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深井采动巷道围岩流变和结构失稳理论与实践 版权信息
- ISBN：9787030691224
- 条形码：9787030691224 ; 978-7-03-069122-4
- 装帧：一般胶版纸
- 册数：暂无
- 重量：暂无
- 所属分类：>
深井采动巷道围岩流变和结构失稳理论与实践 内容简介
本书是“十三五”国家重点研发计划课题“千米深井强采动巷道围岩大变形与破坏机理”的研究成果。随着浅部资源的日益枯竭，深部开采将成为煤炭资源开发的常态，“三高一扰动”复杂力学环境下巷道围岩劣化、大变形和破坏机理一直是困扰深部煤炭安全高效开采的难题。本书提出了强采动、围岩大变形的概念，建立了强采动巷道围岩大变形理论概念模型，阐明了千米深井强采动巷道围岩劣化与强度衰减规律，揭示了高地应力与强采动叠加作用下岩体流变效应及大变形机理，总结了千米深井长时强采动巷道围岩结构失稳及破坏模式，并提出了相应控制原则，为我国深部矿井采动巷道围岩稳定性控制提供了理论与实践借鉴。
深井采动巷道围岩流变和结构失稳理论与实践 目录
目录
前言
第1章 绪论 1
1.1 问题的提出 3
1.2 煤矿千米深井采动巷道变形特征 4
1.2.1 我国煤矿千米深井数量及分布 4
1.2.2 口孜东煤矿采动巷道条件 4
1.2.3 采动巷道变形特征 7
1.2.4 与现有巷道变形理论的差异 9
1.3 强采动巷道流变和结构失稳大变形理论框架 10
1.3.1 强采动与大变形的概念及内涵 10
1.3.2 强采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论框架 11
参考文献 12
第2章 巷道围岩劣化与强度衰减规律 15
2.1 口孜东煤矿煤岩基本物理力学性质 17
2.2 口孜东煤矿煤岩矿物组分与孔隙结构特征 20
2.2.1 煤岩材料X射线衍射实验 20
2.2.2 煤岩高分辨三维X射线显微成像 22
2.2.3 扫描电子显微镜细观裂隙结构与矿物颗粒 24
2.3 损伤试样动静载劣化机制 25
2.3.1 峰前卸荷损伤后岩石试样动静力学特性 25
2.3.2 循环冲击损伤后岩石试样动静力学特性 34
参考文献 42
第3章 偏应力与梯度应力诱导裂隙扩展规律 43
3.1 真三轴物理模拟试验系统研制 45
3.2 偏应力诱导裂隙扩展规律 45
3.2.1 巷道围岩的偏应力状态 45
3.2.2 双轴加载下偏应力对岩石破裂作用机制试验 47
3.2.3 真三轴加载下偏应力对岩石破裂作用机制试验 50
3.2.4 真三轴加卸载下偏应力对岩石破裂作用机制试验 53
3.3 泥岩在双轴压缩下的层裂机制 58
3.3.1 试验方案 59
3.3.2 泥岩双轴压缩的应力-应变特征 62
3.3.3 泥岩双轴压缩的层裂破坏过程 64
3.3.4 张拉层裂机制 66
3.3.5 层裂的影响因素 67
3.4 梯度应力诱导裂隙扩展规律 73
3.4.1 梯度应力作用下岩石变形破坏规律 73
3.4.2 梯度应力作用下岩石变形破坏机制 78
3.4.3 梯度应力下岩石变形破坏的影响因素分析 82
3.5 深井巷道围岩位移场、裂隙场时空演化规律现场测试 85
3.5.1 现场测试方案 85
3.5.2 围岩裂隙分布规律 87
3.5.3 围岩内部移动变形规律 89
3.6 深井强采动巷道锚杆全杆体轴力光纤光栅监测 91
3.6.1 全杆体轴力实时监测系统 91
3.6.2 现场测试方案 92
3.6.3 锚杆轴力变化规律 93
参考文献 98
第4章 高地应力与强采动叠加作用下岩体流变效应及大变形机理 101
4.1 岩石流变的晶格错动 103
4.1.1 岩石蠕变试验 103
4.1.2 岩石小尺寸试样长时蠕变仪的研制 105
4.1.3 砂岩长时蠕变晶格错动 107
4.2 卸荷流变本构模型及其二次开发 109
4.2.1 岩石卸荷流变特性 109
4.2.2 卸荷流变本构模型及流变效应模拟 119
4.2.3 千米深井回采巷道流变大变形模拟 125
4.3 巷道围岩锚固承载结构流变大变形 137
参考文献 139
第5章 深井采动巷道围岩结构失稳及破坏模式 141
5.1 巷道张拉破坏型失稳 143
5.2 巷道剪切破坏型失稳 144
5.3 巷道结构破坏型失稳 153
5.3.1 碎裂围岩结构破坏型失稳 153
5.3.2 动载结构破坏型失稳 161
5.4 支护对策 168
参考文献 169
第6章 工程实践 171
6.1 西部深井大断面煤巷顶板张拉破坏控制实践 173
6.1.1 工程地质条件及评估 173
6.1.2 巷道支护方案设计 177
6.1.3 矿压监测与效果分析 179
6.2 偏应力诱导巷道非均称破坏稳定控制实践 185
6.2.1 工程地质条件及评估 185
6.2.2 巷道支护方案设计 190
6.2.3 矿压监测与效果分析 193
6.3 深井煤巷岩体与锚固结构整体性流变控制实例 195
6.3.1 工程地质条件及评估 195
6.3.2 巷道支护方案设计 199
6.3.3 矿压监测与效果分析 204
前言
第1章 绪论 1
1.1 问题的提出 3
1.2 煤矿千米深井采动巷道变形特征 4
1.2.1 我国煤矿千米深井数量及分布 4
1.2.2 口孜东煤矿采动巷道条件 4
1.2.3 采动巷道变形特征 7
1.2.4 与现有巷道变形理论的差异 9
1.3 强采动巷道流变和结构失稳大变形理论框架 10
1.3.1 强采动与大变形的概念及内涵 10
1.3.2 强采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论框架 11
参考文献 12
第2章 巷道围岩劣化与强度衰减规律 15
2.1 口孜东煤矿煤岩基本物理力学性质 17
2.2 口孜东煤矿煤岩矿物组分与孔隙结构特征 20
2.2.1 煤岩材料X射线衍射实验 20
2.2.2 煤岩高分辨三维X射线显微成像 22
2.2.3 扫描电子显微镜细观裂隙结构与矿物颗粒 24
2.3 损伤试样动静载劣化机制 25
2.3.1 峰前卸荷损伤后岩石试样动静力学特性 25
2.3.2 循环冲击损伤后岩石试样动静力学特性 34
参考文献 42
第3章 偏应力与梯度应力诱导裂隙扩展规律 43
3.1 真三轴物理模拟试验系统研制 45
3.2 偏应力诱导裂隙扩展规律 45
3.2.1 巷道围岩的偏应力状态 45
3.2.2 双轴加载下偏应力对岩石破裂作用机制试验 47
3.2.3 真三轴加载下偏应力对岩石破裂作用机制试验 50
3.2.4 真三轴加卸载下偏应力对岩石破裂作用机制试验 53
3.3 泥岩在双轴压缩下的层裂机制 58
3.3.1 试验方案 59
3.3.2 泥岩双轴压缩的应力-应变特征 62
3.3.3 泥岩双轴压缩的层裂破坏过程 64
3.3.4 张拉层裂机制 66
3.3.5 层裂的影响因素 67
3.4 梯度应力诱导裂隙扩展规律 73
3.4.1 梯度应力作用下岩石变形破坏规律 73
3.4.2 梯度应力作用下岩石变形破坏机制 78
3.4.3 梯度应力下岩石变形破坏的影响因素分析 82
3.5 深井巷道围岩位移场、裂隙场时空演化规律现场测试 85
3.5.1 现场测试方案 85
3.5.2 围岩裂隙分布规律 87
3.5.3 围岩内部移动变形规律 89
3.6 深井强采动巷道锚杆全杆体轴力光纤光栅监测 91
3.6.1 全杆体轴力实时监测系统 91
3.6.2 现场测试方案 92
3.6.3 锚杆轴力变化规律 93
参考文献 98
第4章 高地应力与强采动叠加作用下岩体流变效应及大变形机理 101
4.1 岩石流变的晶格错动 103
4.1.1 岩石蠕变试验 103
4.1.2 岩石小尺寸试样长时蠕变仪的研制 105
4.1.3 砂岩长时蠕变晶格错动 107
4.2 卸荷流变本构模型及其二次开发 109
4.2.1 岩石卸荷流变特性 109
4.2.2 卸荷流变本构模型及流变效应模拟 119
4.2.3 千米深井回采巷道流变大变形模拟 125
4.3 巷道围岩锚固承载结构流变大变形 137
参考文献 139
第5章 深井采动巷道围岩结构失稳及破坏模式 141
5.1 巷道张拉破坏型失稳 143
5.2 巷道剪切破坏型失稳 144
5.3 巷道结构破坏型失稳 153
5.3.1 碎裂围岩结构破坏型失稳 153
5.3.2 动载结构破坏型失稳 161
5.4 支护对策 168
参考文献 169
第6章 工程实践 171
6.1 西部深井大断面煤巷顶板张拉破坏控制实践 173
6.1.1 工程地质条件及评估 173
6.1.2 巷道支护方案设计 177
6.1.3 矿压监测与效果分析 179
6.2 偏应力诱导巷道非均称破坏稳定控制实践 185
6.2.1 工程地质条件及评估 185
6.2.2 巷道支护方案设计 190
6.2.3 矿压监测与效果分析 193
6.3 深井煤巷岩体与锚固结构整体性流变控制实例 195
6.3.1 工程地质条件及评估 195
6.3.2 巷道支护方案设计 199
6.3.3 矿压监测与效果分析 204
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深井采动巷道围岩流变和结构失稳理论与实践 节选
第1章 绪论 1.1 问题的提出 煤炭是我国的主体能源和重要工业原料，在能源安全保障上具有“压舱石”“兜底”的基础性和主体性作用。随着浅部资源的日益枯竭，深部开采将成为煤炭资源开发的常态[1]。我国埋深超过1000m的煤炭资源占比在50%以上，主要分布在中东部地区，目前该地区的煤矿大部分已进入深部开采阶段[2]。深部煤岩体所处的“三高一扰动”复杂力学环境导致深部开采面临诸多难题和挑战，其中巷道围岩劣化、大变形和破坏机理一直是困扰深部煤炭安全高效开采的难题。发展建立深部开采巷道围岩大变形破坏的新理论和新方法是深部地下工程围岩控制的理论基础，对指导千米深井巷道围岩控制技术及工程实践具有重要意义。 在煤岩层中掘进巷道，必然会引起巷道围岩应力重新分布和应力集中，进而使围岩产生变形破坏。弹塑性理论是研究巷道围岩变形破坏*早和*经典的方法之一。早在20世纪50年代以前，Fenner和Kastner基于莫尔-库仑破坏准则，以理想的弹塑性模型和岩石破坏后体积不变假说为基础，研究得到了描述圆形巷道围岩弹塑性区应力和半径的Kastner公式；此后国内外学者以弹塑性理论为基础，开展了大量的研究和改进工作[3-10]。深部巷道围岩分区破裂化现象在20世纪70年代于南非首次发现以来就备受关注，特别是随着深部岩体工程的逐渐增多，国内外学者在深部巷道围岩分区破裂化现象、破坏过程及其形成机理等方面开展了大量的研究，取得了一系列研究成果[11-19]。20世纪90年代中期，人们认识到在原岩应力和采动应力的综合作用下，巷道围岩会产生松动破坏，这些松动破坏及破坏过程中的岩石碎胀力就是巷道围岩控制的重点和对象，并在此基础上提出了巷道围岩松动圈支护理论[20，21]。深部开采巷道围岩变形由脆性转变为塑性，围岩流变性、扩容性不断增加。一些学者将采用流变理论研究深部巷道围岩大变形破坏特征及机理，并取得了一些成果[22-27]。此外，一些学者还尝试从能量的角度出发，研究巷道围岩失稳破坏机理[28-30]。 进入深部开采以后，巷道围岩不仅承受高地应力，回采巷道还要经受巷道掘进和回采引起的强烈采动应力作用。深部受采动影响的巷道围岩应力能达到数倍、甚至近十倍于原岩应力[31]。在高地应力和强烈采动应力共同作用下，巷道围岩表现出强烈的扩容性、持续变形、变形量大、破坏严重等复杂的非稳定和非线性特征，还可能引发重特大灾害[32]。深部开采条件下的巷道围岩大变形破坏理论已经成为煤炭深部开采面临的重大课题之一。深部巷道围岩由于高地应力和复杂采动应力共同作用下产生的大变形破坏，传统理论主要考虑采动影响引起的应力加载效应，而采掘扰动对围岩应力路径和围岩稳定性的影响是一个复杂的力学问题。综合考虑深部采动巷道围岩的真实应力路径与加卸载复合效应，同时考虑巷道围岩结构失稳大变形，在此基础上，著者初步提出了深井采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论。 1.2 煤矿千米深井采动巷道变形特征 1.2.1 我国煤矿千米深井数量及分布 随着浅部煤炭资源的枯竭及开采强度的增大，我国煤矿开采深度不断增加，且正以8～12m/a的平均速度向深部延伸，中东部地区的延伸速度达到了10～25m/a[27]。据不完全统计资料显示，目前我国煤矿开采深度超过1000m的煤矿已达到50余座。目前我国煤矿千米深井主要分布在东部和东北地区的山东、河南、安徽、河北、黑龙江、吉林和辽宁等地。其中，山东有27座千米深井，占比*大，达到了49.09%；此外，我国开采深度*大的新汶集团孙村煤矿也位于山东，其*大开采深度达到了1501m。 我国东部矿区有新生界覆盖层厚、煤层埋藏深、基底为奥陶系承压含水层的特点，属华北石炭—二叠系含煤区。该时期煤层受印支运动、燕山运动、喜马拉雅运动及新构造运动的影响，赋存的地质条件较为复杂，受到断层、瓦斯和水的影响也较为严重[31]。然而，不同区域深部矿井面临的主要灾害也各不相同，如山东地区深部矿井主要受冲击地压灾害；河南平顶山矿区则主要面临煤与瓦斯突出灾害，进入深部后越来越多地表现为瓦斯-冲击复合灾害；安徽淮南矿区进入深部后面临瓦斯动力灾害，此外巷道围岩长时间流变大变形也是制约煤矿高效安全生产的难题之一。 安徽新集口孜东煤矿是我国东部典型的千米深井，目前*大开采深度达到了1023m。高地应力和强采动影响下矿井生产过程的工程灾害也相继增多，尤其是巷道围岩长时间流变和大变形破坏造成的支护难题，这给煤矿安全、高效开采带来了巨大挑战。本书结合口孜东煤矿工程地质条件开展研究。 1.2.2 口孜东煤矿采动巷道条件 1. 口孜东煤矿概况 国投新集口孜东煤矿位于淮南煤田，矿井设计生产能力为5.0Mt/a以上。121304采煤工作面位于矿井–1000m水平西翼采区，是西翼采区13-1煤层第三个综采工作面。该工作面南邻西翼回风大巷、西翼主运胶带机大巷和西翼轨道大巷，北邻13-1煤防砂煤柱线，东北邻111304工作面采空区，东邻121303工作面采空区，西邻F5断层；上距第四系松散层底界面66.7～345.8m，下距11-2煤层56.7～84.6m(平均距离约70.7m)。 2. 工作面地质特征 121304工作面煤层*大埋深达907m，煤层内生裂隙发育。煤层普氏硬度系数约为1.6，容重为1.4t/m3，平均煤层厚度(含夹矸)为5.18m；煤层含一层夹矸，主要为泥岩或炭质泥岩，平均厚度为0.44m。煤层平均倾角约为9°。老顶为砂质泥岩，普氏硬度系数为4.5～5.8；直接顶为泥岩，普氏硬度系数为3.0～3.9。直接底为泥岩，普氏硬度系数为3.1～4.1；老底为砂质泥岩，普氏硬度系数为5.2～5.9；直接底厚度约为5.5m，其中含0.4m煤线。121304工作面煤层顶底板岩性组成如表1-1所示。根据121304工作面附近地应力实测结果，受高地应力及采动影响，工作面回采期间巷道围岩压力大。 表1-1 121304工作面煤层顶底板岩性组成 由表1-1可知，煤层直接顶、直接底和老顶主要为泥岩和砂质泥岩。因此，根据国际岩石力学学会(The International Society for Rock Mechanics，ISRM)相关测试标准，对121304工作面煤、砂岩和泥岩的单轴抗压强度、单轴抗拉强度、黏聚力、摩擦角、弹性模量和泊松比等基本力学参数进行测试，具体测试结果如表1-2所示。 表1-2 煤岩层的基本力学参数测试结果 3. 采动巷道技术条件 工作面采用倾斜长壁三巷布置方式，即布置机巷、风巷和高位瓦斯抽排巷，三巷方位相互平行(图1-1)。采用后退式单一倾斜长壁采煤方法开采，采用综合机械化设备沿煤层顶底板一次采全高，全部垮落法管理顶板。受地质构造影响，工作面切眼分为内、外两段，其中切眼内段全长247.4m，切眼外段全长96m，切眼总长度343.4m。矩形断面，锚梁网索支护，净宽×净高=5000mm×4800mm。 121304工作面机巷长度为1116m，沿13-1煤顶板施工。机巷采用直墙半圆拱形断面，净宽×净高=6200mm×4500mm，采用锚梁网索支护。锚杆采用22mm× 2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为700mm×700mm，每排17根。锚索采用21.8mm钢绞线，在巷道顶部锚索间排距为1200mm×1400mm，长度为9200mm，每排7根；在巷道帮部锚索间排距为1200mm×1400mm，煤巷帮锚索长度为6200mm，每排4根。
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