一定的规律性[24-27]。

（1）顶板①垂直应力在巷道的掘进期间，由于破坏了巷道原来的应力平衡状态，引起应力重新分布。

垂直应力沿着顶板层面呈现非均匀状态，巷道中部的垂直应力明显较低，而在煤帮附近应力较高，这是因为由于巷道开挖形成了类似于压力拱的结构存在。

在巷道从掘进到稳定期间，垂直应力在整个层面上都有不同程度的降低，这就造成了顶板的变形主要发生在中浅部围岩，且优以顶板的中部破坏严重。

②水平应力在受到本工作面采动影响时，水平应力有明显的上升。

顶板中应力的明显上升，由于压曲作用的存在，致使巷道中垂直应力增大，顶板将在大范围内下沉和变形。

（1）小煤柱帮掘巷前靠近上工作面采空区部分为破碎区，靠近巷道部分为原来承受高压的弹性区与塑性区，掘巷后煤体应力急剧降低，发生破坏而卸载，产生向巷道方向的位移。

①垂直应力在小煤柱与巷道顶板的交界处，垂直应力呈现基本一致性，靠近采空区一侧的煤体因破坏而卸载，应力水平较低。

靠近巷道一侧煤体应力相对较高，垂直应力明显集中，受回采时影响达到最大值。

②水平应力沿小煤柱宽度方向，应力分布呈现明显的区域性，从靠近采空区侧依次分为破裂区、塑性区和弹性区。

具体见图2-1，在煤柱两侧存在破裂区，应力承载能力小。

在巷道掘进及稳定期间，水平应力沿煤柱高度方向上的分布呈现一致性，应力集中程度较低，在受本工作面采动影响时，在煤柱高度范围内水平应力均有不同程度增加的趋势。

爆破动载作用下岩体裂纹扩展规律及巷道稳定性研究近年来,随着我国经济建设的持续发展,采矿工程及其它岩土工程的规模不断扩大,爆破技术也被广泛地应用于矿山开采、巷道开挖等工程领域之中,但是爆破技术在为工程带来便利的同时也给工程的稳定性和安全性带来了隐患,爆破动载下的岩体破坏和岩体稳定性问题越来越受到重视。

因此,研究爆破动载对岩石裂纹扩展及巷道稳定性具有重要的现实意义和理论价值。

首先,论文针对爆破动载下各因素对岩石裂纹扩展的影响不同,基于正交试验设计方法,选取初始裂纹长度、裂纹倾角、裂纹数量、爆破动载和弹性模量、泊松比、密度共七个影响因素为主控因素,设计了18个不同的数值计算方案。

通过不同方案下岩石裂纹扩展长度和声发射次数正交方差分析,发现爆破动载大小对岩石裂纹扩展影响最大,其次是裂纹倾角、裂纹长度,最后是裂纹数量;同时,岩石力学参数对裂纹扩展也有一定影响,其中弹性模量对岩石裂纹扩展影响最大,而其它因素影响较小。

然后,基于Griffith能量释放理论,建立了爆破动载下岩体裂纹扩展计算模型,研究了装药量、爆心距和弹性模量对岩体裂纹扩展的影响。

结果表明,装药量和弹性模量不变时,在爆心距100m范围以内,单次爆破下裂纹扩展长度随着爆心距的增加而快速降低;爆心距和弹性模量不变时,单次爆破作用下岩体裂纹扩展长度随着装药量的增加呈线性增加,且在装药量大于150KG时,同一爆心距下的裂纹扩展速度随装药量的呈迅速增大的趋势;装药量和爆心距不变时,当弹性模量小于60GPa,单次爆破下裂纹扩展长度随着弹性模量的增加而快速降低。

接着,利用RFPA软件对不同爆破参数下的岩体裂纹扩展进行数值分析,结果表明,当装药量为300KG时,在爆心距小于125m的范围以内,随着爆心距的增加,单次爆破下裂纹扩展长度快速降低;同时当弹性模量大于50GPa时,随着弹性模量的增加,单次爆破产生的裂纹扩展长度变化趋于平缓。

通过爆破动载下岩石裂纹扩展长度数值计算结果和理论计算结果对比分析,两种方法计算结果相对误差小于10.6%,表明建立的爆破动载下岩体裂纹扩展计算模型能够反映裂纹的形成和扩展。

煤矿爆破地震效应对巷道稳定性影响及控制研究钻眼爆破法仍是目前煤矿井下巷道施工的主要破岩手段,随着煤炭开采规模的扩大,爆破施工作业时的起爆药量和引发的振动强度也增大,频繁的爆破振动对巷道围岩和支护结构的安全性产生了影响。

多年来,国内外对爆破振动的传播规律、危害机制和控制对策等进行了大量的研究工作,取得了丰硕的成果,主要集中在地面工程爆破地震效应对周边临近建筑物的影响、隧道(包括公路、铁路和水工隧道)施工爆破地震效应对相邻隧道和周边围岩的影响以及大型基坑、地下厂房开挖爆破地震效应对围岩的损伤、露天矿山开采爆破振动等方面,而在爆破地震效应对巷道稳定性影响方面的研究很少。

在查阅国内外相关研究资料的基础上,本文通过对不同条件下煤矿巷道掘进爆破和工作面过断层岩石深孔松动爆破施工时产生的振动进行测试和分析,并基于Matlab软件应用HHT变换和小波包变换,对煤矿井下爆破振动特性及其对巷道围岩、支护结构的影响等问题进行较为深入的研究。

论文的主要研究工作及成果如下：从理论上分析了爆破能量的分布和爆破地震波的形成、传播规律以及影响因素。

建立了炮孔不耦合装药爆破试验模型,对不同不耦合介质和不耦系数时模型不同位置处爆破应力波峰值压力和爆破振动速度进行了测试和分析,应力波峰值压力和地震波振速随不耦合系数的增大而减小,且水不耦合时二者的值大于空气不耦合时。

根据不同现场爆破施工情况,对其爆破作业引发的振动进行了监测和分析,发现振动速度三个方向分量峰值中水平径向方向(巷道走向方向)最大,得到了相应的爆破振动合速度和各方向分量的衰减规律,分析了其与地面爆破时的差异；巷道掘进爆破时底板岩石的破碎是影响其传播规律的主要原因；振动速度的大小与爆破时的炮孔深度、单孔药量和岩性直接相关。

采用HHT变换和小波包变换分别对典型振动信号进行对比分析,得到了不同爆破条件下振动信号的频谱、能量分布特征：软岩巷道掘进爆破振动的主振频率在90～260Hz,而主要能量集中在160-260Hz,振动的持续时间在150ms左右。

不同岩层结构类型煤巷顶板稳定性数值分析近些年来，诸多的理论研究及现场实践均表明，不同岩层结构类型是煤巷顶板稳定性的重要影响因素之一，特别是对于锚杆支护的煤巷顶板而言，这种影响更加明显。

贾明魁博士通过对全国20多个矿区162起锚杆支护煤巷冒顶事故案例的调研分析，总结出由于煤巷顶板岩层组合的变化而导致的冒顶事故占整个冒顶事故的66%[1、2]。

结合某矿区实际煤巷顶板岩层结构变化较大的实际情况，本文拟采用数值模拟的方法来分析该不同岩层结构类型煤巷顶板稳定性状况及其离层变化规律，以此为矿区煤巷锚杆支护设计合理参数确定提供可靠理论依据。

1.模拟软件选择数值计算已被学术界和工程界广泛接受作为一种力学状态的分析工具。

目前用于岩石力学数值计算的有限元、边界元、离散元、刚体元、流形元、有限差分等数值计算方法，促进了岩石力学学科的发展，使复杂岩土工程的分析与设计发生根本性的变化。

其中离散单元法（Discrete Element Method）是一种能模拟不连续介质力学行为的方法，是由Cundall等于1971年提出的。

早期的离散单元法基于刚性块体的假设，适于研究低应力岩体的变形与破坏过程，Maini等人针对刚性单元没有考虑块体自身变形的缺点，利用差分法提出了可考虑岩石自身变形的离散单元法，编制了通用分析软件UDEC(Universal Distinct Element Code)，进一步推动了离散单元法的发展及其在采矿等各种地下工程中的广泛应用。

为此，本文拟采用UDEC3.0平面分析软件进行模拟分析。

2.数值模型建立模拟时巷道埋深取H=200m（矿区煤巷平均埋深），巷道跨度取L=5.0m，巷道顶板岩层的容重取■=25KN/m3，即铅直应力为5MPa并保持不变，煤岩层均为水平状态，直接顶厚度为3.0m，巷道两侧为实体煤。

模型的几何尺寸为24×20m2，模型上边界施加竖直均布荷载模拟上方岩层压力作用，两侧边界施加水平应力，下部边界固定。

中国矿业大学力学与建筑工程学院2014~2015学年度第1学期科研训练学号15115686班级越崎11-2姓名陈升力学与建筑工程学院教学管理办公室爆破对隧道围岩与衬砌结构的影响效应研究（中国矿业大学孙越崎学院11-2班陈升）摘要：在钻爆法施工的隧道中，炸药的爆破效应或多或少会对保留的岩体和衬砌结构产生不利影响。

国内外学者对于判断围岩与衬砌结构在爆破作用下是否发生破坏的研究成果较多，而用以描述不同因素下影响效应的变化情况相对较少，对于影响效应一般规律的探索恰是在工程实践中尤为重要的。

本文以大型有限元程序ANSYS数值计算为基础，根据工程和地质资料建立隧道开挖模型，选用位移和加速度值作为表征量，探索不同支护情况下爆破对围岩与衬砌结构的影响沿着不同方向上的变化规律。

关键词：围岩；衬砌结构；影响效应；ANSYS；支护情况1选题背景及研究意义我国社会经济在不断发展，对交通运输的要求越来越高，尤其是对于关系国民经济命脉的铁路。

方便快捷并且运量大，是最主要的原因之一。

另外，它的安全性并且廉价，则是货物运输最主要的选择因素。

最后，对于国防建设，铁路也是不可替代的。

就以青藏铁路为例，除了它对经济建设有着巨大推力之外，还非常重要的军事战略意义。

铁路要修建在远离城市的地方并且尽量选择最近路线，这样在山岭地带的修建则是在所难免的了。

所以，隧道工程在山岭地区的应用可以克服掉地形的障碍，还可以改善铁路线形，提高行进速度，缩短行驶路程，节省燃料和时间，并且能有效地保护生态环境。

除此之外，还能避免因落石、坍方、雪崩、雪堆等自然因素对铁路的伤害，从而保证行车安全性、提高驾驶和乘坐的舒适性，提高对铁路的防护能力。

我国内地地区山区起伏很多，当铁路穿越山区时，经常面临高程带来的障碍。

而铁路的修建限制在平缓的坡形，因为就铁路本身的性质而言，它无法拔起或下降需要的高程。

并且，难以用绕避的方式消除高程障碍，此时选择直接穿山开挖隧道是最为合理的方式。

第38卷第3期爆炸与冲击V o l.38,N o.3 2018年5月E X P L O S I O N A N DS HO C K WA V E S M a y,2018D O I:10.11883/b z y c j-2016-0275文章编号:1001-1455(2018)03-0563-09爆破振动作用下含软弱夹层边坡稳定性及安全判据*马冲1,2,詹红兵3,姚文敏2,余海兵2(1.中国地质大学数学与物理学院,湖北武汉430074;2.中国地质大学工程学院,湖北武汉430074;3.美国德州农工大学地质和地球物理系,美国德州77843-3115)摘要:运用F L A C3D软件建立了顺层台阶边坡数值模型,首先分析爆破振动作用下边坡的振速响应规律,然后通过边坡的位移㊁剪应变增量分析其稳定性,最后根据边坡稳定性判据,制定爆破振速安全阈值㊂研究表明,随着爆心距的增大,振速传播规律为近处衰减快㊁远处衰减慢,坡面存在高程放大效应,临空面中由于软弱夹层的阻隔影响,使得坡脚的振速最大;边坡的变形破坏受软弱夹层控制,其上覆岩体为潜在滑体,破裂面可以根据水平位移云图和塑性区分布图综合确定;边坡的破坏是一个渐进性的累积过程,位移和剪应变的累积会导致岩体的力学参数不断弱化,爆破振动劣化作用后仍有较大安全储备的边坡只会累积产生永久位移,而接近极限平衡状态的边坡将会失稳;当岩层倾角为15ʎ~23ʎ时,边坡振速安全阀值为21c m/s;当软弱夹层剪出口距离坡顶高度为14m,倾角分别为24ʎ㊁29ʎ㊁31ʎ㊁34ʎ时,安全阀值分别为10㊁8㊁6㊁5c m/s㊂关键词:爆破振动;边坡稳定性;安全阈值;软弱夹层;顺层边坡中图分类号:O389;T U457国标学科代码:13035文献标志码:A爆破振动作用下边坡的稳定性与控制是矿山开挖过程中面临的一个亟待解决的问题㊂一般认为,爆破振动对边坡稳定性的影响主要体现在[1]:首先,动荷载作用过程中产生的惯性力增大了边坡的下滑力,导致惯性失稳;其次,过大的动应力导致岩体结构面的扩展和增加,爆破损伤弱化了岩体的力学参数,使得边坡整体抗剪能力降低,导致边坡衰减失稳㊂目前,动荷载作用下边坡的稳定性分析方法主要有:经验判别法(速度判别法㊁加速度判别法㊁应力判别法)㊁拟静力法㊁数值分析法㊁基于数值分析和极限平衡理论的时程分析法㊁试验方法等㊂由于工程场地的千差万别,经验判别法还没有统一的安全标准值;拟静力法在简化过程中引入的诸多不确定因素,没有考虑振动波的频谱特性,不能分析边坡的应力-应变关系等,影响了该法的可信度;试验方法由于试验条件和经费的限制,也存在着和现场实际相结合的问题,在大规模地推广和应用上受限㊂随着计算机技术和现场实测技术的快速发展,数值分析与现场量测相结合的方法得到了广泛应用,此法既可以得到边坡在爆破振动整个过程中的应力-应变关系,还可以结合极限平衡理论求出整个过程的稳定性系数,具有较大的分析优势㊂针对爆破振动作用下边坡的稳定性已进行了相关研究:罗艺等[1]㊁言志信等[2]对爆破振动安全判据进行了系统研究,讨论了现有爆破安全判据的不足;胡军等[3]对爆破荷载的等效施加方式进行了分析;刘亚群等[4]认为采用现场实测的振动波进行动力分析更合适;陈明等[5]对爆破振动作用下台阶边坡的高程放大效应进行了研究;陈占军等[6]运用F L A C3D软件分析了爆破振动作用后边坡的位移㊁速度和塑性区,验证了数值模拟的可行性㊂万宝安等[7]基于F L A C3D软件以塑性区贯通为失稳判据得出了所研究边坡的临界振速为8.0c m/s;李海波等[8]通过离散元软件进行数值模拟,采用强度折减法,以位移或者速度发散作为边坡失稳破坏的判据,求解边坡在动荷载作用下的稳定性系数㊂*收稿日期:2016-09-09;修回日期:2016-12-15基金项目:国家自然科学基金项目(41672317)第一作者:马冲(1984 ),男,博士,讲师;通信作者:詹红兵,z h a n@g e o s.t a m u.e d u㊂爆破振速幅值的大小影响着边坡岩体的稳定性,本文中,拟结合某矿山工程实际,在现场爆破试验的基础上,采用F L A C 3D软件对爆破作用下含软弱夹层顺层边坡的稳定性进行数值模拟,研究含软弱夹层的边坡在不同岩层倾角下所对应的爆破振速安全阈值,旨在为类似工程的定量分析提供方法,这既是提高边坡稳定性的前提,也是优化爆破设计的基础㊂1 工程地质概况峨眉黄山石灰石矿区位于四川盆地边缘低中山地段,总体地形为南高㊁北低,单斜构造,海拔约500~1229.1m ㊂矿山灰岩内不规律发育有多组软弱夹层,倾向与岩层一致,倾角上陡下缓,矿区开采范围内,软弱夹层倾角为15ʎ~34ʎ;由于不规范的爆破开挖,导致发生过多起滑坡㊂经现场测量倾角为21ʎ~26ʎ;目前矿山开采方式为:从东往西推进㊁由上往下开挖,开采过程上下平台之间最小宽度为40m ,台阶过程边坡角为70ʎ,单台阶高度为15m ㊂ 根据对现场工程地质的调查分析,影响边坡稳定性的内在因素主要为岩体内部的软弱夹层(图1(a )),已经发生的滑坡(图(b ))均是沿其发生的顺层滑动;影响边坡稳定性的外在因素主要为爆破振动和雨水:频繁的爆破导致岩层的错动(图1(c )),岩体产生爆破裂隙(图1(d )),雨水顺着岩体节理裂隙(包括爆破振动产生的新裂隙)入渗,继续弱化软弱结构面的力学强度㊂爆破振动和雨水反复劣化作用下,当潜在滑体的整体抗滑力小于下滑力时,边坡即发生整体性的以滑移-拉裂为破坏形式的顺层滑坡㊂图1矿山现场照片F i g.1L o c a l p i c t u r e s o fm i n e 图2边坡动力分析模型和监测点位置分布F i g .2D y n a m i cn u m e r i c a l s i m u l a t i o nm o d e l o f t h e s l o pe a n d l o c a t i o nd i s t r i b u t i o no fm o n i t o r i n gpo i n t s 2 动力分析模型建立及参数选取2.1 计算模型根据相关资料以及矿山的开挖方式,建立典型的研究模型,岩体为弹塑性材料,采用摩尔-库仑屈服准则,台阶边坡角为70ʎ,软弱夹层倾角为15ʎ~34ʎ,以倾角15ʎ为例进行重点分析,每级台阶高度为15m ;软弱夹层厚度为0.5m ,边坡面处的软弱夹层离坡顶的垂直距465爆 炸 与 冲 击 第38卷离为14m ,其他边坡尺寸参数见图2;边坡的尺寸在静力或动力情况下均满足所需计算精度[9];岩体边坡网格尺寸最大为2m ,软弱夹层最大网格尺寸为0.25m ,满足大于输入波波长的1/8~1/10的要求[10-11];岩体的物理力学参数见表1㊂为了研究边坡在爆破振动波作用下的动力响应规律以及变形破坏机制,在具有代表性的部位设置了9个监测点(点N 1~N 9)和3个监测单元(A~C ),具体位置见图2㊂表1物理力学参数T a b l e 1P h ys i c o -m e c h a n i c a l p a r a m e t e r s o f r o c km a s s 岩体弹性模量/G P a泊松比内聚力/M P a内摩擦角/(ʎ)重度/(k N ㊃m -3)抗拉强度/M Pa 灰岩70.21.53526.81夹层(天然)0.680.30.0429200.016夹层(残余)0.680.30.0122200.0162.2 计算载荷及边界条件动力计算时,输入的波形为距爆源中心约10m 处现场实测的水平方向和竖直方向代表性波形,波形见图3中的实测输入波形㊂计算时根据需求按比例调整振幅大小,本次将振幅增大2倍进行计算;为了减小边界反射波的影响,模型边界设置为边界,将处理后的速度时程波转化为应力时程波[12],转化公式为:σn =ρc p v n , c p =E ρ(1-μ)(1+μ)(1-μ), σs =ρc s v s , c s =E 2ρ(1+μ)(1)施加于最左端整个截面,局部阻尼为0.15;动力计算时,先进行静力计算得到重力作用下的初始应力场,再初始化位移进行动力计算㊂式中:σn ㊁σs 分别为施加在静态边界上的法向应力和切向应力,ρ为岩体密度,E 为弹性模量,μ为泊松比,c p ㊁c s 分别为纵波和横波波速,v n ㊁v s 分别为法向振速和切向振速㊂图3N 1水平和垂直速度曲线与输入波形的比较F i g .3H o r i z o n t a l a n dv e r t i c a l v e l o c i t y c u r v e s a tN 1c o m p a r e dw i t h i n pu tw a v e c u r v e s 3 爆破振动作用下边坡动力响应规律3.1 波形的输入与传播动力计算后将点N 1的水平速度时程曲线和垂直速度时程曲线处理为单倍振速时程曲线,与输入波的水平速度时程曲线对比,如图3所示,发现基本吻合,说明边界条件和输入方式正确㊂图4为边坡在不同时刻的水平速度云图,根据式(1)计算可得c p =1703m ,当t =6,25,47,52m s 时,传播的距离R =10,41,80,88m ,由速度矢量图大致可知纵波的传播距离与理论计算结果一致,说明了波形传播的正确性㊂综合图3(a )和图4可知,本次数值模拟对波形的输入和传播规律都和现场实际符合较好,说明波形的输入方式㊁参数设置合理,为动力响应规律的分析和边坡的动力稳定性分析奠定了基础㊂565 第3期 马 冲,等:爆破振动作用下含软弱夹层边坡稳定性及安全判据图4不同时刻的水平速度云图F i g .4C o n t o u rm a p s o f h o r i z o n t a l v e l o c i t y at d i f f e r e n t t i m e s 3.2速度响应规律图5监测点主振速度F i g .5M a x i m u mv e l o c i t y a m pl i t u d e s o f m o n i t o r i n gpo i n t s 由图5可知:(1)随着爆心距的增大,速度幅值逐渐减小,衰减规律近快远慢,呈现出萨道夫斯基传播规律,与现场实测的规律相似;(2)坡面振速存在高程放大效应;(3)软弱夹层影响边坡振速的动力响应规律,主要体现在软弱夹层对振动波的阻隔作用[13];(4)边坡临空面中坡脚的主振速度最大㊂4 边坡变形机制及稳定性顺层岩质边坡在爆破振动作用下的变形特征可以通过塑性区图㊁水平位移云图及关键点水平位移时程曲线㊁剪应变增量来显示㊂通过研究爆破振动作用下边坡的塑性区㊁水平位移,探讨顺层岩质边坡在爆破振动作用下的破裂滑移面位置;根据关键点的水平位移时程曲线,判断边坡的整体稳定性㊂4.1 边坡破裂面爆破振动结束后,爆源附近岩体产生整体向台阶外的位移;软弱夹层上部岩体相对其下部岩体产生了整体向坡外的永久位移,如图6(a )所示㊂ 下部台阶靠近爆源处有较大范围受拉应力屈服状态,如图6(b )所示,说明在此输入爆破荷载作用下,近爆源台阶面岩体会产生一定的爆破损伤;灰岩易受拉破坏,若平台有边界限制,则岩体不会发生垮塌,反之,则可能发生垮塌㊂通过对监测点提取数据,得到:(1)监测点N 2的最大速度为40c m /s ,监测点N 3的最大速度为32c m /s ,监测点N 4的最大速度为19c m /s ,监测点N 3至监测点N 4之间基本无塑性区,通过应力判别法,见公式(1),求得灰岩的安全阀值为22c m /s,现场的实测观察亦得出当主振速度小于22c m /s 时岩体未产生爆破裂隙[14],说明当爆破振速小于22c m /s 时灰岩是稳定的;(2)软弱层中㊁下段受剪切屈服,上段剪切和受拉屈服,塑性区贯通,表明爆破振动波已对软弱夹层产生了一定的不利影响㊂综合图6可知,爆源附近平台拉伸塑性区部位为潜在拉伸破裂面;软弱夹层为潜在剪切破裂面,其上覆岩体为潜在不稳定滑体㊂图6爆破后水平位移云图和塑形区分布F i g .6P l a s t i c z o n e s a n dh o r i z o n t a l d i s p l a c e m e n t o f s l o p e a f t e r b l a s t i n g665爆 炸 与 冲 击 第38卷4.2 位移和剪应变增量时程由图7可以看出,潜在破裂面两侧岩体的位移方向不一致,软弱夹层之上的岩体(N 7~N 9)发生了整体向坡外的永久位移,整体位移均很小,一段时间后趋于稳定,并最终收敛,因此边坡最终稳定;从监测单元塑性剪应变增量图8可以看出,软弱夹层的剪应变增量在累积增大,由于剪应变较小且最终收敛,因此边坡最终稳定㊂图7监测点水平向位移时程曲线F i g .7H o r i z o n t a l d i s p l a c e m e n t -t i m e c u r v e s o f m o n i t o r i n gpo i n ts 图8监测单元剪应变增量时程曲线F i g .8S h e a r -s t r a i n i n c r e m e n t -t i m e c u r v e s o f k e y el e m e n t s 由于矿山爆破作业频繁,年限长久,特别是终了边坡,频繁的爆破振动就会导致潜在滑体永久位移的累积,滑带的塑性剪应变增量增加㊂本文中将爆破振动波形叠加19段用以模拟反复爆破后边坡的变形情况,计算结果如图9~10所示:随着爆破次数的增加,岩体的位移和剪应变增量均在递增,软弱夹层的剪应变最大已经累积到0.05,超出一般岩体可以承受的变形范围,软弱夹层已经发生了剪切破坏㊂但是在数值模拟过程中没有考虑因爆破累计损伤引起的岩体力学参数的劣化,因此在静力情况下是稳定的㊂一般对于动力计算,计算结束后,潜在滑体的位移㊁滑带的剪应变是收敛的,只是会产生一定的永久位移和剪应变,按照动力失稳的判据来说,边坡最终是稳定的㊂图9监测点水平向位移时程曲线F i g .9T i m e -d e p e n d e n t c u r v e s o f h o r i z o n t a l d i s p l a c e m e n t o fm o n i t o r i n gpo i n ts 图10监测单元剪应变增量时程曲线F i g .10T i m e -d e p e n d e n t c u r v e s o f s h e a r -s t r a i n i n c r e m e n t o f k e y el e m e n t s 4.3 强度折减法动力分析为了分析反复的爆破振动对岩体的累积损伤以及损伤后边坡的稳定性,通过对软弱夹层的天然参数进行不断地折减来模拟爆破振动对软弱夹层的劣化,分析不同折减系数下边坡的稳定性,表达式为:C ᶄ=C ω, t a n φᶄ=t a n φω(2)式中:黏聚力C 和内摩擦角φ为弱化前的岩土体抗剪强度参数;C ᶄ㊁φᶄ为弱化后的抗剪强度参数;ω为折减系数,计算结果见图11~12㊂765 第3期 马 冲,等:爆破振动作用下含软弱夹层边坡稳定性及安全判据图11监测点N 7的水平向位移时程曲线F i g .11T i m e -d e p e n d e n t c u r v e s o f h o r i z o n t a l d i s pl a c e m e n t a tN 7 由图11可知,当ω为1.43~2.80时,随着ω的增大,水平位移随之增大,动力计算结束前,曲线收敛,产生一定的永久位移;当ω为2.81~2.86时,随着ω的增大,水平位移增大,但是动力计算结束前,曲线发散,ω越大,曲线斜率越大,即位移增长速度越快;根据动力失稳判别条件[8,14],当ω=2.80时,边坡处于动力极限平衡状态,此时求得ω=2.80时边坡在静力情况下的稳定性系数为1.02㊂由此可知,边坡的稳定性和边坡受爆破振动劣化程度相关,爆破振动劣化作用后边坡在静力情况下安全储备能力较低的边坡易失稳,安全储备能力较高的边坡不会失稳,只会累积产生一定的永久位移㊂安全储备能力越高,相应的永久位移越小,反之则越大㊂ 由于矿山频繁爆破并且持续时间长,软弱夹层的力学参数以较差情况来考虑比较合理,即当软弱夹层受爆破劣化因素作用,软弱夹层的力学参数降低至残余强度值时(C =0.01M P a ,φ=20ʎ),计算边坡在静力情况下的稳定性系数,计算结果如图12所示㊂可知:稳定性系数与软弱夹层剪出高度相关,岩层倾角θ为15ʎ~23ʎ时,稳定性系数K ȡ1.03,属于相对稳定区域;软弱夹层倾角为24ʎ~34ʎ时,大部分情况稳定性系数K ɤ1.0,属于不稳定区域㊂图12边坡的稳定性系数F i g .12S t a b i l i t y c o e f f i c i e n t o f s l o pe 4.4 爆破振速安全阈值通过以上对岩体在爆破振动下稳定性的研究,可知:灰岩的爆破振速安全阈值应小于22c m /s ,即被保护处边坡岩体振动速度的上限应小于22c m /s ㊂岩层倾角为15ʎ~23ʎ的边坡,其在爆破振动作用下不会发生整体滑坡,只会累积产生一定的永久位移㊂对处于这个区域的边坡,以灰岩的振动标准来确定其阈值,取21c m /s ㊂软弱夹层倾角为24ʎ~34ʎ的边坡,其在过大的爆破振动作用下岩体力学参数会劣化,进而可能导致整体性破坏,因此,必须对爆破振速进行控制㊂根据软弱夹层塑性区的贯通情况,并观察其上覆灰岩的水平位移的大小或方向,来分析爆破振动对边坡稳定性的影响,研究爆破振速的安全阈值,以保证边坡不发生整体性破坏㊂以软弱夹层倾角分别为24ʎ㊁29ʎ㊁31ʎ㊁34ʎ,剪出口至坡顶的垂直距离为14m 时为例进行动力计算,通过调整爆破振动波的振幅,使软弱夹层的塑性区刚好贯通,计算结果见图13㊂由13(a )~(c )可知,软弱夹层之上的岩体水平位移很小,基本在10-5m 量级,且不同步,剪出口部位相对要大一些,往后缘逐渐减小;由图13(d )可知,软弱夹层之上的岩体水平位移很小,基本在10-5m 量级,并且方向不一致,部分方向指向坡外,部分指向坡内㊂因此,可以判断,在此爆破振动强度下对边坡的稳定性影响较小㊂通过数据提取,得到各坡脚对应的水平振速分别为11.2㊁10.3㊁9.1㊁7.3㊁6.0c m /s ㊂从安全角度考虑,爆破振速安全阈值应稍小于上值,最终的安全阈值取值见图14㊂865爆 炸 与 冲 击 第38卷图13塑性区分布图和水平位移云图F i g.13P l a s t i c z o n e s a n dh o r i z o n t a l d i s p l a c e m e n t o f s l o p e图14软弱夹层倾角与安全阈值的关系F i g.14R e l a t i o n s h i p o fw e a k i n t e r l a y e r i n c l i n a t i o na n d s a f e t y t h r e s h o l d 5结论(1)顺层岩质边坡爆破振动衰减规律为:爆心距增大,振幅随之减小,越靠近爆心衰减幅度越大,局部存在高程放大效应和坡面放大效应㊂软弱夹层影响着边坡的动力响应㊂(2)爆破振动作用下对含软弱夹层的顺层边坡变形破坏受软弱夹层的控制,破坏以软弱结构面的拉伸破坏和剪切破坏为主,并伴有部分岩体的张拉破坏;破裂面可以根据塑性区分布图㊁水平方向位移云图综合分析确定㊂(3)爆破振动作用下,过大的应力将导致岩体反965第3期马冲,等:爆破振动作用下含软弱夹层边坡稳定性及安全判据075爆炸与冲击第38卷复受拉和受剪屈服,岩体累积产生永久位移㊁剪应变增量累积增大,岩体损伤累积,导致岩体力学参数持续降低,爆破振动劣化作用后仍有较大安全储备能力的边坡不会失稳,只会累积一定量的永久位移,极限平衡附近状态的边坡将会失稳㊂(4)对于矿山边坡,特别是终了边坡,制定安全阀值时,软弱夹层的力学性质应以较差的情况(即残余强度)进行考虑,当爆破振动劣化作用后边坡稳定性系数仍然有较大安全储备时,应以坡脚岩体的稳定性制定安全阀值标准;当处于极限平衡状态附近时,应根据边坡的塑性区和水平位移云图综合判断爆破振动对边坡的稳定性影响情况,制定合理的爆破振速安全阀值㊂参考文献:[1]罗艺,卢文波,陈明,等.爆破振动安全判据研究综述[J].爆破,2010,27(1):14-22.L U O Y i,L U W e n b o,C H E N M i n g,e t a l.V i e wo f r e s e a r c ho n s a f e t y c r i t e r i o no f b l a s t i n g v i b r a t i o n[J].B l a s t i n g, 2010,27(1):14-22.[2]言志信,彭宁波,江平.爆破振动安全标准探讨[J].煤炭学报,2011,36(8):1281-1284.Y A NZ h i x i n,P E N G N i n g b o,J I A N GP i n g.R e s e a r c ha b o u tb l a s t i n g v i b r a t i o ns a f e t y c r i t e r i a[J].J o u r n a l o fC h i n aC o a l S o c i e t 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i s h e db y u s i n g t h eF L A C 3Ds o f t w a r e .F i r s t ,t h e d y n a m i c r e s p o n s e l a wo f t h e s l o p e u n d e r t h e b l a s t i n g w a v e sw a s a n a l y z e d .T h e n t h e s t a b i l i -t y o f t h e s l o p ew a sa n a l y z e db a s e do nt h ed i s p l a c e m e n t a n dt h es h e a r s t r a i n i n c r e m e n t .F i n a l l y ,a c -c o r d i n g t o t h e j u d g m e n t o f t h e s l o p e s t a b i l i t y ,t h e a p p r o p r i a t e v e l o c i t y s a f e t y t h r e s h o l d o f b l a s t i n g v i -b r a t i o nw a sd e v e l o p e d .S t u d i e s r e v e a l t h a t t h ea t t e n u a t i o nr a t eo f t h ev i b r a t i o na m p l i t u d ed e c r e a s e s w i t hh i g h e r b l a s t e r c e n t e r d i s t a n c e v a l u e .T h e r e i s e l e v a t i o na m p l i f i c a t i o ne f f e c t o n t h e s l o p e a n d t h e m a i nv i b r a t i o nv e l o c i t y re a c h e s t h em a x i m u ma t t h ef o o t o f t h e f r e e s u r f a c e d u e t o t h e e x i s t e n c e o f t h e w e a k i n t e r l a y e r .T h ed e f o r m a t i o na n df a i l u r eo f t h es l o p e i sc o n t r o l l e db y t h ew e a k i n t e r l a y e r .T h e u p p e r r o c km a s s b e c o m e s t h e p o t e n t i a l s l i d i ng ma s sw h e n t h e r e i s t e n s i l e a n d s h e a r f a i l u r e i n t h ew e a k i n t e r l a y e r ,a n d t h e f r a c t u r es u r f a c ec a nb ed e t e r m i n e dac c o rd i n g t ot h eh o r i z o n t a l d i s p l a ce m e n tm a pa n d t h e p l a s t i c z o n ed i s t r ib u t i o n m a p .T h es l o p e f a i l u r e i sa p r o g r e s s i v eac c u m u l a t i o n ,d i s p l a ce m e n t a n d s h e a r s t r a i n a c c u m u l a t i o nw i l l l e a d t o t h em e c h a n i c a l p a r a m e t e r s of t h e r o c kw e a k e n i n g.T h e r e i s a p e r m a n e n td i s p l a c e m e n ta f t e rb l a s t i n g v i b r a t i o ni f t h es l o p eh a sa g r e a ts a f e t y m a r gi n ,w h i l et h e s l o p en e a r t h e s t a t e o f l i m i t e q u i l i b r i u m w i l l b e i n s t a b i l i t y .T h e s a f e t y t h r e s h o l d o f t h e s l o p e i s 21c m /s i f t h e s t r a t a i n c l i n a t i o n i s f r o m15ʎt o 23ʎ.W h e n t h e c u t o u t h e i g h t o f t h e s l o p ew i t h t h ew e a k i n t e r -l a y e r i s 14ma n d t h e s t r a t a i n c l i n a t i o n s a r e 24ʎ,29ʎ,31ʎa n d 34ʎ,t h e c o r r e s p o n d i n g s a f e t y th r e s h o l d w i l l b e 10,8,6a n d 5c m /s .K e yw o r d s :b l a s t i n g v i b r a t i o n ;s l o p e s t a b i l i t y ;s a f e t y t h r e s h o l d ;w e a k i n t e r l a y e r ;b e d d i n g s l o p e (责任编辑 张凌云)175 第3期 马 冲,等:爆破振动作用下含软弱夹层边坡稳定性及安全判据。

基于MATLAB的巷道顶板剪切破坏机理分析
曹吉胜;马少杰;马德鹏
【期刊名称】《西部探矿工程》
【年(卷),期】2013(025)010
【摘要】受复杂地质条件影响,巷道顶板在拉剪应力交互作用下产生以剪切破坏为主的失稳形式.运用岩石力学理论建立巷道力学模型,分析巷道围岩应力分布,结合裂隙体梁理论,分析影响巷道稳定性的关键部位及关键块,得出巷道顶板保持静态平衡及稳定时所需的剪应力及抵抗强度；同时,运用MATLAB程序计算分析巷道围岩在不同弱面角度及不同抵抗强度时对巷道稳定性的影响.
【总页数】3页(P138-140)
【作者】曹吉胜;马少杰;马德鹏
【作者单位】中煤科工集团重庆研究院,重庆400039;中煤科工集团重庆研究院,重庆400039;山东科技大学资源与环境工程学院,山东青岛266510
【正文语种】中文
【中图分类】TD322.1
【相关文献】
1.基于煤矿巷道顶板钢带支护机理分析 [J], 马宁
2.路基剪切破坏机理分析 [J], 杨子江
3.基于颗粒离散元法的岩石节理面剪切破坏细观机理 [J], 王刚;张学朋;蒋宇静;李博;吴学震;黄娜
4.路基剪切破坏机理分析 [J], 杨子江
5.基于快速判断土体剪切破坏状态的MATLAB GUI设计 [J], 李倩;李娇娇;陈二忠因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。

线路/路基收稿日期:2010-04-13基金项目:中央高校基本科研业务费专项资金资助(2009QK05)作者简介:黄明星(1986 ),男,在读研究生,E m ai:l h st arg @163.co m 。

基于剪切强度折减法的斜坡软弱地基路堤稳定性分析黄明星,蒋 鑫,邱延峻(西南交通大学土木工程学院,四川成都 610031)摘 要:斜坡软弱地基路堤的稳定性受到了工程界的重视。

基于FLAC3D 软件平台,运用剪切强度折减法,就斜坡软弱层性状对路堤稳定性的影响进行了较为全面的分析,重点讨论斜坡软弱层厚度、在地基中的相对位置、尖灭度、地面横坡及斜坡软土抗剪强度指标等因素,获得了安全系数值及潜在滑动面的演变规律,并提出实际工程可选用的工程对策。

关键词:道路工程;斜坡软弱地基;路堤;剪切强度折减法;稳定性中图分类号:U 213 1 文献标识码:A 文章编号:1004-2954(2010)10-0040-031 概述斜坡软弱地基是指表面或底部呈倾斜状的软弱土地基,作为一类特殊的地质力学模型,这种地基在工程中通常表现出两方面的特征,一是软弱土层表面或底部存在一定的斜坡;二是软弱土体松散,具有低强度和高压缩性的特点[1]。

斜坡软土具有独特的成因及工程特性,多属丘陵谷地相沉积,广泛分布于我国西南山区。

在此类地基上修建铁路、公路路堤,在路堤自重作用下,存在着易滑塌失稳、斜坡软弱地基侧向变形过大等诸多风险,相关研究人员对此给予了足够的重视,早在20世纪60年代贵昆铁路建设中,周镜院士即提出桩排架作斜坡软土路堤坡脚下埋式支挡以处理滥坝至水城段30余k m 长路基,并获得成功。

文献[2~3]分别进行了斜坡软弱地基路堤的室内离心模型试验及现场施工技术研究。

斜坡软弱层本身的性状,包括其厚度、在地基中的相对位置、是否存有尖灭度、地面横坡大小及软弱土体抗剪强度指标等,自然成为斜坡软弱地基路堤设计与施工中必须要考虑的核心因素。

顶板断裂瞬间煤体稳定性的动力学分析及数值模拟祝捷;张敏;唐俊;王曌华;谈晓钟【摘要】为了研究顶板突然性断裂诱发煤层失稳的致灾条件,本文采用动力学方法分析了顶板断裂瞬间煤岩系统的受力状态和力学响应.首先推导了顶板断裂时惯性力、惯性力矩的计算公式,进而得到顶板断裂瞬时转动加速度与惯性力、惯性力矩的关系,利用数值模拟计算了顶板断裂前后以及不同转动角加速度条件下的煤岩体应力、变形和两帮位移.计算结果显示:当顶板断裂瞬时转动角加速度较小,即顶板断裂释放能量较小时,工作面煤壁两帮移近量随顶板瞬时转动角加速度的增大而增大;当顶板断裂瞬间转动加速度达到某临界值时,煤岩系统出现失稳分支点,具体体现为工作面处煤体的应力基本不变,煤壁顶部竖向下沉激增,煤岩系统的平衡须依靠煤壁回缩方可维持.因此顶板断裂可以诱发煤岩体系统的失稳,但并非失稳的充分条件.【期刊名称】《煤炭学报》【年(卷),期】2014(039)002【总页数】5页(P253-257)【关键词】煤体稳定性;顶板断裂;动力学分析;分岔失稳【作者】祝捷;张敏;唐俊;王曌华;谈晓钟【作者单位】中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京100083;中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD315冲击地压是采动影响下，达到强度极限的煤岩力学系统将聚集的能量以突然、急剧、猛烈的形式释放出来的动力现象。

冲击地压可视作煤岩系统的失稳破坏，分为材料失稳型冲击、结构失稳型冲击和耦合失稳型冲击几种类型[1]。

宏细观试验和现场观测结果显示煤中裂纹不断扩展或层裂结构的形成最终促使煤体失稳[2-4]。