深部矿井回采巷道围岩变形失稳分析.pdf

西安科技大学 硕士学位论文 深部矿井回采巷道围岩变形失稳分析 姓名冯冶 申请学位级别硕士 专业采矿工程 指导教师范公勤 论文题目深部矿井回采巷道围岩变形失稳分析 专 业采矿工程 硕 士 生冯 冶 （签名） 指导教师范公勤 （签名） 摘 要 深部资源开采一直是国内外采矿工程界十分关注的一个重要的课题。 本文针对华亭 煤矿急倾斜特厚煤层水平分段放顶煤开采过程中，处于深部环境状态下，回采巷道围岩 矿压显现规律、围岩变形严重的实际情况进行理论分析，并对其影响因素进行了系统的 阐述。 通过现场取煤岩样对巷道围岩力学参数及冲击倾向性进行了大量的实验室测试与 研究，结果表明，煤和顶底板岩体具有弱的冲击倾向性，煤岩呈明显脆性，得出煤岩的 力学特性参数。对该井田的原岩应力进行了测量，初步分析了原岩应力的分布特征。在 此基础上研究了急倾斜煤层水平分段开采上分层采动引起的特殊的支承压力现象， 并进 行了理论分析。为了进一步对比分析上下分层回风巷道和运输巷道的变形破坏机理，利 用 RFPA 和 FLAC 数值分析软件进行了模拟。现场采用钻孔窥视、松动圈仪器等对围岩损 伤与变形的多元信息监测， 结合表面变形与深部离层规律综合监测与锚杆索力学性态 试验及测试，深入系统地分析复杂地质条件下巷道围岩变形与演化失稳特征和规律。最 终确定了巷道的合理支护形式与参数，并通过围岩松动圈对测试结果进行了验证。最后 分析了巷道围岩变形的力学机制总结了其失稳破坏的原因， 并提出了控制巷道围岩破坏 的有效方法，确保了回采巷道的安全与稳定，对深部条件下煤矿安全开采具有重要实际 意义。 关 键 词回采巷道；深部急倾斜；变形失稳；破坏机理；数值模拟分析 研究类型应用研究 Subject Deep mine tunnel surrounding rock deation and failure analysis Specialty Mining Engineering Name FengYe （（Signature）） Instructor FanGongQin （（Signature）） ABSTRACT Resource exploitation in deep mining engineering has been of great concern at home and abroad is an important issue. This paper Huating inclined thick coal seam of top coal mining process, in a deep state of the environment, the roadway pressure behavior around Rock, rock deation serious theoretical analysis of the actual situation and its influencing factors a systematic exposition. Coal samples obtained through the field on the mechanical parameters of surrounding rock and the impact orientation to a large number of laboratory tests and research, the results show that the roof and floor rock of coal and the impact of a weak tendency, apparent brittleness of coal was obtained parameters of the mechanical properties of coal. Original rock of the mine field stress measurement, a preliminary analysis of the original rock stress distribution. On the basis of a steep seam mining on the layer of horizontal section of the special mining abutment pressure caused by the phenomenon, and analyzed theoretically. In order to further comparative analysis of the upper and lower layer wind tunnel and transport back to the roadway deation mechanism, using numerical analysis software RFPA and FLAC are simulated. Spy on site drilling, equipment and other loose ring injury and deation of the surrounding multi-ination monitoring, combined with the deep surface deation and integrated monitoring and bolt separation law Cable mechanical behavior of trial and testing, in-depth system analysis of complex geological Roadway Deation and failure characteristics and laws of evolution. Ultimately determine the reasonable support of roadway s and parameters, and through the rock loose ring on the test results are verified. Final analysis of the mechanism of deation of laneway summed up the reasons for its instability failure, and proposed roadway damage control effective way to ensure roadway safety and stability under the conditions of the deep coal mining has important practical safety significance. Key words Extraction roadway In the deep deation instability Failure mechanism Numerical simulation analysis Research types Application Study 1 绪论 1 绪论 1.1 选题背景与研究的意义 煤炭是我国的主要能源， 在国民经济中占有极其重要的地位。 随着煤炭资源的采出， 开采规模扩大和机械化水平提高，开采煤层的埋藏深度必然要增加，同时生产矿井势必 向深部发展。煤矿深井开采是世界上大多数主要采煤国家目前和将来要面临的问题，随 着能源需求量大，矿井延深速度加快，一些国有煤矿已经开始转入深部开采[1]。据不完 全统计，国外开采超过千米的金属矿山有 80 多座，其中南非就有 40 多座矿井开采深度 超过 1000m，其中一半以上已达 20003000m，如埃兰兹兰Elnadsrnad金矿、斯坦总统 presidentSteyn金矿和博克斯堡Bokbsugr金矿等开采深度已超过 3000m， 全世界开采深 度最大的地下矿山卡里顿维金矿的开采深度已超过 4000m[2]。除南非以外，加拿大、美 国和印度等国地下矿山的开采深度最大的也达到了 20003000m，如美国的加利纳 Galnea银铅矿、加拿大的克来顿Creihgtno镍矿和印度的钱皮恩里夫ChamPino Reef 金矿和科拉尔Kolar金矿等。我国已有平顶山、淮南和峰峰等 43 个矿区的 120 座矿井 的开采深度超过 600m，开滦、北票、新汶、沈阳、长广、鸡西、抚顺、阜新和徐州等 13 个矿区的 25 座矿井的开采深度超过 800m，其中开采深度超过 1000m 的除沈阳彩屯 矿以外， 还有开滦赵各庄1159m、 新汶孙村矿1055m和北票冠山矿1059m等[3]。 此外， 开滦唐山矿及马家沟矿和林西矿、北票台吉矿、新汶华丰矿、长广牛头山七矿、阜新王 家营矿等的开采深度已接近 1000m。目前，我国煤矿的开采深度正以每年 8～12m 的速 度递增， 东部矿井正以每 10 年 100～250m 的速度发展， 预计在未来 20 年很多煤矿将进 入到 1000～1500m 的深度[4]。另外，我国一批金属矿山也已进入深部开采，例如山东玲 珑金矿和红透山铜矿目前开采已进入 900～1100m 深度；冬瓜山铜矿现已建成 2 条超 1000m 竖井；弓长岭铁矿设计开拓深度达 1000m；夹皮沟金矿二道沟坑口矿体延深至 1050m；湘西金矿开拓 38 个中段，垂深超过 850m[5]。此外，还有寿王坟铜矿、凡口铅 锌矿、金川镍矿、乳山金矿等许多矿山都将进入深部开采。当前我国深部矿井的开采面 临着许多问题，这也是我国煤炭工业长远发展需要十分重视和研究解决的问题[6]。 深部急斜煤层，其特殊的煤层赋存条件及多样的开采方式，一直受到国内外采矿界 的广泛关注[7]。急斜煤层是指赋存角度 45～90的煤层，其形成是几亿年来各个聚煤地 区古地理基底不平，并经受地壳不均衡沉降和冲蚀作用，特别是经受过后期印支运动和 燕山运动数度褶皱、断裂及伴有岩浆活动等影响，使一些煤层形成了急斜的埋藏状态。 我国急斜煤田的分布范围广，急斜煤层的总储量西部和北部地区多于南方地区[8]。当急 倾斜煤层进入深部开采以后， 岩层压力增大， 巷道围岩变形量显著增加， 支架损坏严重， 1 西安科技大学硕士学位论文 巷道修复工程量剧增，巷道维护变得异常困难，所以深部矿井急斜煤层巷道围岩的控制 已经成为开采能否顺利进行的重要因素之一[9]。一些在浅部开采中的工程灾害都将在深 部开采中以更加明显的方式表现出来， 如巷道变形明显， 矿压显现剧烈， 采场失稳加剧， 冲击地压聚增，井筒破裂，煤自燃发火等事故也大量增加，诱发严重安全事故[10]。深部 开采对地表环境也往往造成严重损害， 深井巷道技术研究也开始成为采矿界公认的国际 性难题[11]。 甘肃华亭煤业集团华亭煤矿，是特大型现代化矿井。其主采 5 号煤层属于倾斜特厚 煤层，采用走向长壁水平分段综采放顶煤开方法，工作面回风平巷和运输平巷为大跨度 煤巷，沿 5 号煤层顶板和底板侧布置，巷道断面为梯形。随着开采的延深，应力加大， 采场巷道所处的环境也随之变化，导致巷道稳定状态趋于恶化。而且发育的节理岩体所 产生的碎胀蠕变，使巷道变形速度加快。在煤矿开采中存有潜在的巷道片冒失稳等安全 隐患，严重影响矿山的正常生产。在生产过程中，该矿井矿压显现明显，围岩变形破坏 严重；受开采动压和冲击地压的影响，支架扭曲、变形，折损严重，不能保证有效的生 产工作空间；另外，部分地段顶板塌落、片帮及底臌的现象严重，巷道的维护费用高居 不下，直接影响矿井生产安全和经济效益的提高[12]。 本文以回采巷道围岩为研究对象， 研究了围岩应力与变形之间的关系及深部回采巷 道围岩变形特征和破坏机理，对巷道围岩受力状态和采动引起的支承压力等进行分析， 并在了解原岩应力分布特征、巷道围岩力学特性的基础上通过相似模拟试验，分析巷道 变形的影响因素。 以巷道整体为研究对象， 建立了巷道变形的力学物理模型和数值模型， 结合现场实际分析，采取有效措施，控制巷道围岩变形失稳。此方法的应用，对于减少 巷道维护工作量，增加矿井产量，提高矿井的技术经济效益，改善矿井安全生产环境具 有重要的现实意义，同时也为其它深部矿区有类似围岩状况的巷道稳定性提供参考。为 了确保矿井的安全生产，选择回采巷道合理的布置与支护方式、迫切需要开展对深部矿 井，特别是甘肃华亭煤矿急倾斜特厚煤层开采情况下的矿压研究工作，防止巷道破坏性 事故的再次发生。 1.2 国内外研究动态及发展趋势 深部急倾斜煤层的形成是后期地质构造运动造成的， 地质条件复杂导致其开采环境 复杂。在这种情况下，一般很难形成较大的生产能力，这也是开采急倾斜煤层矿井的普 遍存在的问题。 目前国内外在急倾斜特厚煤层开采中广泛应用的水平分段综采放顶煤的 开采方法，这也是煤炭界广泛认可的采煤方法。 1.2.1 国外对深部开采回采巷道变形失稳研究现状 19 世纪后期到 20 世纪初，认为是矿压假说的萌芽阶段，这一时期开始利用比较简 2 1 绪论 单的力学原理解释实际中出现的一些矿压现象，并提出了一些初步的矿压假说，具有代 表性的是认为巷道上方能形成自然平衡拱的所谓“压力拱”假说。此外，对巷道围岩变 形机理和支架所受的压力大小也开始进行了初步的理论研究[13]。 尽管当时提出的一些理 论和假说本身尚存在许多不足之处，而且只能在局部的条件下应用，但在矿压发展过程 中起到了重要的历史作用。 这个时期还提出了岩石坚固性系数即普氏系数为定量指标的 岩石分类方法，并曾得到了广泛应用，至今仍在普遍运用中[14]。 到了 60 年代，刚性试验机的应用，揭示了岩石变形破坏的特性和弹塑性断裂破坏 理论。特别是奥地利工程师 L.VRbacewicz 在总结前人经验的基础上，提出了一种新的 隧道设计施工方法，即新奥地利隧道施工方法，简称新奥法NATM，新奥法是目前地 下工程的主要设计施工方法之一。新奥法的核心是利用围岩的自承作用来支撑隧道，使 围岩本身也成为支护结构的一部分而与支护体共同构成支承环[15]。在此期间，日本人山 地宏和樱井春辅又提出了围岩支护的应变控制理论。他们认为，巷道围岩的应变随支护 结构的增加而减少，而许用应变则随着支护结构的增加而增大，因此，通过加强支护结 构可较容易地将围岩的应变控制在许用应变范围内[16]。 德国利用“生产巷道观测法”对巷道移近量进行大量观测统计，回归出不同岩性、 不同开采技术条件下巷道移近量公式，用于指导巷道设计[17]。前苏联学者引入 Hr/J 压 指标，评价静压巷道的稳定性，认为 rH/σ 小于 0.25 时属稳定巷道；在 0.250.5 时属中 等稳定巷道；在 0.50.65 时属不稳定巷道。波兰巷道设计考虑围岩强度、巷道理深、巷 道宽度、 受采动影响等因素以计算岩石稳定性系数， 并用来作为选择巷道支架的原则[18]。 对于回采巷道方面，国外如澳、英等国不设计沿空掘巷，他们认为由于上工作面开 采的影响在本工作面顶板中距上工作面采空区一定范围内产生采动倾斜裂缝， 煤巷布置 在裂缝中围岩是非常不稳定的，布置煤巷时应该躲开这些裂缝[19]。因此，区段平巷的护 巷煤柱尺寸应该是巷道埋藏深度的 1/10，至少应当在 10m 以上。美德等国的区段煤层 平巷均布置在实体煤中，俄罗斯、乌克兰的沿空掘巷只采用金属支架支护[20]。 随着开采深度的不断增加， 巷道支护越来越困难， 原来主要使用金属支架的产煤国 家在上世纪 80 年代后越来越重视锚杆技术的发展与应用[21]。英国 1989 年全面引进澳大 利亚成套锚杆支护技术， 煤巷锚杆支护得当迅猛发展。 1994 年已经完全改变过去以金属 支架支护为主的局面，锚杆支护达到了 80[22]。德国在上世纪 80 年代以后，为了解决 开采深度日益增加，矿井机械化开采程度提高而引起巷道断面的不断扩大，使得巷道围 岩变形量增加，维护日益困难等问题，通过改变 U 型钢支架间距使支护费用增高，并难 以使巷道维护困难有改观，也开始在采准巷道推行锚杆支护技术，在鲁尔矿区现已应用 到千米的深井巷道中[23]。法国煤巷锚杆支护技术也发展很快，锚杆支护比重已经超过 50。俄罗斯第一大矿区库兹巴斯矿区巷道支护锚杆所占比重已达 50以上[24]。 3 西安科技大学硕士学位论文 1.2.2 国内对深部开采回采巷道变形失稳的研究现状 谢和平[25]指出，首先表现在深部开采必然诱发出一系列工程灾害①巷道变形速 度快、巷道围岩变形范围大；巷道持续变形、流变成为深部巷道变形的主要特征；②采 场矿压显现剧烈，采场失稳，易发生破坏性的冲击地压；③金属矿和煤矿相关的统计资 料表明，随着开采深度的增加，岩爆的发生次数及强度会随之上升，巷道中岩爆危险性 增加；④瓦斯高度聚积、诱发严重的安全事故；⑤深部开采条件下，岩层温度将达到摄 氏几十度的高温，作业环境恶化；⑥矿山深部开采诱发突水的几率增大，突水事故趋于 严重；⑦井筒破裂加剧；⑧煤自燃发火、矿井火灾及瓦斯爆炸加剧。此外，深部开采对 地表环境也往往造成严重损害。 勾攀峰[26]应用弹塑性力学理论建立了巷道围岩系统的势能函数，进而用突变理论 方法建立了巷道围岩系统尖点突变模型，从而提出了确定深井巷道临界深度的方法。 钱鸣高[27]指出深部高应力来自两个方面①原岩应力绝对升高；②开采应力与 原岩应力叠加，更易集中，称其为采动应力集中。他指出理论是解开岩体运动全过程的 一种科学方法和途径，必须深入研究“采动岩体中的关键层运动对深部资源开采的影响。 杜计平[28]用解析的方法分析了岩石的力学特性、采深、开采影响、服务时间和支 护对巷道围岩松动碎胀圈半径、巷道围岩及支架变形的影响，得出不同掘进和布置方式 的回采巷道围岩变形随采深增加的规律。 在矿山深部开采方面，古德生[29]强调应当关注矿床深部开采中可能面临的以下科 学问题①深井高应力矿岩的岩爆控制；②深井高应力矿岩的碎裂诱变；③深井开采中 的高温环境与控制； ④深井采矿模式与采矿系统优化； ⑤深井低品位矿床无废开采技术。 古德生强调深井开采是一项涉及多学科的复杂工程，也是关系到未来 10～30 年矿业能 否可持续发展的社会工程。 何满潮[30]提出的关键部位耦合组合支护理论认为，巷道支护破坏大多是由于支护 体与围岩体在强度刚度结构等方面存在不耦合造成的， 要采取适当的支护转化技术使其 相互耦合。复杂巷道支护要分为两次支护，第一次是柔性的面支护，第二次是关键部位 的点支护。 于学馥教授等人（1981）提出“轴变论”理论[31]，认为巷道跨落可以自行稳定，可 以用弹性理论进行分析，围岩破坏是由于应力超过岩体强度极限引起的，跨落改变巷道 轴比，导致应力重新分布，应力重新分布的特点是高应力下降，低应力上升，并向无拉 力和均匀分布发展，直到稳定为止。应力均匀分布轴比是巷道最稳定的轴比，其形状为 椭圆形。于教授等人还运用系统论、热力学等理论提出开挖系统控制理论，认为开挖扰 动破坏了岩体的平衡，该平衡系统具有自组织功能。 董方庭[32-33]提出了松动圈理论。该理论认为凡是裸体巷道，其围岩松动圈都接近 4 1 绪论 于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但是并不需要支护；松动圈越大，收敛变 形越大，支护难度越大。因此，松动圈理论认为，支护的目的在于防止松动圈发展过程 中产生的有害变形。在此基础上，董方庭教授将围岩分为五类，如表 1.1 所示。 表表 1.1 松动圈围岩分类松动圈围岩分类 围岩类别 松动范围 I 稳定围岩 松动圈 040cm II 较稳定围岩 松动圈 40100cm III 一般围岩 松动圈 100150cm IV 软岩 松动圈 150200cm V 较软围岩 松动圈 200300cm 随着计算机的发展， 为了充分利用专家经验和先进知识， 并在理论化和系统化的基 础上便于为广大工程技术人员使用，我国煤炭部门也开始了采矿应用专家系统的研制， 并已经初步研制出长壁单体支柱工作面顶板控制设计专家系统和巷道支护形式和参数 选择专家系统[34]。90 年代末期，我国软岩工程设计与施工初步形成了一套比较成熟的 将类比定性、定量计算和施工位移反馈相结合的动态综合设计程序。另外，以有限单元 法、 边界元法、 离散元法等为理论基础的计算软件大量涌现， 并应用于地下工程， 如SAP， ANsys，ABQus，FNIAL，ADNIA，FLAC 等国际著名程序为地下工程围岩支护理论及 方法的研究提供了有利的工具[35]。目前在采矿工程领域新的分析方法、支护方法、支护 技术不断涌现，如锚喷网耦合支护技术、柔性锚索支护技术、刚柔层控制技术、刚隙层 控制技术、锚杆三维优化支护技术和消力底梁技术等[36]。 1.3 本论文研究内容与关键技术路线 本研究主要以甘肃华亭煤矿深部急倾斜煤层安全开采为工程背景， 以收集到的资料 和对华亭矿井下现场数据作为分析研究的基础，采用现场调查、实验研究与理论分析等 方法，推导出巷道围岩变形的机理，并通过现场工程地质、开采特征、地应力分布规律， 利用深部多元监测以及现场加固试验等多种监测手段和方法， 以深部条件下巷道变形失 稳控制为目标，将如何有效防治岩层强度劣化作为保证锚杆支护安全的关键，优化支护 方式与参数，提高安全性和经济性，最终达到控制目的。 1.3.1 研究内容 具体内容包括 ⑴ 基础资料的分析整理充分收集、整理有关课题研究的现场资料和有关文献。 ⑵ 煤体与岩石力学行为综合测试及分析。 5 西安科技大学硕士学位论文 ⑶ 基于声发射的物理相似模拟实验及分析。 ⑷ 结合现场实际，岩力学性质、原岩应力分布特征及采动支承压力影响规律的基 础上， 利用三维有限差分程序 FLAC3D 及 RFPA 软件进行巷道围岩变形破坏进 行数值模拟。 ⑸ 进行现场试验，研究综放开采回采巷道变形机理，提出合理的支护手段，检验 回采巷道设计的合理性。 ⑹ 进行深部开采诱发围岩变形机理分析与得出综合控制方法。 1.3.2 技术路线 通过理论分析、现场调查与室内实验以及现场工程实验，系统研究深部条件下回采 巷道破坏特征，首先通过对巷道变形的观测资料的分析以及现场调研，总结出回采巷道 变形的基本工程特征。最终结合华亭矿煤矿采动影响区煤层巷道的实际情况，进行支护 的工程设计和实践。研究技术路线和关键如图 1.1 所示。 深部开采巷道围岩变形失稳分析 工程调查 试验与测试理论分析与研究 岩石力学实验 现场矿压监测 现场开采试验 收集资料 工程地质调查 区域地质分析 模拟实验 数值计算 理论分析 回采巷道围岩变形破坏机理及综合控制研究 图 1.1 关键技术路线 6 2 深部煤岩力学性质实验研究 2 深部煤岩力学性质实验研究 2.1 深部矿井煤岩力学实验目的及方法 2.1.1 实验目的 任何理论的产生和发展都毫无例外地依赖实验所提供的依据[37]， 根据华亭煤矿急倾 斜特厚煤层开采情况下 5煤层以及开采扰动范围内的煤、岩石包括顶板和底板的赋存 环境与特征，结合现场测定，在西安科技大学的教育部西部矿井开采及灾害防治重点实 验室和陕西省岩层控制重点实验室进行。 2.1.2 实验仪器及设备 本次实验及测试过程中主要采用 SC200 型自动取芯机、岩石切割机、WE-10T 液压 万能试验机抗拉、WE-10T 万能试验机抗压、l342 型电液伺服材料试验机、WE-60T 万能材料试验机抗剪、 电烙铁、 焊锡、 应变片、 YJ-31 型静态电阻应变仪、 双氧水， JYT-1 型架盘天平、直尺、JSM-6460LVJEOL扫描电子显微镜 SWAES 多通道数字全波形声发 射仪。 2.1.3 现场取样 现场采样充分考虑了具有代表性的综采采高工作面煤样和顶底板岩样送实验室进 行试样加工。SCM200 双端面磨平机试件钻取采用 SC200 型自动取芯机，在华亭煤矿采 取煤与岩石样本，按照实验要求共采取顶板岩石、底板岩石和 5煤样，取样后为了避免 受外界条件影响，及时用石蜡密封保存。 a b c d 图 2.1 现场取得 5煤和岩石样品 2.1.4 试件的加工 为了提高实验数据的准确性，减少岩样受外界的影响，尽快对饱水岩样进行试件加 工。试件钻取采用 SC200 型自动取芯机，并用岩石切割机将钻取试件切割成所需规格。 实验分干、 湿两种状态进行， 干自然状态试件需要钻出切割后在封闭容器中晾干， 湿饱 7 西安科技大学硕士学位论文 和状态试件需要浸水 15d 每天浸水一部分直到全部被水淹没，并保持 23d，所有试件 都要经过石蜡的浸泡，保持自然状态。 表表 2.1 华亭煤矿岩石力学试验项目及参数标准华亭煤矿岩石力学试验项目及参数标准 序列 实验项目 直径 Dcm 高度 Hcm试件数个 国标试件数个 1 抗拉 5.0 10 3 6 2 抗压 5.0 2.5 3 6 3 抗剪 5.0 5.0 5 8 2.2 深部矿井煤岩动态变形特性测量 2.2.1 容重测定实验 岩石容重是指岩石单位体积包括岩石内孔隙体积的重量。 本实验采用的是量积法。 称取试件的天然状态重量 s g。试件的容重根据下式进行计算 s g r v 2.1 式中， -岩石的天然容重；r s g-试件的天然状态重量；v-试件的体积。 2.2.2 抗剪实验 1 对加工后岩样进行抗剪强度测定，首先对岩样进行直径和长度的测量。测量直 径与长度的工具为游标卡尺，其测量量程为 300mm，精确度为 0.02mm。 煤试件抗剪实验过程如图 2.2 所示 020 0 10 20 C6MPa Φ27 τ6σ*tg27 Φ27 C6MPa τMPa σMPa τMPa σMPa 图 2.2 煤试件抗剪过程 图 2.3 煤试件的正应力-剪应力关系 2 岩样的抗剪实验计算及相关参数分析 岩石的抗剪强度是指岩石抵抗剪切破坏的极限强度即剪切面上的切向应力。 它是岩 石力学性质中最重要的指标之一[38]。绘制岩样“正应力-剪应力”强度曲线。将各测定 角度下的平均正应力值和平均剪应力值画在τσ−直角坐标系中。如图 2.3 所示 8 2 深部煤岩力学性质实验研究 为了便于工程上的应用， 可将岩石“正应力-剪应力”强度曲线简化为直线， 简化后可 以以下列方程表示 ctgτσϕ 2.2 2.2.3 抗压实验 通过实验研究煤试件受力、变形直至破坏过程中声发射的总事件-时间、能率-时间、 总事件-能率-时间、总事件-能率-应力之间的关系，探索煤试件单轴受压破坏全过程与 声发射参数之间的特性等[39]。煤试件抗压实验过程如图 2.4 所示。 0.0000.0020.0040.0060.0080.010 0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 轴向应力/MPa 轴向应变mm a 煤试件压缩过程 b 煤试件应力应变全过程曲线 通过对 5煤在不同状态下进行抗压强度实验，对记录的实验数据计算、分析，其结 果如下。 出 现 微 裂 纹 最 大 安 全 轴 应 变 形 成 段 层 面 出 现 微 观 裂 纹 形 成 二 级 破 裂 断 开致 密 峰 值 强 度 长 期 强 度 残 余 强 度 3 1 0 0 8 0 3 0 ①① ② ③ ④ ⑤ ⑥ 图 2.5 岩石变形与破坏过程图 图 2.5 为典型的岩石单轴应力条件下的变形曲线， 图中 1 σ一平均轴向应力；VVΔ 体积应变；ε平均轴向应变。 岩石的变形实验过程与抗压实验相同，岩石的单轴抗压强度和弹性模量、泊松比等 力学参数取决于岩石的组成结构、矿物颗粒性质以及微观裂隙等，对这些参数的测定。 ① 岩样单轴抗压强度的计算公式 10 P R F 2.3 式中R岩样单向抗压强度，MPa； 9 西安科技大学硕士学位论文 P岩样的破坏载荷，kN； F岩样的初始载面积，cm2。 ② 应力的计算公式 10 p F σ ′ 2.4 式中σ应力，MPa； 与应变相对应的载荷，MPa； P F岩样的初始载面积，cm2。 ③ 弹性模量的计算 弹性模量可按下式计算。 b t ba E a σσ εε − − 2.5 2.2.4 岩样抗拉实验 在西安科技大学岩石力学实验室， 对加工后可以用做抗拉实验的岩样进行抗拉强度 的测定，在测定前，首先对岩样进行了直径和长度的测量。测量直径与长度的工具为游 标卡尺，量程为 300mm，精确度为 0.02mm。 煤试件抗拉实验过程如图 2.7 所示。 0200040006000800010000 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0 1.2 1.4 1.6 1.8 2.0 σ（Mpa） 变形ε（1/10-6 ） 图 2.6 煤样抗拉过程图 2.7 煤试件的应力-应变关系 煤样的单向抗拉强度 2 10 t p P DLπ MPa 2.6 式中p－煤样破坏载荷，KN；D－煤样直径，cm；－煤样厚度，cm。 L 煤样单向抗拉强度算术平均值 1 1 n p i i RR n ∑ MPa 2.7 式中 i R－第 个煤样单向抗拉强度，MPa；－每组煤样数量。 in 煤样测定结果偏离度 10 2 深部煤岩力学性质实验研究 100 p M V R 2.8 式中M－单向抗拉强度的偏离值。 2 1 n ip i MRR − ∑ 2.9 偏离度一般应小于20。 2.2.5 煤岩力学试验结果 1 岩样的变形参数 通过对岩样的抗拉、抗剪、抗压物理力学实验，得出岩样的变形参数如表2.2。 表表 2.2 华亭矿煤及岩石物理力学实验结果表华亭矿煤及岩石物理力学实验结果表 名称 密度 kg/m3 抗压强度均值 （MPa） 弹模均值 （MPa） 泊松比 抗剪强度 （MPa） 抗拉强度 （MPa） 煤 5 1.28 21.4 2200 0.28 4.12 0.49 底板 2.14 10.9 3800 0.36 2.83 0.40 顶板 1 2.42 25.6 7200 0.14 7.30 1.65 顶板 2 3.14 13.8 1300 0.34 4.57 2.67 2 煤5中层煤试样冲击倾向鉴定 华亭煤矿煤5中层煤试样动态破坏时间， 冲击能量指数和弹性能量指数测定结果见 表2.3。 表 2.3 判定华亭煤矿煤表 2.3 判定华亭煤矿煤5 5中层煤试样冲击倾向性各项指数测定结果 中层煤试样冲击倾向性各项指数测定结果 项 目 样 别 动态破坏时间 DT/ms 冲击能量指数 KE /kJ 弹性能量指数 /WET 1 31 4.97 13.14 2 31 30.28 16.46 3 48 24.78 11.12 4 43 9.01 12.31 5 36 18.27 19.82 煤5中层煤 平均值 38 17.46 14.57 冲击倾向性综合判定结果 强冲击倾向 强冲击倾向 强冲击倾向 3 顶底板岩层性质 顶底板及煤层物理力学性质如表2.4。 11 西安科技大学硕士学位论文 表表 2.4 围岩力学性能围岩力学性能 岩层名称 厚度 /m 变形模量 E 103/MPa 泊松比μ 内聚力 C /MPa 内摩擦角ϕ /0 抗压强度 /MPa 直接底 2.5 0.68 0.42 1.04 40 6.0 5煤 4 3.32 0.25 1.3 45 3.9 直接顶 1.5 7.32 0.15 6.99 37 32.4 老顶 10 36.7 0.42 10.5 34 30.6 2.2.6 实验结论 1 研究基于室内实验的顶煤局部化剪切形成的力学条件、演化规律和微结构特征 以及开采和材料参数对其形成和发展的影响，进而为预测、预防甚至控制变形局部化的 发生与发展。 2 煤样加裁破坏后，残余试件似小圆锥状，从微观破裂孕育、产生、演化直至宏 观失稳的全过程揭示煤样破裂过程规律， 说明该煤在破坏时能以很高的比例将存储的变 形能释放出来，具有强冲击倾向性，这为提出消除和缓解灾害的控制对策提供依据。 2.3 小结 1 通过对华亭煤破裂失稳的抗压、抗拉和抗剪力学实验，运用理论综合分析煤样 单轴压缩加载上升阶段、初始破裂阶段、加速破裂阶段、破裂失稳后能量下降阶段之间 的定量关系以及抗剪的实验。可以得出，华亭煤矿5煤样基本呈脆性破坏，动态破坏时 间短，平均值小于45ms，属于标准强冲击倾向范围。 2 甘肃华亭煤矿深部回采巷道开采强度比较大，由于开采因素、地质因素、环境 因素、应力的复杂性和多样性，开采过程中动力破坏频繁，并诱致衍生灾害。通过现场 综合调查及综合研究， 对华亭煤矿急倾斜特厚煤层开采产生动力灾害的原因进行了深入 分析，探索特殊地质构造环境下的回采巷道的煤岩动力失稳特征及规律，为今以后的理 论研究提供了必要的理论基础。 12 3 深部回采巷道围岩变形机理及影响因素分析 3 深部回采巷道围岩变形机理及影响因素分析 3.1 深部岩石流变分析 3.1.1 流变性特征 巷道围岩流变性包括岩体的弹性后效、流动、结构面的闭合和滑移变形。弹性后效 是一种延迟发生弹性变形和弹性恢复，外力卸除后结果不留下永久变形[40]。流动又可分 为塑性流动和粘性流动[41]。它是一种随时间延续而发生的永久变形，其中粘性流动是指 在微小外力作用下发生的永久变形， 塑性流动是指外力达到极限值后才开始发生的塑性 变形。闭合和滑移是岩体中结构面的压缩变形和结构面的错动[42]。 3.1.2 岩石的流变特性 岩石流变特性除与本身的岩性有关外，还取决于最大主应力差σ1-σ3。深部高应力 环境下，岩石具有更强的时间效应，表现为明显的流变或蠕变[43]。矿山开采中，一般认 为优质硬岩不会产生明显的流变，但在深部高应力条件下情况有所不同，深部开采实践 表明，深部环境下硬岩同样会产生明显的时间效应，对于软岩巷道提出一个简单的参数 来衡量巷道围岩的流变性[44]，即所谓岩石的承载因子定义为 gh c c ρ σ 3.1 式中σc为单轴抗压强度，ρ为上覆岩层