急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度研究

急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度研究

姓名：许勃申请学位级别：硕士专业：采矿工程指导教师：邓广哲

20090603

论文题目：急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度研究专业：采矿工程硕士生：许勃指导教师：邓广哲（签名）坠勃（签名）埤主塑摘要随着煤炭资源开采强度的不断加大，急倾斜煤层的开采越来越受到关注。急倾斜煤层开采覆岩破坏规律及导水裂隙带高度的研究是西部煤炭开采的重大课题，特别是对于河流、岩溶水、老窑积水以及降雨入渗影响的急倾斜煤层开采。本文以云南圭山煤矿急倾斜煤层顶板为研究对象，在导水裂隙带高度的计算中采用一种新思路，将受孔隙水压影响的顶板砂岩引入到急倾斜煤层覆岩顶板的模拟计算中，分析了急倾斜煤层在受孔隙水压影响下顶板覆岩力学性质发生改变时的导水裂隙带发育高度。首先，通过煤层顶板砂岩Ｆ．ＲＦＰＡ２Ｄ数值模拟试验，对有孔隙水压和无孔隙水压作用下岩石的整个破坏过程进行了详细分析，得出了岩石全应力应变全程曲线。并对相同应力条件不同孔隙水压下岩石的破坏情况进行了模拟，得出岩石破坏强度与孔隙水压之间的函数关系曲线，通过曲线拟合得出曲线拟合方程；其次，运用材料力学、弹性力学、断裂力学知识，结合数值模拟试验对岩石中孔隙水压的物理化学作用及力学作用原理进行了分析，讨论了孔隙水压对砂岩力学参数的影响，重点分析了孔隙水压对岩石强度以及破坏模式的影响，揭示了孔隙水压引起覆岩导水裂隙带高度变化的机理；最后，结合急倾斜煤层覆岩破坏理论提出了孔隙水压对急倾斜煤层覆岩移动特征以及破坏结构的影响；通过对云南圭山煤矿急倾斜煤层３１１３９工作面进行ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟分析，得出由于孔隙水压的影响，导致覆岩破坏规律以及导水裂隙带发育高度呈现出与无孔隙水压时不同的特征。运用急倾斜煤层导水裂隙带高度经验公式以及现场观测数据与模拟结果进行对比，验证了数值模拟结果的正确性。最后对不同分段高度下覆岩导水裂隙带高度进行模拟研究，论证了在该地质条件下７０ｍ分段高度有利于工作面回风巷安全生产管理。并运用回归分析理论对模拟结果进行曲线拟合得出２ＭＰａ孔隙水压下分段高度和导水裂隙带高度的拟合方程。关键词：急倾斜煤层；孔隙水压；导水裂隙带高度研究类型：应用研究Ｓｕｂｊｅｃｔ：ＳｔｕｄｙｏｆＯｖｅｒｂｕｒｄｅｎＷａｔｅｒＦｌｏｗｉｎｇＦｒａｃｔｕｒｅｄｚｏｎｅＨｅｉｇｈｔｏｆＳｔｅｅｐＳｅａｍＭｉｎｉｎｇＳｐｅｃｉａｌｔｙ：ＭｉｎｉｎｇＮａｍｅ：ＸｕＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＢ０（Ｓｉｇｎａｔｕｒｅ）丕丛丝Ｉｎｓｔｒｕｃｔｏｒ：ＤｅｎｇＧｕａｎｇ—ｚｈｅ（ｓｉｇｎａｔｕｒｅ）盛２色－幽ｄ纽ＡＢＳＴＲＡＣＴＣｌｌｉｌｌａｉｓｏｎｅｏｆｔｈｅｃｏｕｎｔｒｉｅｓｗｈｉｃｈｈａｖｅｔｈｅｗｏｒｌｄ’Ｓｍｏｓｔａｂｕｎｄａｎｔｃｏａｌｓｅａｌｉｌｒｅｓｏｕｒｃｅｓ．Ｗｉｔｈｔｈｅｓｔｒｅｎｇｔｈｏｆｔｈｅｃｏａｌｍｉｎｉｎｇｉｎｃｒｅａｓｅｄ，ｓｔｅｅｐＴｈｅｓｔｕｄｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｓｔｅｅｐｓｅａｍｍｉｎｉｎｇｉｓｗｈｉｃｈｏｒｅａｍｉｎｉｎｇａｒｅａｔｔｒａｃｔｉｎｇｉｎｃｒｅａｓｉｎｇａｔｔｅｎｔｉｏｎ·ａｎｄｗａｔｅｒｆｌｏｗｉｎｇｆｒａｃｔｕｒｅｄｚｏｎｅｈｅｉｇｈｔｏｆｔｈｅｔｈｅｓｔｅｅｐｓｅａｌＴｉＳｍａｊｏｒｉｓｓｕｅｏｆｔｈｅＷｅｓｔｅｒｎｃｏａｌｍｉｎｉｎｇ．Ｅｓｐｅｃｉａｌｌｙｆｏｒｕｎｄｅｒｔｈｅｒｉｖｅｒｓ，ｋａｒｓｔｗａｔｅｒ，ｏｌｄｋｉｌｎｗａｔｅｒａｎｄｉｍｐａｃｔｅｄｂｙｔｈｅｓｕｒｆａｃｅｗａｔｅｒｉｎｆｉｌｔｒａｔｉｏｎｉｎｔｈｅｒａｉｎｙｔｈａｔｃａｎｓｅａｓｏｎ．Ｍｉｎｅｗａｔｅｒｈａｚａｒｄｐｒｅｖｅｎｔｉｏｎａｎｄｃｏｎｔｒｏｌｉｓａｓｅｒｉｏｕｓｐｒｏｂｌｅｍｎｏｔｂｅｉｇｎｏｒｅｄｏｎｍｉｎｅｓａｆｅｔｙｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ．ＴｈｉｓｐａｐｅｒｓｔｕｄｉｅｓＹｕｎＮａｎｇｎｉｓｈａｎｓｔｅｅｐａｓｅａｌＴｌ．ｏｎｔｈｅｂａｓｉｓｏｆｐａｒｔｉｃｉｐａｔｉｏｎｔｕｔｏｒ’Ｓｓｕｂｊｅｃｔｏｆｒｅｓｅａｒｃｈｏｎｃｏｍｐｌｅｘｃｏａｌｍｉｍｎｇ，ｕｓｉｎｇｚｏｎｅｎｅｗｍｅｔｈｏｄｓｔｕｄｙｔｈｅｏｖｅｒｂｕｒｄｅｎｆａｉｌｕｒｅｌａｗａｎｄｗａｔｅｒｆｌｏｗｉｎｇｆｒａｃｔｕｒｅｄｓｔｅｅｐｓｅａｍｍｉｎｉｎｇｈｅｉｇｈｔｏｆｔｈｅｕｎｄｅｒｐｏｒｅｗａｔｅｒｐｒｅｓｓｕｒｅｔｈａｔｃａｕｓｅｄｂｙｒａｉｎｆａｌｌ．ｏｆｓａｎｄｓｔｏｎｅａｑｕｉｆｅｒｏｆｔｈｅｃｏａｌｓｅａｍｒｏｏｆ，Ｆｉｒｓｔ．ｕｓｉｎｇＦ．ＲＦＰＡ２Ｄｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｄｅｔａｉｌｌｙａｎａｌｙｚｅｄｔｈｅｗｈｏｌｅｆａｉｌｕｒｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆｒｏｃｋｓｕｎｄｅｒｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅａｎｄｃｕｒｖｅｓｎｏｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ·Ｏｂｔａｉｎｅｄｔｈｅｗｈｏｌｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆｓｔｒｅｓｓ．ｓｔｒａｉｎａｎｄｐｅｒｍｅａｂｉｌｉｔｙｏｆｔｈｅｏｆｒｏｃｋ．Ｓｉｍｕｌａｔｅｄｃｕｒｖｅｔｈｅｒｏｃｋｄａｍａｇｅｂｅｔｗｅｅｎｔｈｅｒｏｃｋｏｂｔａｉｎｅｄｔｈｅｕｎｄｅｒｔｈｅｓａｍｅｃｏｎｆｉｎｉｎｇｐｒｅｓｓｕｒｅａｎｄｄｉｆｆｅｒｅｎｔｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ，ｇｏｔ也ｅｓｔｒｅｎｇｔｈａｎｄｔｈｅｐｏｒｏｓｉｔｙｄａｍａｇｅｐｒｅｓｓｕｒｅｃｕｒｖｅ．Ｔｈｒｏｕｇｈｔｈｅｃｕｒｖｅｆｉｔｔｉｎｇｃｕｒｖｅｅｑｕａｔｉｏｎ；ｔｈｅＳｅｃｏｎｄｌｙ，ｕｓｉｎｇｍａｔｅｒｉａｌｍｅｃｈａｎｉｃｓ．ｅｌａｓｔｉｃｍｅｃｈａｎｉｃｓａｎｄｆｒａｃｔｕｒｅｍｅｃｈａｎｉｃｓ，ａｎａｌｙｚｅｄｏｆｐｏｒｅｐｈｙｓｉｃａｌｃｈｅｍｉｓｔｒｙｅｆｆｅｃｔｉｏｎａｎｄｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐｒｉｎｃｉｐｌｅｅｆｆｅｃｔｉｏｎｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ｄｉｓｃｕｓｓｅｄｔｈｅｅｆｆｅｃｔｉｏｎｏｆｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅｏｎｏｎｔｈｅｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｓａｎｄｓｔｏｎｅ，ｅｍｐｈａｔｉｃａｌｌｙａｎａｌｙｚｅｄｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ’ｓｅｆｆｅｃｔｉｏｎｒｏｃｋｆａｉｌｕｒｅｍｏｄｅ．Ｒｅｖｅａｌｓｔｈｅｍｅｃｈａｎｉｓｍｏｆｔｈｅｏｖｅｒｌ）ｕｒｄｅｎｒｏｃｋｗａｔｅｒｆｌｏｗｉｎｇｆｒａｃｔｕｒｅｄｚｏｎｅｈｅｉｇｈｔｃｈａｎｇｅｓｃａｕｓｅｄｂｙｗａｔｅｒｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ｆｉｎａｌｌｕｕｓｉｎｇｔｈｅｒｅｓｕｌｔｓｏｆｔｈｅｓｅｓｔｕｄｉｅｓ，ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎｏｆｓｔｅｅｐｓｅａｍｏｖｅｒｂｕｒｄｅｎｆａｉｌｕｒｅｔｈｅｏｒｙ，ｐｕｔｓｆｏｒｗａｒｄｔｈｅｉｎｆｌｕｅｎｔｉａｌａｃｔｉｏｎｏｆｔｈｅｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅｔｏｔｈｅｃｏｖｅｒｒｏｃｋｓｍｏｖｅｍｅｍｆｅａｔｕｒｅｓａｎｄｔｈｅｆａｉｌｕｒｅｓｔｒｕｃｔｕｒｅｏｆｓｔｅｅｐｓｅａｍ，ａｎｄｔｈｅｍｉｎｉｎｇｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ３１１３９ｗｅｒｅａｎａｌｙｚｅｄｗｉｔｈａｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｓｏｆｔｏｆＦＬＡＣ３Ｄ．Ｒｅｓｅａｒｃｈｓｕｇｇｅｓｔｓｒｏｏｆｒｏｃｋｓｔｒｅｎｇｔｈｈａｓｂｅｅｎｃｈａｎｇｅｄａｓｉｍｐａｃｔｏｆｐｏｒｅ—ｗａｔｅｒｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ｔｈｅｓｅａｎｄｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｍｏｄｕｌｕｓｃｈａｎｇｅｓｈｅｉｇｈｔｃａｕｓｅｄｄｉｆｆｅｒｅｎｔｆａｉｌｕｒｅｌａｗｏｆｏｖｅｒｂｕｒｄｅｎａｎｄｈｙｄｒａｕｌｉｃｃｏｎｄｕｃｔｉｖｉｔｙｆｒａｃｔｕｒｅｚｏｎｅｚｏｎｅｃｏｍｐａｒｅｄｗｉｔｈｒｉｏｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ｕｓｉｎｇｔｈｅｗａｔｅｒｆｌｏｗｉｎｇｆｒａｃｔｕｒｅｄａｎｄｆｉｅｌｄｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎｄａｔａｐｒｏｖｅｄｔｈｅｈｅｉｇｈｔｅｍｐｉｒｉｃａｌｆｏｒｍｕｌａｏｆｓｔｅｅｐｓｅａｍｃｏｒｒｅｃｔｎｅｓｓｏｆｔｈｅａｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｒｅｓｕｌｔｓｗｉｔｈｏｕｔｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ａｔｔｈｅｓａｍｅｒｅｍｐｉｒｉｃａｌｔｉｍｅ，ｐｒｏｐｏｓｅｄｔｈｅｒｅｉｓｃｅｒｔａｉｎｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅｂｅｔｗｅｅｎｆｏｒｍｕｌａａｎｄｔｈｅａｃｔｕａｌｒｅｓｕｌｔｔｈａｔｃｏｎｓｉｄｅｄｔｈｅｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ａｐｐｌｉｃａｔｅｄｔｈｅｔｈｅｏｒｙｔｏｓｉｍｕｌａｔｅｄｔｈｅｒｏｃｋｄａｍａｇｅｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓｏｆｄｉｆｆｅｒｅｎｔｓｕｂ－ｃｏｖｅｒｈｉｇｈｔａｎｄｄｅｍｏｎｓｔｒａｔｅｄｔｈｅｈｅｉｇｈｔｏｆ７０ｍｓｕｂｌｅｖｅｌｕｎｄｅｒｔｈｅｇｅｏｌｏｇｉｃａｌｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓｉｓｂｅｎｅｆｉｃｉａｌｔｏｆａｃｅｓａｆｅｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ．Ａｎｄｕｓｉｎｇｔｈｅｒｅｇｒｅｓｓｉｏｎａｎａｌｙｓｉｓｔｈｅｏｒｙａｎａｌｙｓｅｄｔｈｅｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｒｅｓｕｌｔｓ，ｏｂｔａｉｎｅｄｔｈｅｆｉｔｔｉｎｇｅｑｕａｔｉｏｎｏｆｓｕｂｌｅｖｅｌｈｅｉｇｈｔａｎｄｏｖｅｒｂｕｒｄｅｎｗａｔｅｒｔｈｅｆｌｏｗｉｎｇｆｒａｃｔｕｒｅｄｚｏｎｅｈｅｉｇｈｔｕｎｄｅｒ２ＭＰａｐｏｒｅｐｒｅｓｓｕｒｅ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ＳｔｅｅｐｓｅａｍＴｈｅｓｉｓＰｏｒｅ·ｗａｔｅｒｐｒｅｓｓｕｒｅＷａｔｅｒｆｌｏｗｉｎｇｆｒａｃｔｕｒｅｄｚｏｎｅｈｅｉｇｈｔ：ＡｐｐｌｉｃａｔｉｏｎｏｆＳｔｕｄｙ压姜错技大学学位论文独创性说明本人郑重声明：所呈交的学位论文是我个人在导师指导下进行的研究工作及其取得研究成果。尽我所知，除了文中加以标注和致谢的地方外，论文中不包含其他人或集体已经公开发表或撰写过的研究成果，也不包含为获得西安科技大学或其他教育机构的学位或证书所使用过的材料。与我一同工作的同志对本研究所做的任何贡献均已在论文中做了明确的说明并表示了谢意。学位论文作者签名：‘砗连刃日期：和哌文多学位论文知识产权声明书本人完全了解学校有关保护知识产权的规定，即：研究生在校攻读学位期间论文工作的知识产权单位属于西安科技大学。学校有权保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版。本人允许论文被查阅和借阅。学校可以将本学位论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学位论文。同时本人保证，毕业后结合学位论文研究课题再撰写的文章一律注明作者单位为西安科技大学。保密论文待解密后适用本声明。学位论文作者签名：专耳｝勃指导教师舭钾岁穆ｗ研年‘月６日ｆ１绪论１绪论１．１问题的提出及研究意义１．１．１研究的背景我国煤炭资源分布广泛，煤炭的赋存条件千差万别，其中急倾斜煤层的开采越来越受到人们关注，其原因有三个方面：一是在全国重点矿区有２０处１００多个矿井进行急倾斜煤层开采，急倾斜煤炭储量约占全国煤炭储量的１５％＇－－－－２０％左右，特别是在我国的西部矿区５０％以上矿井开采的是急倾斜煤层，如主要产煤省（区）贵州、四川、重庆、云南、、甘肃、宁夏等，急倾斜煤层是许多矿区或矿井的主采煤层【１１。二是东部矿区赋存条件较好的煤层越来越少，加上多年来高强度的开采，使浅部赋存条件较好煤层的开采也同益枯竭，从而使急倾斜煤层问题迅速进入了人们的视野，引起了人们的高度重视，如山东兖州矿区、河北邢台和开滦矿区、安徽淮南与淮北矿区、江苏徐州矿区等，这些矿区的许多矿井不得不由条件相对优越的煤层开采转向复杂的急倾斜煤层开采，要保持矿区生产的高产高效和可持续发展，也必须加强对急倾斜煤层开采岩层移动与矿压规律的研究；三是对急倾斜煤层开采岩层移动与矿压问题研究的不充分，其研究水平远没有水平缓倾斜煤层开采研究深入。在西南地区，急倾斜煤层已形成相当的开采规模，许多矿区主采煤层为急倾斜煤层，急倾斜煤层储量约占西南地区煤层储量的７０％，产量约占５０％。随着我国西部大开发战略的实施，我国矿产资源开采重点西移，煤炭资源开采已成为西部地区区域经济发展的重要支柱，其中对于我国西南及南方地区煤层，其煤层赋存特征主要表现为厚度薄，项底板破碎，倾角变化大等，再加上煤层上方河流、岩溶水、老窑积水以及降雨入渗的影响，国内外针对此类煤层开采的研究较少。随着此类煤层开采深度的增大，煤层开采遇到的水害问题日益严重，有些矿井由于顶板裂隙水的威胁而停止开采。因此研究急倾斜条件下顶板覆岩裂隙带的分布规律及其渗透规律，对于改进急斜煤层开采方法和巷道支护都有着重要的作用。正确认识急斜煤层开采时覆岩破坏规律和裂隙带发育，对选择急斜煤层合理的工作面参数和支护形式，合理设计防水煤柱尺寸，改进和完善采煤方法，提高煤炭回收率以及保证矿井安全生产都有着重要的意义。１．１．２研究的目的及意义急倾斜煤层覆岩破坏规律及其导水裂隙带高度预测，是受水害威胁的煤矿防治水工作的重要内容。由于煤炭资源开采引起的生态环境破坏与矿井涌水、突水等安全问题的西安科技大学硕士学位论文发生都与开采后造成的覆岩破坏和导水裂隙带发育高度有关，结合西部、西南地区煤炭资源的开采必须要保护好水资源、避免开采时湖泊水、岩溶水、老窑积水以及降雨入渗工作面这一前提，研究采动覆岩中导水裂隙带的发育高度，特别是掌握在受到孔隙水压影响下覆岩的移动破坏规律及导水裂隙带与上覆水体之间的关系，从而合理确定煤层的安全开采上限和采煤方法，对于实现矿井的安全生产、保水采煤及地面生态环境保护，都具有十分重要的理论意义与实用价值。在研究导水裂隙带高度问题时，煤层覆岩顶板通常已经受到存在于岩体孔隙中的水的影响，其力学性质已经发生改变，而以往对覆岩破坏规律及其导水裂隙带高度的研究，都是单独从固体力学角度研究，而很少考虑到孔隙水压所引起的顶板覆岩力学性质的改变，即很少从流固耦合的角度进行研究。因此本文在考虑孔隙水对顶板覆岩损伤破坏的情况下，研究了急倾斜煤层覆岩破坏规律以及导水裂隙带发育高度。１．２国内外研究现状１．２．１关于急倾斜煤层研究现状几十年来，在岩层控制方面从理论到实践都取得了显著的成绩，然而这些成果主要集中在近水平煤层、缓斜煤层和倾斜煤层开采的研究领域【２订Ｊ。与近水平、缓斜及倾斜煤层开采相比，国外对急倾斜煤层开采岩层移动规律的研究不多，主要在德国、加拿大等国有一定的研究。德国曾对急斜煤层充填物和冒落岩石的压力问题进行过一些研究，加拿大则在西部矿区开采急斜煤层时用有限元法对急斜煤层上方地层移动进行模拟研究。由于各国资源类别与复杂程度、资源开发等差异较大，导致对急倾斜煤层开采岩移规律的研究状况、围岩变形及控制理论各不相同。原苏联学者认为急倾斜煤层长壁开采后，直接顶冒落带的高度一般为采高的３－－－，５倍，随采空区面积的增大，老顶开始移动并沉降在直接顶垮落的矸石上。如果老顶岩层强度较低，移动带边界处将形成与层面大致成６０。＂－６５。的断裂裂隙。老项岩层离层下沉的范围内，个别岩层之间将失去力的联系，从而形成卸载拱。卸载拱外形成压力增高区一支承压力区，上覆岩层的下沉形成不对称的盆地形。国内针对急倾斜煤层矿压及围压控制研究中，西安科技大学做了大量的工作。吴绍倩、石平五教授对不同急斜煤层长壁工作面进行矿压观测，并结合相应的实验室相似材料模拟、计算机摸拟，和理论分析的方法系统地研究了急倾斜煤层围岩运动和破坏规律０９９０）［８·９１。石平五教授（１９８９）／１０—１】认为，对于急斜特厚煤层的开采，开采后引起的围岩破坏是向煤层上方和项板方面发展，开采过程中顶煤和围岩的破坏过程大致可分为４个区：Ｉ区为顶煤放出区，即随开采从放煤窗口放出的破碎顶煤，破坏特征成拱，放出高度取决于项煤的可冒放性，以及采取的松动破碎措施；ＩＩ区为沿底坐滑区，靠底板未２１绪论能从窗口放出的顶煤开采后沿底板下滑充填采空区；ＩＩＩ区为顶板离层破坏区，即随开采向下部水平分段发展，顶板悬露到一定面积后的离层向破坏垮落区发展；Ⅳ区为煤岩滞后垮落区，随顶板垮落顶煤破坏同时向上发展，垮落顶板和顶煤末能回收，充填采空区。邓广哲教授（１９９１，１９９３，１９９４）Ｂ２－１５】对急倾斜煤层放顶煤开采矿压显现规律以及覆岩运动规律做了大量的研究，通过现场实测详细分析了急倾斜煤层开采沿工作面走向以及沿工作面倾向的矿压显现规律，并采用模拟的方法对所得结果进行了实验室验证。提出工作面矿压显现的特殊性取决于上覆岩层形成的结构特征。当急斜煤层倾角７０。左右，覆盖层的破断运动为上覆岩层主要运动形式。赵朔柱教授（１９９２）ｕ６ｊ认为急斜水平分段放顶煤工作面上方的顶煤和矸石属于散体介质，以拱和拱壳的形态存在，拱壳的平衡是暂时的和有条件的。随着工作面推进，拱壳会失衡。煤层开采后，悬露顶板的面积当达到极限程度时，会沿着倾向和走向破断，并沿倾斜方向形成铰接岩块结构。黄庆享教授（１９９３，１９９８）ｔ１７’１８】在对急斜水平分段放项煤开采的研究中，建立了顶煤弹性深梁力学模型，认为顶煤破断主要发生于工作面煤壁附近，顶煤是在悬伸一定长度后才破断的，并分析了煤体的破坏形式主要为剪切破坏及煤体发生破坏的条件。冯国才、于政喜（１９９６）ｕ刿通过对梅河三井等八个综放面的观测数据及数值模拟，认为急斜开采顶煤移动规律为：急斜综放面顶煤移动要比缓倾斜及近水平综放面顶煤移动剧烈的多；顶煤的移动划分为三个阶段，第一阶段为顶煤的小变形移动阶段，水平分段综放面的该阶段的范围大致在煤壁前方５＂－＇２０ｍ之间；第二阶段为顶煤移动加剧阶段，水平分段综放面的该阶段的范围大致在煤壁前方５ｍ至煤壁后方２ｍ之间；第三阶段为顶煤的破碎阶段，水平分段综放面的该阶段的范围大致在煤壁后方２ｍ直至冒落处。该阶段顶煤在破碎后，在自重作用下，一旦失去下方煤岩体的支撑后便可冒落。宋元文教授（１９９７）【２０】依据岩板理论，认为急倾斜水平分段开采时，工作面悬露岩顶只有在推进方向和倾斜的悬长都达到各自的破断极限跨度时，才会显现老顶来压。而且沿倾斜向下延深，每隔一个周期来压高差将出现一个周期来压分段。在周期来压分段内，工作面沿走向每隔一定距离将出现老顶周期来压显现。从工作面顶板侧向底板侧，来压影响逐渐减弱，且有滞后现象。戴华阳、王金庄（２０００）【２ｌＪ认为急斜煤层开采后岩层破坏移动方式为：层梁沿煤岩层法向弯曲垮落和移动，形成喇叭形的垮落裂缝带；深部岩层呈双支座梁弯曲，浅部岩层呈单支座悬臂梁弯曲，喇叭口上由于岩层的不同步弯曲，地表沿层面产生裂缝；移动边界线沿边界角向外弯曲；地表移动曲线呈现波浪形，规律性不强，而沿层面的移动曲线则平缓、规则、规律性强，说明了急倾斜开采岩层沿法向弯曲的移动方式。崔希民、王金安教授（２０００）ｔ２２】认为，急斜煤层开采后，顶板岩石弯曲冒落，冒落岩石下滑，在采空区上部形成了自由空间。当冒落带高度达到一定值，上部矿柱在重力的３西安科技大学硕士学位论文作用下，可能发生失稳，矿柱沿软弱岩层面与岩体断开，矿柱向煤层下山方向移动，只要矿柱与岩体间的摩擦系数ｆ＞Ｏ．６，剪切安全系数ｋ＞１．０，则矿柱不会滑动。ｔ鲜（２００１）［２３】在急斜煤层巷道放顶煤法顶煤的破碎过程研究中，引进“煤梁＂的概念，构造了煤梁极限跨度模型，认为在顶煤下部形成了一块两端固定的煤梁，它支撑着上部顶煤和岩体的部分重量及自重，当此梁的跨度达到一定（极限跨度）时，在梁中部由于拉应力超过煤体的抗拉强度，导致煤梁失稳、垮落，这一过程反复出现，一直到所有项煤垮落。因此，煤梁的“形成一垮落一形成一垮落＂过程，就是顶煤的破碎过程。平寿康教授（２００２）【２４Ｊ领导的课题组从８０年代起，就开始进行急倾斜煤层开采工作面矿山压力现场监测研究，比较系统和全面地研究了急倾斜煤层开采的矿压显现、顶板控制方法、围岩灾变及实际防治技术，并引入了倾角作用系数和冒矸充填度作为分类的定量指标，并对急斜工作面顶板分类进行了研究。赵伏军、李夕兵（２００２）ｔ２５Ｊ应用断裂力学理论分析了急斜煤层巷道放顶煤顶煤破断裂纹的扩展和破碎机理，建立了顶煤的断裂力学模型，提示了顶煤的断裂应力强度因子与煤层埋深、厚度及倾角等的关系，得出了急斜煤层巷道放顶煤较为理想的条件是倾角７０。左右，厚度大于临界厚度且裂纹发育。在煤壁附近应力集中区，裂纹扩展、贯通出现板裂化现象形成板裂结构，该结构失稳破坏意味着顶煤的垮落，煤层的板裂破碎程度取决于集中应力的大小及裂纹的发育程度。张义顺（２００３）【２６】经矿压实测得出，倾角４０。的走向长壁工作面，上覆岩层破坏形态的特点是冒落带和断裂带的上部轮廓类似一个上下不对称的抛物线，中、上部略呈“马鞍状＂，并得出了采区下段充填长度与工作面倾角及工作面长度回归方程。高召宁、石平五（２００３）【２７】运用弹性力学古典狭长薄板理论，建立了急斜水平分段放顶煤开采顶板变形力学模型，分析了其变形特征及破断规律。得出了煤层倾角、水平分段高度对顶板变形的影响关系曲线，给出了顶板破断的判据。邵小平（２００５，２００８）ｔ２８】对急斜水平分段放顶煤开采及急斜煤层大段开采后的围岩结构及其控制性进行了深入研究。杨帆（２００６）【２９】根据急倾斜煤层岩层移动的特征和传力机制，首次提出了急倾斜煤层岩层移动的“厂”型移动拱结构模式。１．２．２导水裂隙带高度理论研究现状国外对导水裂隙带的理论也进行了长期研究【３０－３３】，并各自根据本国实际制订了相关规程与规定。英国矿业局早在１９６８年就颁布了海下采煤条例，对覆岩的组成、厚度、煤层采厚以及采煤方法等作了相应的具体规定；日本曾有１１个矿井进行过海下采煤，海下采煤的水患防治措施严密，安全规程针对冲积层的组成与赋存厚度作出了允许与禁止开采规定；俄罗斯于１９８１年颁布了有关水体下开采的规程，根据覆岩中粘土层厚度、４１绪论煤厚、重复采动等条件的变化来确定安全采深，但这些规定与规程大多是统计经验而没有深人的理论与方法研究。我国对导水裂隙带的研究仍基本处于经验统计、类比、数值模拟（包括以ＡＤＩＮＡ、ＡＮＳＹＳ、ＦＬＡＣ为主的有限元以及ＵＤＥＣ、ＭＤＥＣ等离散元、边界元以及离散元与边界元耦合等）、相似材料模拟、实测（钻孔冲洗液法、钻孔电视法、瞬变电磁法、高密度电阻率法、超声波穿透法、声波ＣＴ层析成像技术、井下仰孔注水测漏法等）以及某一类条件的简单理论分析等的研究阶段。对于导水裂隙带高度的计算，《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》１３４Ｊ中给出一组统计经验公式，该公式是基于当时炮采与普通机采、推进速度在４０ｍ／月左右的开采条件下取得的，并且每一公式都有其应用条件。随着生产力水平的提高和发展，出现了分层综采、厚煤层一次采全高、厚煤层综放开采及快速推进高产高效的新采煤技术。《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的导水裂隙带高度的预测公式不再完全适用，进而有必要对其进行新的探讨和研究，获得在新型采煤方法条件下导水裂隙带的发育规律及导水裂隙带高度的预测公式。国内主要研究现状如下１３孓４３Ｊ：２０世纪６０年代以前，煤炭资源开采的重点多集中在开采技术条件较好的地区，但已有了水体下采煤的尝试。对导水裂隙带高度的研究基本上处于认识性阶段。主要从岩层移动造成的地表沉陷等地质灾害出发，定性分析煤岩层的地质环境条件，进而利用经验法或类比法对导水裂隙带高度进行初步预测，其特点为：以煤岩层赋存条件为主要研究内容，研究方法主要为定性描述和分析。２０世纪６０年代至８０年代，为适应水体下采煤技术的迫切需要，开展了大量的用专门的观测孔来研究开采导水裂隙带高度，并就观测孔中水位变化及水的漏失量等方法，提出了有效和无效导水裂隙的区分。同时进行试验性研究工作，特别是相似材料模拟技术也得到了较快发展。我国许多矿区在裂高现场观测资料和试验研究的基础上，结合煤层的采出厚度、岩体的强度类型等，总结出不同覆岩类型条件下，煤层采出厚度与冒高、裂高的相关关系式，并以此来指导实际生产。其研究特点为：①以覆岩体工程地质环境和岩体力学环境为主要研究内容；②以导水裂隙带发育高度与岩体强度类型之间的关系为研究重点；③研究方法虽然仍以定性描述和分析为主，但已向定量化研究迈出了可喜的一步。２０世纪８０年代以来，我国开展了许多水体下采煤的专题性研究，取得了不少突破性进展，其研究特点为：①理论上更先进。开始引入现代统计数学、损伤力学、断裂力学、弹塑性力学、流变力学等理论和现代测试技术及计算机技术；②研究内容更广泛。重点研究地质构造、地层岩性、水文地质特征、岩体结构等地质条件外，还广泛研究了与覆岩移动变形有关的原岩应力场。在深入研究岩体力学特性、时间效应的基础上，对５西安科技大学硕士学位论文裂隙带的演变过程进行动态分析；⑧研究方法更先进。广泛应用物理模拟和数值模拟方法。使研究的深度不仅仅局限于覆岩移动变形、破坏现象等方面，而且从覆岩变形破坏过程，影响因素等方面去探讨导水裂隙带的形成机理，在此基础上进行有效的预测。我国于１９８５年制订了《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，详细规定了导水裂隙带在各类条件下的计算公式及导水裂隙带形态的描述，也已获得了微山湖下、淮河下、渤海湾地区水域下、华东、华北、东北地区巨厚流砂层下，以及许多矿区的含水（砂）层下压煤开采的成功，为上亿吨煤炭储量提供了丰富经验。赵经彻教授等（１９９７）应用内外应力场理论对分层开采、网下综放、全厚综放三种不同开采条件下冒落岩层厚度、导水裂隙高度、地表沉陷特征以及支承压力大小及分布特点进行分析和探讨，建立了相应的计算模型。崔希民、陈至达教授（１９９７～１９９９）利用平均整旋角概念和裂纹产生与扩张的几何准则，建立了确定实时位形上，水下采煤导水裂隙带高度的方法。刘天泉教授（１９８１０等对水平煤层缓倾斜煤层急倾斜煤层开采引起的覆岩破坏规律与地表移动规律作了深入的研究提出了导水裂隙带概念建立了跨落带与导水裂隙带计算公式为提高煤层开采上限减少煤层资源损失做出了很大贡献。戴华阳、王金庄教授（２０００）认为急斜煤层开采后岩层破坏移动方式为：层梁沿煤岩层法向弯曲垮落和移动，形成喇叭形的垮落裂缝带；深部岩层呈双支座梁弯曲，浅部岩层呈单支座悬臂梁弯曲，喇叭口上由于岩层的不同步弯曲，地表沿层面产生裂缝；移动边界线沿边界角向外弯曲；地表移动曲线呈现波浪形，规律性不强，而沿层面的移动曲线则平缓、规则、规律性强，说明了急倾斜开采岩层沿法向弯曲的移动方式。王金安，冯锦艳教授（２００８）等采用分形几何学对离散元计算得出的急倾斜煤层开采覆岩裂隙发育进行了分析。高延法教授（１９９９）提出了岩移“四带”模型等，对解释和计算导水裂隙带的形状和高度具有较大的帮助。刘红元教授（２００１）等在研究采动影响下覆岩垮落的动态发展过程中应用自行开发的岩层破断过程分析系统（ｓＦＰＡ２Ｄ），模拟了开挖后岩梁悬露在重力作用下发生离层、弯曲、沉降、端部和中部开裂直至冒落的全过程，再现了采动影响下覆岩破坏的动态发展过程。并且为了验证数值模拟的正确性，也做了相似材料模拟。张明教授（２００３）等在对山东兖州的田庄煤矿进行煤层开采上限的研究时，根据已有资料及邻近矿井资料，用数值模拟方法分析提出了覆岩开采破坏规律，提高了煤层的开采上限。其用有限元法将研究的工作面的现有资料与３个钻孔所取得的物理学性质测试成果结合起来建立了该工作面的计算模型。计算过程中采用Ｄｒｕｅｋｅｒ－ｐｒａｇｅｖ—ｃａｐ模式，根据钻孔取心及试验指标选取岩土体质量密度、弹性模量、泊松比、抗拉强度、屈服函数参数、帽硬化参数及帽初始位置等参数，并输入计算机，逐步模拟开采。６１绪论准确地预计导水裂隙带高度既可据此留设合理的防水煤（岩）柱尺寸来保证矿区的安全生产，又可减少对矿区宝贵地下水资源的破坏，而现有的导水裂隙带高度预计方法大多数都是通过实际观测资料建立经验公式或者通过神经网络、分形理论等进行预计以及凭借数值模拟、相似材料模拟等试验手段进行预计，而在含水状态覆岩破坏及导水裂隙带形成发展过程中，除了按照无水情况下的覆岩破坏和导水裂隙带的形成机理产生外，在其产生发展过程中同样还受到孔隙水的影响，其中孔隙水的影响既包括孔隙水的物理化学作用影响外，还包括了孔隙水对覆岩岩石力学形成的影响。通常情况下研究的覆岩破坏及导水裂隙带高度的计算必然与有孔隙水压实际情况下覆岩破坏和导水裂隙带的形成有一定的差别。然而这些研究工作确忽略了一点，那就是研究导水裂隙带高度，但是导水裂隙带高度都是受水影响或者导水裂隙带在导水时必然受到水的影响。因此本文将考虑孔隙水压影响下的急倾斜覆岩作为研究对象进行研究。目前，确定导水裂隙带的方法主要有两类：一类是实际探测法，另一类是理论计算和经验公式计算法。理论计算主要是建立在固体力学基础上的解析法和数值法。经验公式计算法主要是在准确地分析判断矿区覆岩结构类型的基础上，利用《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的经验公式计算得出导水裂隙带高度。通过对各种方法的比较，本文采用数值计算法，然后结合经验公式以及现场观测，对急倾斜煤层导水裂隙带进行研究。１．２．３岩体的渗流与应力耦合研究现状岩体是一种复杂的非均匀材料，以往较多的研究通常将岩石受力后变形和断裂过程的非线性归结为弹塑性，用宏观上的弹塑性来表达。现在从细观角度对岩石受力破裂过程进行研究也取得了很大的成果［４４巧６】。邓广哲教授在这一方面做了大量工作，针对坚硬煤体预裂问题，从宏、细观实验分析了封闭型裂隙扩展与地应力、水压的关系，并依据能量原理建立了煤体注水软化判据，成功的运用水压致裂理论解决工程实际问题，促进了水压致裂理论的发展，探讨和发展了裂隙岩体非线性蠕变断裂损伤分析理论，深入研究了复杂变载条件下岩体的断裂损伤问题，丰富了断裂损伤理论；并对孔隙压力作用下孔壁裂纹的扩展过程进行了模拟分析，丰富了裂纹扩展理论。杨天鸿考虑了岩石内部细观结构的非均匀性，再现了岩石变形破坏的整个过程。基于裂隙岩体渗流耦合的特点，研究其特性必须考虑其裂纹的产生与扩展，这种裂隙的产生与扩展过程，实际是材料断裂损伤的一种表现。黄润秋和朱珍德结合有效应力原理研究了水压力对裂纹扩展的力学机制。Ｊｅｆｆｒｅｙ等用分离裂缝模型模拟研究水压致裂过程，Ｂｒｕｎｏ和Ｎａｋａｇａｗａ利用Ｂｉｏｔ理论研究孔隙水压力对岩石张性断裂的影响，Ｄｏｕｒａｎａｒｙ等利用流固耦合理论讨论了水力压裂的起裂、扩展和闭合全过程的流固耦合现象，指出流固耦合在水力压裂中应用的重要性。李世平，李玉寿，吴振业提出７西安科技大学硕士学位论文了利用岩石全应力应变过程渗透试验方法建立渗透性－应变耦合关系的研究思路，并在煤系砂岩全应力应变过程渗透试验结果的基础上对渗透性．应变耦合关系的拟合方法进行了探讨；仵彦卿在系统总结国内外有关渗流场与应力场耦合研究成果基础上，通过试验研究，提出了渗流与应力的分形几何关系，并给出了单条裂隙受压应力、剪应力及剪应力与压应力联合作用时地下水的渗流计算式；贺玉龙对围压升降过程中岩体的渗透率变化特性进行了试验研究，并提出在围压升降过程中，砂岩和单裂隙花岗岩的渗透率均随有效应力的增加呈负指数规律减少，但单裂隙花岗岩的渗透率对有效应力的敏感程度远大于砂岩，而砂岩渗透率的恢复程度则大于单裂隙花岗岩。在围压下降过程中，砂岩和单裂隙花岗岩渗透率的恢复均存在明显的应力滞后效应。综上所述，经过科技工作者的科学研究，对急斜煤层的研究已经取得了大量理论成果。但是对急倾斜煤层开采导水裂隙带高度的研究上，其理论成果与缓倾斜及近水平煤层相比还存在一定的差距。因此本文在对急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度的研究过程中，采用固液耦合的方法，将孔隙水引入急倾斜煤层项板覆岩，使研究成果更加接近现场实际。１．３本文研究主要内容本文通过数值模拟实验及理论分析，对砂岩在孔隙水压作用下下的破坏过程进行了分析，通过对无孔隙水压和有孔隙水压影响下岩石的破裂过程的数值模拟，分析孔隙水压对岩石力学性质的影响。结合试验结果对孔隙水压影响下的急倾斜煤层顶板覆岩破坏规律、导水裂隙带高度进行分析；最后针对于圭山煤矿３１１３９工作面覆岩在孔隙水压影响下导水裂隙带高度进行分析研究，具体内容包括：（１）研究砂岩在无孔隙水压以及有孔隙水压作用下的破坏过程，分析孔隙水压对岩体破坏以及力学特征的影响作用，对不同孔隙水压对岩体强度的影响进行分析；（２）孔隙水压对岩石破坏的理论分析，主要从孔隙水对岩石力学性质的影响方面进行讨论。结合数值模拟结果，提出孔隙水压引起顶板岩石破坏模式的改变，进而导致覆岩导水裂隙带高度较无孔隙水压时发生变化的原因；（３）孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩破坏规律的理论分析，分析孔隙水压作用对急倾斜煤层开覆岩的移动特征，以及覆岩破坏结构的影响：总结影响急倾斜煤层导水裂隙带高度的主要因素，提出孔隙水压对导水裂隙带高度的影响作用；总结导水裂隙带高度研究的主要方法，选取适合的研究方法展开研究；（４）对圭山煤矿３１１３９工作面覆岩破坏规律以及导水裂隙带高度进行研究，通过对不同分段高度下覆岩破坏的数值模拟，得出在该地质条件下开采的合理分段高度；对试验结果进行回归分析，求出在２ＭＰａ孔隙水压作用下分段高度与导水裂隙带高度的计算公式。８ｌ绪论１．４本文研究方法及技术路线１．４．１研究方法（１）运用Ｆ－ＲＦＰＡ２Ｄ软件，得出试件在有孔隙水压和无孔隙水压作用下的砂岩破坏过程的应力一应变曲线，为研究试件在有孔隙水压和无孔隙水压条件下的破裂模式以及孔隙水压对砂岩的破坏形式与力学性质的影响提供试验依据，采用数值模拟的方法对不同孔隙水压下岩体强度的变化规律进行分析；（２）在上述模拟试验的基础上。运用岩石力学、流体力学、断裂力学和弹性力学知识，理论分析孔隙水的物理化学作用对砂岩破坏模式的影响作用以及孔隙水压的力学作用对岩石力学性质的影响；（３）结合以往急倾斜煤层的研究成果，运用固液耦合理论，理论分析孔隙水压对急倾斜煤层开采覆岩移动特征、覆岩破坏结构以及导水裂隙带高度的影响作用；（４）对圭山煤矿３１１３９工作面覆岩导水裂隙带高度进行数值模拟，对该工作面在孔隙水压下导水裂隙带发育高度进行初步研究；结合经验公式以及现场观测结果，对数值模拟试验结果进行验证分析；运用回归分析理论，对模拟数据进行分析，得出２ＭＰａ孔隙水压作用下导水裂隙带高度与分段高度的计算公式。１．４．２本文研究的技术路线本文作为一项应用型研究，目的是为掌握急倾斜煤层开采过程中含水砂岩顶板导水裂隙带发育高度，为现场工程提供可靠依据。采用的研究技术路线如图１．３。９西安科技大学硕士学位论文ｆ孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度研究研究砂岩破坏的数值模拟砂岩破坏的理论分析上无不１．。一．．．．．．．Ｌ有孑孔孔孔孔同隧￡隙隙隙隙孔才水水水水隙白：￡压压压压水为ｆ对对作作压ＬＺ！石石用用作孑Ｉ石石下下用璀ｉ弹破砂砂下压［性裂岩石砂抒】模模破破岩角；量式坏坏破』０的的的的坏影影数数的响响值值数模模值拟拟模拟孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩破坏规律及导水裂隙带影响凶素分析Ｉ孔隙水压作用下急倾斜煤层导水裂隙带高度数值模拟１．．．．．．．．．ＪＬ．．．．．．．．．．Ｌ无孔不孔隙同隙水分水压段压作高作用度用下下导导导水水水裂裂裂隙隙隙带带带高高高度度度计计计算算算Ｌ’‘。。。。。’。一回归分析结论图１．１本文研究技术路线１０２孔隙水压作用下砂岩破坏过程的Ｆ—ＲＦＰＡ数值模拟２孑Ｌ隙水压作用下砂岩破坏过程的Ｆ．ＲＦＰＡ数值模拟２．１砂岩破坏过程数值试验模型及参数设计２．１．１Ｆ．ＲＦＰＡ川软件概述本章采用的Ｆ—Ｉ心ＰＡ２Ｄ渗流耦合程序系统是东北大学岩石破裂与失稳研究中心为进行岩石破坏过程渗流与应力耦合分析而开发的。与其它数值软件相比，它是基于连续介质力学和损伤介质力学原理，模型单元的力学、水力学性质根据统计分布而变化，以体现材料的随机不均质性。材料在开裂破坏过程中流体压力传递通过单元渗流一损伤耦合迭代来实现。它具有应力分析、渗流分析、耦合分析、破坏分析四个方面的功能。这个系统能够对裂纹的萌生、扩展过程中渗透率演化规律及其渗流一应力耦合机制进行模拟分析，并且能详细解释岩石破裂过程中渗流与损伤耦合作用机制，把流固耦合问题的研究从应力状态分析深入到破坏过程分析，在水压致裂、岩石破裂过程渗透性演化规律、矿山透水等领域得到广泛应用。这样比过去只考虑应力状态下的渗流一应力耦合模型更为深入，能够得到渗流应力损伤耦合作用机制及其参数物理意义的规律性认识，可以从细观力学的更高层次上解释宏观工程岩体渗流一应力耦合作用下的破坏、失稳行为。２．１．２数值模型建立与参数确定数值模型采用二维平面应变薄板模型，加侧压，模拟水平应力，轴向采用位移控制加载方式；利用数值计算，在破坏模式、应力．应变曲线和加载步数一垂直载荷曲线形状上研究孔隙水压和载荷作用下岩石试件破裂机理。本文以圭山煤矿顶板砂岩试样建立模型，进行模拟计算，为孔隙水压对急倾斜煤层覆岩破坏规律提供理论基础。数值模型尺寸ＨｘＷ＝１００ｘ５０ｍｍ，模型划分为２００ｘ１００个单元，试样尺寸采用岩石力学实验标准试件尺寸（如图２．１）。加载过程是首先加一定的侧压Ｐ２和孔压Ｐ３、Ｐ４，然后整个加载过程采用位移控制的加载方式，加载位移增量为Ａｓ＝０．００５ｍｍ，侧压只＝４ＭＰａ，试件渗透压分别为ＯＭＰａ、２ＭＰａ；砂岩试样参数采用圭山煤矿顶板砂岩岩石力学试验所得数据，见表２．１。西安科技大学硕士学位论丈孔压ｎ图２．１数值模拟试验的结构图表２．１材料力学参数整个模型中单元的弹性模量、抗压强度和渗透系数按照Ｗｅｉｂｕｌｌ随机分布，就是用来描述试样均匀性的均质度系数，这里取ｍ＝２来进行模拟研究。２．２孔隙水压对砂岩破坏的数值模拟２．２．１无孔隙水压作用下砂岩破坏过程的数值模拟试件的整个应力应变过程可分为：线弹性阶段、非线性变形阶段（初始破裂及扩展）、软化阶段（裂纹贯通）见图２．２．图２．５。（１）线性变形阶段（ｓｔｅｐ２．６８）。该阶段包括岩石的弹性变形阶段和微破裂稳定发展阶段，在初始加载阶段岩石破坏点较少，分布零散、无序，没有形成贯通裂纹，应力一应变曲线为线性直线。（２）非线性变形阶段（ｓｔｅｐ６９－１０ｌ０岩石的非稳定破裂发展阶段，ｓｔｅｐ６９点是岩石从弹性变为塑性的转折点。该阶段随着载荷的增加，破坏点不断增加，并产生变形局部化集中现象。应力场主要转向破坏集中的区域，在其周围形成高应力集中区，促使局部微１２２孔隙水压作用下砂岩破坏过程的Ｆ－ＲＦ队数值模拟破裂向宏观裂纹的发展。裂纹开始在试件下部偏中间位置出现，旨先向右上扩展．出现分叉后开始向芹ｌ扩展；向卉ｒ扩展的裂纹成为牛裂纹。虽然裂纹的扩展方向总体向上。但裂纹的扩展形式却非常复杂．并且表现出断断续续的特征。裂纹的边界非常粗糙，裂纹分叉现象频繁出现。应力一应变曲线表现出非线性，在９ｌ步出现峰值强度。岩石一旦发牛结构变化，岩体原牛裂隙进一步扩展并形成大量新的诱导裂隙，伴随着声发射的大量产牛（剖５５）。（３）软化阶段（ｓｔ印１０２一１５０）。１０２步到１５０步应力从２８３Ｍｐａ降低到１４．４Ｍｐａ是岩石细观破裂的高峰。而到第１０１步，随着单元破坏数量的增加．裂纹几乎贯穿了整个试样．并伴随着声发射的大量产牛。岩石结构随着裂隙逐渐扩展连通而发生显著变化。试件达到峰值强度后应力迭落，声发射数量明显减小。在软化阶段，由于围压的作用，形成的裂纹被压密。岩块承载能力达到峰值强度后．其内部结构遭到破坏，｛日试件基木保持整体状。在本阶段裂隙快速发展，交叉切相耳联合形成宏观断裂面。此后，岩块变形＝Ｅ要表现为沿宏观断裂面的块体滑移，试件承载力髓变形增大迅速下降，但并不降低到零，说明破裂的岩石仍有一定的承载力。在该阶段．曲线呈阶梯状下降，说明在岩石破坏后．随着位移的增加，破裂的岩石有压实强度增大一破碎一再压实的过程．随着裂缝的压实。粗糙的裂缝处岩石产牛破坏，由于围压的作用．破裂的岩石最终压实．并存在一定的破裂强度，具有一定的承载能力应山－应变曲线３０２５２∞】●＾ＥＣⅧ…ｔ裟１加岛２０罡１５姜型１０５１２。萋１００盏Ｉ．ｄ．．ＩＪ．Ｉ器藿４７藿“：。；竺；禽；蠹；高；；；高；器；苗；翟Ｊ帕科Ｅ４凹２．２岩石试件麻力一麻变．声发射全过程数值模拟（Ｆ－ＲＦＰＡ加分析结果：主：兰奎：２：：竺竺圭ｓｔｏｐｌ００Ｓｔｅｐｌ０１ｓｔｅｐｌ０２ｓｔｃｐｌ５０馑ｌ２．３岩石试什破坏过程的数值模拟结果（Ｆ－ＲＦＰＡ∞分析结果弹性模量图）：：：兰兰：竺盘：：主兰兰兰兰兰：：巴：坠墨竺：：兰ｓｔｅｐｌ００Ｓｔｇｐｌ０１ｓｔｃｐｌ０２ｓｔｅｐｌ５０图２．４岩缶试什破土ｆ：过程的数值模拟结果（Ｆ－ＲＦＰＡ２Ｄ分析结果剪麻力图）２：盐垫耋：２：：竺耋圭，０，Ｓｏ唧÷◆。ｏｊｒ■－ｕ！．．。．．弘ｉｏ’；妊≯：０；Ｓｔｅｐ９１藜瓣ｓｔｅｐ９２ｓｔｅｐｌ００．．．’０７．‘．．’ｊ’？’ＳｔｃｐｌＯｌ窿ｓｔｅｐｌ０２ｓｔｅｐｌＳＯ图２．５岩石试件破坏过程的数值模拟结果（Ｆ－ＲＦＰＡ２Ｄ分析结果卢发射图）２．２．２孔隙水压影响下砂岩破裂过程的数值模拟和不受孔隙水压力影响下的试件试件的破坏模式有所改变，试件达到峰值强度的试件提前了４步。试件的的整个应力应变过程同样包括以Ｆ几个阶段；线弹性阶段、非线性变形阶段（初始破裂及扩展）、软化阶段（裂纹贯通）见图２．６－图２．９。（１）线性变形阶段（ｓｔ印２·６４）。该阶段包括岩石的弹性变形阶段和微破裂稳定发展阶２孔膊水压作用下砂岩破坏过程的Ｆ－ＲＦＰＡ敷值模拟段，在初始加载阶段岩石破坏点较少．分布零散、无序，没有形成贯通裂纹，应力一应变曲线为线性直线。由于扎隙水蛙力的存在，要抵消一部分围压和轴压．试件达到相同的压缩量，需要施加更＾的垂压，所以有扎隙水压影响下比无孔隙水压情况下的应力一加载步曲线要高。（２）非线性变形阶段（ｓｔｅｐ６５－９１）。岩石的非稳定破裂发展阶段．ｓｔｅｐ６５点是岩石从弹性变为塑性的转折点。该阶段随着载荷的增加．破坏点不断增加，并产牛变形局部化现象。受水压力的影响裂纹开始在试件上部偏中间位黄出现，向右上扩展，并发展为丰裂纹。裂纹的扩展方向向右下．且裂纹的扩展形式较简单．说明了孔隙水压对岩石的破裂具有很大的影响。从剪应力图卜可以看出．在孔隙水压作用下，岩石破坏时的剪应力较无孔隙水压作用时要小。从水力梯度图上。可以看出孔隙水对裂纹扩展的跟踪作用．以及赞裂作用。裂纹的边界较平滑．裂纹分叉现象不明显。应力一应变鼎线表现出非线性，在９１步出现峰值强度，较无孔隙水压时提前４步。（３）软化阶段（ｓｔｅｐ９２．１５０）。到第９２步，随着单元破坏数量的增加，裂纹几乎贯穿ｒ整个试样．井伴随着声发射的大量产生。岩石结构随着裂隙逐渐扩展连通而发牛显著变化。试件达到峰值强度后应力这落。声发射数量明显减小。在软化阶段，由于围压的作用．形成的裂纹被压密。岩块承载能力达到峰值强度后．其内部结构遭到破坏，但试件基本保持整体状。在本阶段裂隙快速发展，达到完仝破坏。此后，岩块变形手要表现为沿宏观断裂面的块体滑移．试件承载力随变形增大迅速下降，但并不降低到零．说明破裂的岩石仍有一定的承载力。在该阶段，曲线较无孔隙水压时平滑，说明孔隙水对岩体的润滑作用。应力一应变曲线３０●ＡＦ．Ｃｏｌｌｒｌｉｓ替２一应力０。…。童兽窝高看需喜辱季葛茸鲁毯瓮应变／Ｅ一４凹２．６２Ｍｐａ孔隙水压作用Ｆ岩计试什脚力－麻变·声笈射全过科数值模拟耋主垡盔：翟土：竺：：圭Ｓｔｅｐ２Ｓｔｅｐ９２ｓｔｅｐ９６ｓｔｅｐＩ５０图２．７岩石试件破坏过程的披值模拟结果（Ｆ．ＲＦＰＡｍ分析结果弹性模量图）：：：尘三２：：：盏釜耋兰兰：：：坠耋兰鉴：ｓｔｅｐ８６Ｓｔｅｐ９２ｓｔｅｐ９６ｓｔｅｐｌ５０蚓２．８岩“试什破坏过群的数值模拟结果（Ｆ－ＲＦＰＡ拉分析结果剪廊力幽）２耋２：：圣：２：主竺兰三Ｓｔｏｐ９２ｓｔｅｐ９６ｓｔｅｐｌ５０圈２．９岩石试忭破坏过程的数值模拟结果（Ｆ．ＲＦｐＡ２０分析结果水力梯度分布图）２．２．３试验结果对比本文中采用数值模拟实验来对比有孔隙水压力和无孔隙水压力作用下岩石强度和破裂特性。数值模拟得到的全应力．应变曲线如图２１０所示．在有孔隙水压作用下试件的抗压强度为２７６ＭＰａ，比无水作用下试件抗压强度２８３ＭＰａ减小了３．５％，残余强度减小了１８％。同时有孔隙水压时岩石达到峰值强度较无孔隙水压时提前４步，在线弹性２孔隙水压作用下砂岩破坏过程的Ｆ．ＲＦ队数值模拟阶段有孔隙水压时的应力一应变曲线较无孔隙水压时靠上，说明孔隙水压对岩石的弹性模量也产牛了一定影响。峰值后有孔隙水压作用下岩石的应力应变曲线较无孔隙水压时平滑，说明了孔隙水对破坏后岩石的润滑作用：且峰值后强度有孔隙水压时远远低于无孔隙水压时的情况。无孔隙水压和有孔隙水压下岩石破坏全程曲线——２ＭＰａ｝Ｌ隙水压应力一无孔隙水压应力‘０∞磊兽＿Ｒ２０１５１０５Ｕ氆Ｚ…。。。．。…１２２３３４４５５６６７７８８９１００１ｌｌ１２２ｉ３３∥／／Ｉ／加载步一—１：：Ｌ１Ｌｌ＼、Ｌ—二一…．．，。１４４’１Ｉ鳘Ｉ２１０无孔隙水压和有无孔隙水压Ｆ岩“仝榉破ｑ、曲线对比图２．３不同孔隙水压下岩石破坏的数值模拟采用２ｌ中的数值模型，分析了围压为４Ｍｐａ的情况下，孔隙水压对岩石破坏的影响。试验采用Ｆ．ＲＦＰＡ２０进行数值模拟．孔隙水压选取ｏ．５ＭＰａ、ＩＭＰａ、１．５ＭＰａ、２．５ＭＰａ、３ＭＰａ、３．５ＭＰａ、４ＭＰａ的情况进行了模拟：根据试验结果得出了不同孔隙水压下的砂岩强度变化曲线如图２．１１所示。根据图２ｌｌ可得出，在孔隙水压小于围压的情况下随着孔隙水压的增大，岩石的强度呈降低的趋势。在０．５—２ＭＰａ之间，随着孔隙水压的增加，砂岩强度随着缓慢降低，切降低速率逐渐增大；而在孔隙水压为２－３ＭＰａ时，曲线且率迅速增大，随着孔隙水压的增大岩石强度迅速Ｆ降：３ＭＰａ之后，随着孔隙水压的增大，岩石强度降低趋势逐渐减小。：主：釜苎：筌圭：兰竺耋凹２１２岩石强度随孔隙水压变化拟台曲线２孔隙水压作用下砂岩破坏过程的Ｆ—ＲＦＰＡ数值模拟２．４本章小结本文通过数值模拟实验，从微观角度再现了岩石的破坏过程，得到了岩石试样应力．应变全程曲线。通过无孔隙水压作用和有孔隙水压作用下两种情况的对比，得出了孔隙水压对岩石破坏的影响作用，孔隙水压力降低了岩石强度。（１）通过Ｆ—ＲＦＰＡ２Ｄ软件对无孔隙水压和有孔隙水压下岩石破坏情况的模拟，分析得出在无孔隙水压影响下主要产生拉破坏，而在孔隙水压影响下岩石则发生的拉剪破坏或剪破坏。（２）孔隙水压力可以降低岩石的峰值垂直载荷，与无孔隙水压力试件相比，有孔隙水压力试件更容易产生微裂纹，更容易破坏，破坏面较为复杂，试样的峰值载荷值比无孔隙水压力作用下减小了３．５％，峰后强度较小了１８％，同时加载步数也提前４步。（３）通过对不同孔隙水压作用下岩石破坏过程的模拟，得出在围压为４ＭＰａ时的孔隙水压与岩石强度的变化曲线，通过曲线拟合软件对所得曲线进行拟合，得到在围压１０１为４ＭＰａ时的孔隙水压与岩石破坏强度的曲线方程为Ｙ＝２６．０６＋—三兰百。１＋Ｐ百矿西安科技大学硕士学位论文３孔隙水压对砂岩力学性质的影响分析３．１孔隙水对岩石的作用原理岩石中的水通常以两种方式赋存，一种称之为结合水，一种为重力水或称为自由水，它们对岩石力学性质的影响，主要体现在以下５个方面：连结作用、润滑作用、水楔作用、孔隙压力作用、溶蚀及潜蚀作用等。前三种作用为结合水产生的，后两种作用是重力水造成的。结合水是由于矿物对水分子的吸附力超过了重力而被束缚在矿物表面的水，水分子运动主要受矿物表面势能的控制，这种水在矿物表面形成一层水膜，这种水膜产生前述的三种作用。（１）连结作用束缚在矿物表面的水分子通过其吸引力作用将矿物颗粒拉近、接紧，起连结作用，这种作用在松散土中是明显的，但对于岩石，由于矿物颗粒间的连结强度远远高于这种连结作用，因此，他们对岩石力学性质的影响是微弱的，但对于被土充填的结构面的力学性质的影响则很明显。（２）润滑作用由可溶盐、胶体矿物连结的岩石，当有水浸入时，可溶盐溶解，胶体水解，使原有的连结变成水胶连结，导致矿物颗粒间连结力减弱，摩擦力减低，水起到润滑剂的作用。（３）水楔作用当两个矿物颗粒靠得很近，有水分子补充到矿物表面时，矿物颗粒利用其表面吸着力将水分子拉到自己周围，在两个颗粒接触处由于吸着力作用使水分子向两个矿物颗粒之间的缝隙内挤入．这种现象称水楔作用。当岩石受压时，如压应力大于吸着力，水分子就被压力从接触点中挤出．反之如压应力减小至低于吸着力，水分子就又挤入两颗粒之间，使两颗粒间距增大，这样便产生两种结果：一是岩石体积膨胀，如岩石处于不可变形的条件，便产生膨胀压力；二是水胶连结代替胶体及可溶盐连结，产生润滑作用，岩石强度降低。以上几种作用都是与岩石中结合水有关，而岩石含结合水的多少主要和矿物的亲水性有关。岩石中亲水性最大的是粘土矿物，故含粘土矿物多的岩石受水的影响最大。如粘土岩在浸湿后其强度降低可达９０％，而含亲水矿物少（或不含）的岩石如花岗岩、石英岩等，浸水后强度变化则小得多。（４）孔隙压力作用对于孔隙和微裂隙中含有重力水的岩石，当其突然受载而水来不及排出时，岩石孔隙或裂隙中将产生很高的孔隙压力。这种孔隙压力，减小了颗粒之间的压应力，从而降３孔隙水压对砂岩力学性质的影响分析低了岩石的抗剪强度，甚至使岩石的微裂隙端部处由于受拉状态从而破坏岩石的连结。（５）溶蚀一潜蚀作用岩石中渗透水在其流动过程中可将岩石中可溶物质溶解带走，有时将岩石中小颗粒冲走，从而使岩石强度大为降低，变形加大，前者称为溶蚀作用，后者称为潜蚀作用．在岩体中有酸性或碱性水流时，极易出现溶蚀作用，当水力梯度很大时，对于孔隙度大，连结差的岩石易产生潜蚀作用。在本文的数值模拟试验研究中，主要从孔隙水的力学作用原理上对孔隙水作用下的岩石试件进行的模拟研究，既是从前四种作用上对孔隙水压力作用下岩石试件的破坏进行了模拟分析。３．２孔隙水对岩石强度的影响３．２．１孔隙水的物理化学作用对岩石强度的影响孔隙水对岩体强度的影响主要表现为孔隙水对岩体的物理化学作用和孔隙水对岩体的力学作用。就孔隙水的物理化学作用来说，孔隙水主要通过楔劈、润滑、潜蚀、水解、连接、冻融等多种水岩作用，使岩体发生崩解、膨胀、易溶岩溶解和裂隙面上的填充物发生变形和位移等，改变岩体的成分与结构。同时，进入裂尖微裂纹损伤区的孔隙水使微裂纹间的岩桥桥联介质的细观断裂韧度或断裂扩展阻力降低，这些都对岩体产生软化作用。由于渗流的作用，水分子沿着岩体中桥联介质的矿物颗粒界面进入基质，基质的矿物颗粒因此被水分子所包围，这样本来存在于矿物颗粒间的相互引力作用（静电作用）和胶结作用，由于水分子的侵入而减弱，这是由于水分子吸附于矿物颗粒间，抵消了一部分引力作用；另外水分子与矿物颗粒胶质的化学作用，削弱了胶质的胶结作用。矿物间的相互引力作用和胶结作用的削弱，导致其易于分离，从而易于开裂。因而可以说，由于渗流作用，进入基质和裂尖微裂纹损伤区的孔隙水使微裂纹间的岩桥桥联介质的细观断裂韧度或断裂扩展阻力降低，使岩体产生软化和崩解。岩体的软化主要表现为岩体的膨胀，岩体的膨胀是矿物晶胞间吸收不定量水分子造成的粒内膨胀和矿物颗粒扩散层厚度增大造成的粒间膨胀的综合表现。岩体的崩解是指岩体浸水后岩石颗粒吸收了大量的水分，使晶胞间距增大或扩散层增厚，使胶结物崩解，而碎屑颗粒之间失去连接造成重力解体；另外吸湿力的作用可使岩体产生新的软弱面，并沿软弱面产生破坏，从而造成岩体的崩解。显然，岩体的膨胀和崩解都受岩石矿物含量及类型、胶结物类型及固结程度等因素的综合影响。一般来说，胶结程度越高，结构越紧密，强度越高的岩体，膨胀性越低越不容易发生崩解。根据实验结果可知，当岩石的内聚力大于０．５ＭＰａ时膨胀性可忽略【５７】。西安科技大学硕士学位论文显然孔隙水使岩体产生的软化和崩解削弱了岩体强度，尤其对结构松散的软弱岩体强度的削弱更为明显。根据实验结果【５８】可知，粉粘粒含量很高的砖红色砂质泥岩在饱和状态下的强度与自然状态下相比，抗压强度、各模量约下降８０％，抗剪强度指标中Ｃ值约下降６０％，Ｕ值约下降５０％。这表明了亲水性较强矿物含量较多的软弱岩体在浸水后强度下降的很显著，因此在这类岩体的工程开挖过程中，对其做必要的保护和衬砌是非常重要的。此外，岩体中强风化带本身的颗粒被渗流水剥蚀，渗流的动水作用使裂隙面上的填充物发生变形和位移，尤其是剪切变形和位移，这些都会导致裂隙的进一步扩展，削弱岩体的强度。在本文的模拟实验结果中，孔隙水压影响下岩石强度的降低值比实验观测到的结果小，原因是没有考虑到材料单元在水的作用下的化学弱化问题（崩解、泥化等）。３．２．２孔隙水的力学作用对岩石强度的影响通常把存在孔隙及裂隙中的水统称为孔隙水如图３．１所示，在岩体未受外力的情况下孔隙中的水压力是很小的；如果孔隙水在荷载作用下难于排水或不能排水，那么将产生较高的孔隙水压力。在孔隙水压力的作用下岩体中固体颗粒或骨架所能承受的压力便相应减小，致使岩体强度随之降低。图３．１静态孔隙水压力就孑Ｌ隙水的力学作用来说，孔隙水主要通过孔隙静水压力和孔隙动水压力对岩土体的力学性质施加影响。前者减小岩土体的有效应力而降低岩土体的强度，在裂隙岩体中的孔隙静水压力可使裂隙产生扩容变形；后者对岩土体产生切向的推力以降低岩土体的抗剪强度。例如，地下工程中的围岩水压力，其作用效果使岩体中裂纹面裂纹尖端的应力强度因子增加，当达到临界应力强度因子时，裂纹贯通、扩展、破坏，从而使地下工程稳定性降低。孔隙水压力的作用主要表现在如下几方面１５９１：（１）降低裂纹面上的正压力，减少摩阻力，进而产生对裂纹尖端应力强度因子的影响；（２）孔隙水压力的“楔入’’作用，推动了裂纹的扩展过程，使岩体产生渐进性破坏；（３）在动水压力作用下，岩体中软弱结构面以及岩体中某些接触面上的颗粒被渗透水冲刷转移，使岩体产生渗透变形，３孔隙水压对砂岩力学性质的影响分析强度降低而产生变形破坏。孔隙水压力对岩石强度的影响可以从两个方面进行分析唧】。首先，可以用土力学中的有效应力原理对其解释。作为多孔介质的砂岩，由于孔隙水压力的存在，降低了岩石的有效应力，其有效应力变为盯’＝仃一ａｐ，从而降低岩石的抗剪强度。从Ｍｏｒｌ圆可以看出，假设岩石的抗剪强度不变，由于孔隙水的作用，Ｍｏｒｌ圆向左平移，岩石的强度减小，见图３．２；另一方面，由于孔隙水进入裂隙，水压力劈裂作用加速岩石内部裂隙的张开，并促使其贯穿形成破坏面，从宏观上导致岩石失稳破坏。同时孔隙水压在减小岩石剪切强度的同时，也减小了岩石的抗压强度。图３．２孔隙水压力对岩石强度的影响在一定围压下，岩石的强度随孔隙压力的下降而增加。若孔隙压力为零时（即岩石中有孔隙而无孔隙压力），则在围压作用下，不仅岩石的强度提高，而且出现压变硬化阶段。当孔隙压力与围压相等时，则相当于单轴压缩情况下的应力一应变本构关系曲线，同时发现稍微降低一点孔隙压力就会大大地提高岩石的强度。一般情况下，岩石中含有孔隙，但孔隙压力较小，一般都小于围压，所以它的力学响应曲线往往介于孔隙压力为零时和孔隙压力等于围压时的两条曲线之间，其强度也在两者之间。在相同围压下，随孔隙压力的增加，不仅强度降低，而且岩石的脆性也增加，出现了由脆性到延性的过渡。根据岩石破坏准则的Ｍｏｈｒ－Ｃｏｕｌｏｍｂ公式为ｆ＝ｃｒｔｇｃｐ＋Ｃ，可以得出，对于本模拟试验，由于孔隙水压的作用使得岩石的内聚力减少了１．２ＭＰａ，抗压强度减少了４ａ（ａ为等效孔隙压力系数，它取决于岩石的孔隙、裂隙发育程度，０≤ａ≤１）。根据试验结果，岩石抗压强度减小了０．７ＭＰａ，由上述关系可以得出岩石抗剪强度减小了０．２１ＭＰａ。３．３孔隙水压对岩石弹性模量的影响岩体的弹性模量是岩体介质的一个重要力学参数。弹性模量的测试结果表明，在单轴情况下，弹性模量依赖于孔隙压力，并随孔隙压力的增加呈直线关系衰减。而在有围压的情况下，衰减变缓。严格的讲，弹性模量与孔隙压力和围压都有关系。一般情况下，弹性模量与孔隙压力之间的变化关系不按直线规律衰减。但在孔隙压力不太高的情况下西安科技走学顺士学位论文可用直线规律来表示弹性模量与孔隙压力之间的关系。图３３中的弹性模量Ｅ与孔隙压力之间的关系可写成Ｆ式表达：Ｅ＝ｄ—ｂＰ（３１）式３－ｌ中，Ｅ为弹性模量，ＭＰａ：Ｐ为孔隙压力．ＭＰａ：ａ，ｂ为实验回归系数，且大于零。皇岛＝＿３２、＼。—寸一寸—弓——卜—育；Ｐ。图３３围压为４Ｍｐａ时弹模与孔隙水压的分析本实验中两种情况下岩石弹性模量的变化情况（如图３．４）。在无孔隙水压条件下．既岩石丁燥状态下，初始加载条件Ｆ其弹性模量变化较有孔隙水压影响是较快，但中间阶段无孔隙水压影响时的岩石弹性模量较有孔隙水压影响时的弹性模量变化较慢；在两者都达到峰值时，有孔隙水压影响的岩石弹模变化较无孔隙水压影响的变化曲线陡，说明在孔隙水的影响，岩石很快选到其破坏峰值，且压实速度快：而无孔隙水压和有孔隙影响下，岩石软化阶段弹模变化曲线切线斜率分别为０５和２．４；在破坏后软化阶段，两种情况下的弹性模量逐渐趋于稳定，由于孔隙水压影响，弹性模量较有孔隙水压影响数值要小。幽３，４无｝Ｌ隙水压和有孔隙水压情况Ｆ弹模变化情况：兰竺：三兰：主耋茎兰玺竺耋兰尘兰３．４孔隙水压对岩石破裂模式的影响，÷石孔隙中水压力的存在，抵消ｒ部分旧压ｐ２和作用与岩石轴向方向的轴Ｊ玉ｐ－碱小了冉矗的有教应力，怛偏应力小变，ｒｈＭｏｈｒ－Ｃｏｕｌｏｍｂ定律可知，岩１１更易达到撖限强瞳。｜ｒ司时，水压在裂纹巾的扩栉作用，加剧ｒ裂纹的特裂吐样。水Ｊｆ；力的作川相’于减小ｒ阿压太小，由广义树克定律，冉｝ｉ的残余强Ｊ堑减小，井使岩石从延性破坏柑脆性破坏过度。由者石的力¨载试验可知，单轴作川Ｆ，抖７ｉ试件的破坏模式钉ｉ利，：（１）沿轴向１竽在多个劈裂面：（２）试件破裂时多形成个曼ｆ通整个岩样的倾斜破裂面，多数倾斜破裂而多足始干试件的个端嘶，Ｊ１．于，ｊ个端Ⅲ：（３）彤成ｘ型共扼剪切面、井以第种破坏模式为卡，随着围压增加，以后两种为卡。ｆ｛Ｉ十水爪力的作用相当于减小ｒ围堆大小，所以当孔隙水雎逐渐增人接近围压时，相当Ｆ申轴加载作ＪＵ，多ｍ现第＝种破坏模式。本试验从水力梯度分撕ｉ：看，受有效麻力分抽和破裂即元演化的影响，巾儿水力梯Ｊ童审Ｍ分布变化较大，水力梯度的非线性分布明显。在试件祭个加载过程ｒｆｌ随着裂纹的情牛、扩腥、演化，水流帚逐步汇聚Ｆ裂纹，即变形破裂的局部化导致孔隙水压力分＿ｆｉｉ的非线性，水压力梯Ｊ立分布的非线性又反过来影响有效麻，Ｊ场的分布和岩石破坏的腱模Ａ。分析胄孔隙水压和无ｉＬ隙水压下两种柑石试件的破裂模式（如图３５），两者的破裂模式尤扎隙水压时岩石丰要以｝ｉ）：破坏和剪切破坏为｝．而存有孔隙水压时岩石Ｆ要以鲆破材、为Ｉ．，们破裂的演化，Ｊ式不同：柯扎嗽水压情况Ｆ，岩石足在试件上部ｑＪ问开始起裂，并随着水胍山的铸裂作用，扫：裂纹附近Ｈ｛现俘乍裂纹，裂纹相瓦作刖，继续以６０。角向试件中Ｆ部扩展。表明水压力的跟踪传递和扩腱作用导敛裂纹的形成以艇扩展表明水压力的跟踪传递和扩释作用导致裂纹的形成以技挣胜形成剪切裂纹带。＿丽：｝÷一，幽３．５冉“孔隙水水力梯度罔ＩＦ－ＲＦＰＡ。’分析鲒粜）ＨＩ试件的卢发射矧如｜謇｜３．６町知，ｎ戒件任接近破坏时出现的破坏单元更集中１。柑石破裂面处，而有水ｍ作用的试件破坏前破ｑ：单元较为分敞。西安科技太擘硕士学位论丈。＿＿＿：＿＿＿＿：＿『『ｊ＿露＿｜（曲无孔隙水压（畸育孔骧水压图３．６无孔隙水压和有孔像求压情况下声发射圈（Ｆ．砌柏？分析结果）３．５小结本章围绕岩石损伤力学的基本特性，详细介绍了孔凉水压对岩体的物理化学损伤，以及孔隙水压对岩石的力学性质包括岩石的强度、弹性模量的影响作用。结合岩石破裂过程中的孔隙和裂隙分布特征，分析了水压力对岩石力学性质和破裂模式的影响。得到以下结论：（１）在孔隙水压力作用下，岩石受力状态将发生改变，岩石试件内部有效应力减小为仃‘＝叮一ａｐ，有效应力的改变导致岩石抗剪强度和抗压强度发生变化．根据试验结果，２ＭＰａ孔隙水压作用下岩石抗压强度减小了０．ＴＭＰａ，岩石抗剪强度减小了０．２１ＭＰａ¨（２）根据数值模拟结果，无孔隙水压和有孔隙影响下，岩石软化阶段弹模变化曲线切线斜率分别为０．５和２．４，即在孔隙水压影哺下岩石弹性模量较干燥状态下变化速度快。（３）岩石试件在孔隙水压力条件下的破裂模式发生改变，由无孔隙水压作用下的拉破坏为主，变为有孔隙水压作用下的拉剪或剪破坏为主；且在无孔隙水压作用下岩石破坏时声发射较为集中，而有孔隙水压作用时岩石破坏时声发射较为分散。４急倾斜煤层覆岩破坏规律及导水裂隙带高度影响因素分析４急倾斜煤层覆岩破坏规律及导水裂隙带高度影响因素分析４．１煤层覆岩移动及断裂的基本认识顶板岩层断裂的基本理论是从材料力学中简支梁理论与固支梁理论基础发展起来的。在顶板初次断裂前，将顶板视为两端固支于煤体内的固支梁，并认为其承受均布载荷。当岩梁在两端拉断后则视为简支梁，也就是说采场顶板岩层的初次运动过程就是顶板岩层从固支梁状态向简支梁状态转化的过程。而在周期运动阶段，则将顶板岩层视为悬臂梁，岩层的周期运动过程是由处于悬臂状态的岩梁周期性断裂实现的。随着弹性力学、断裂力学、损伤力学在采矿学科中的应用，顶板岩层从逐渐悬露到离层、沉降、破坏过程，可以看到现在虽仍不能精确表达顶板的运动过程，但相对精确地描述却是可能的。研究顶板移动断裂规律需要做一下假设：（１）顶板的受力状态为非均布载荷，（２）顶板岩层在煤壁前方的支承状态既非简支也非固支。由此而将顶板视为弹性或非弹性基础上梁来研究，考虑煤（岩）体塑性屈服与破坏状态，将煤体的塑性屈服与破坏过程看作是一种介质的逐步损伤过程，形成了损伤基础上梁的断裂机制。以往对覆岩移动及其破坏特征的研究都是在固体力学的基础上发展起来的，而在现场实际生产中，采场顶板受到河流湖泊水、含水层水、大气降水的影响是不可避免的。因此本文在研究采场顶板破坏时引入流体力学的知识，采用固．液耦合模型对圭山煤矿３１１３９工作面采场顶板进行了模拟研究，得出在孔隙水压影响下采场覆岩的破坏规律，以期得到与现场实际更加贴切的顶板破坏运动规律。４．２孔隙水压作用下急倾斜煤层开采覆岩移动的特征急倾斜煤层开采条件下岩层移动的主要特征与水平和近水平煤层开采条件下岩层移动的特征有显著的不同，覆岩破坏范围的最终形态也与水平煤层开采有较大的区别。在开采急倾斜煤层时，覆岩破坏的范围主要位于采空区的上端偏回风巷一侧。岩层在自重力的作用下，直接顶顶板岩层在产生法向弯曲的同时，受沿层理面方向分力的作用，而产生沿层理面向采空区下方的移动和滑落。当煤层倾角接近或大于５０。时，这种现象可扩展到煤层的底板岩层。同时直接顶顶板上端易被拉断或剪断，在采空区的上端易形成一个梁结构而支撑其正上方的覆岩，在直接顶顶板的中段易形成悬臂的板，其中下部由于冒落矸石的充填，对顶板起到支撑作用。同时采空区上部未采的煤层直至地表，由于煤层的冒落或沿底板滑动，易产生冒落坑和塌陷漏斗。而覆岩顶板两端由于受到未冒落顶与底部矸石的支撑，整个采场覆岩形成不同形态的类似抛物线拱平衡力学支撑结构。３ｌ西安科技大学硕士学位论文依据观测和研究的结果，急倾斜煤层开采岩层移动过程中，采空区周围岩层的主要移动形式有三种，而在孔隙水压影响下采空区周围岩层的主要移动形式同样分为三种：（１）弯曲：弯曲是岩层移动的主要形式，采动上覆岩层从直接顶板开始沿层理面的法线方向，依次向采空区方向弯曲，直至地表。在整个弯曲的范围内，岩层具有保持连续性和层状结构的特点，可作为弹性或弹塑性的板来建立模型。（２）岩层的垮落（或冒落）：直接顶岩层弯曲而产生拉伸剪切变形，当拉伸或剪切超过岩石的允许强度后，岩板断裂破碎充填到采空区，由于破碎其体积增大，致使对直接顶板下段起到支撑作用，上部岩层移动逐渐减弱。在采区顶端未采煤层由于受采动影响和顶部应力的变化易破碎而冒落到采空区，在项部易形成煤层的滑动冒落。（３）岩层沿层面滑移：岩层沿层面滑动是急倾斜煤层开采岩层移动的一种特殊形式，由于岩石的自重力方向与岩层层理面不垂直，有一个沿层面的分量使岩石易产生沿层理面方向的移动。岩层移动使采空区上方的岩层发生拉伸，甚至被剪断，而下方的部分岩层受压缩，使地表出现塌陷漏斗、陡坎或台阶状下沉盆地。在孔隙水的润滑等作用下岩层更易产生沿着岩层层面的滑移作用。实验表明覆岩的力学性质不同，上覆岩层的基本破坏形式一般有两种：一种是弯拉破坏，另一种情况是剪切破坏。在相同条件下，岩梁首先产生拉伸裂隙，但当岩梁厚度较大且刚度较高而产生的弯曲沉降不大时，由于拉应力超过岩梁抗拉强度在梁端头产生的裂隙未贯通岩梁全厚，当工作面推至岩梁部分开裂位置时，上覆岩层在剩余抗剪断面上形成的剪应力超过其抗剪强度，岩梁则被剪断而冒落【６¨。急倾斜煤层开采后顶板岩层会产生法向的弯曲、断裂和移动，以及沿层面方向的滑动。急倾斜煤层岩层移动的不同方式导致了覆岩破坏范围的大小和形态也不尽相同，这些除了与采空区大小及顶底板岩性及组合等有关外，还与孔隙水压的影响有一定的关系。而顶板岩层在受到孔隙水压影响时，更容易发生沿岩层层面的剪切滑移破坏，即孔隙水压作用下顶板覆岩的移动主要以剪切滑移为主。而在孔隙水压影响下，弯曲的范围较无孔隙作用下增大，弯曲带向深部岩层发展，并且最大弯曲带高度向采空区下部产生偏移。同样在孔隙水压影响下较无孔隙水压作用下，由于孔隙水压作用导致项板岩层抗拉强度以及抗剪强度减小，因此使顶板岩层垮落带范围增大，岩层垮落加剧。４．３孔隙水压作用下急倾斜煤层开采覆岩破坏的结构４．３．１孔隙水压作用下急倾斜煤层开采岩层破坏的结构急倾斜煤层开采岩层移动形成的倾斜抛物线移动拱形态与水平煤层开采形成的岩层移动形态有明显不同的特征，其传力机制和受力方式有较大的不同。水平煤层开采上覆岩层只受到竖向荷载和自重力的作用，采空区上方的岩层通过组合岩梁（板）将重力载３２４急倾斜煤层覆岩破坏规律及导水裂隙带高度影响因素分析荷传到两侧的支座上，形成岩体的平稳下沉；而急倾斜煤层，岩层在受到沿岩层层面法线方向的竖向荷载外，还受到沿层面切向方向的力的作用，因此顶板岩层在破坏时除了产生沿岩层法线方向的弯曲外，还在沿岩层切线方向上产生了位移。因此，其马鞍形破坏的上拱角向采空区偏移，而采空区下部由于冒落矸石的充分填充作用并不能产生下拱角，只是直接顶及部分老顶的垮落及滑移，其破坏区只形成了一个半马鞍形的倾斜抛物线拱结构。急倾斜煤层开采直接顶的断裂、冒落形式直接影响到整个上覆岩层的岩层移动模式。由于组成岩层的岩石是脆性材料，容易被沿法线方向剪断或拉断，当采场形成一定空间后，直接顶上段的岩层受自重力的影响而发生冒落，并逐步向上位岩层扩展，采场正上方未冒落岩层形成支撑横梁结构。老顶覆岩受自重力的作用向采空区内弯曲，底部受矸石支撑，因而老顶岩板两端受支撑作用而形成一个类似倾斜抛物线弯曲的岩层移动结构，这种岩层移动模式逐渐向上覆岩层扩展，并延伸到地表，形成地表的不对称性沉降，急倾斜煤层采动覆岩的这种岩层移动结构模式称为倾斜抛物线移动拱。煤层倾角、采高、直接顶破碎指数、直接顶综合稳定指数和冒落矸石的下滑充填度等因素都直接影响冒落高度的分布，最大冒落高度位于采场上端。采场下段采空区后方冒落矸石能对顶板起到支撑作用，在冒落矸石和上覆岩层的作用下，采场下段的直接顶也比上段能较早的处于稳定。采场上段的直接顶岩层能全部垮落，冒落后沿倾斜下滑，以填充下部采空区；而采场中部直接顶岩层沿走向将有可能形成“砌体拱＂小结构，其上部岩层将发生变形，产生位移。冒落矸石下滑充填，使采场倾斜下段的直接顶不能充分向下运动，通常只有最大分层及其附近的岩层冒落，其上各分层则均以各自岩性允许的块度断裂并整齐排列，在较上部的分层在走向上具有一定跨度的“砌体拱＂小结构。由于采场下段较好地受到矸石的充填作用，这些“砌体拱＂对上覆岩层的结构有一定支撑作用，垮落带上方的岩层，由于岩块的尺寸大于下落空间，这部分岩块会整体平稳下沉。直接顶中的这些“砌体拱”小结构是大变形区域，可称为“下位岩层＂，这些结构的稳定可以阻止覆岩的变形向上覆岩层扩展。因此上覆岩层的破坏上段要明显大于下段，而呈现不连续性。在受到孔隙水压影响下以及孔隙水的润滑湿润作用，急倾斜煤层覆岩顶板在较低层位采空区中部所形成的“砌体拱’’小结构很难达到平衡，“砌体拱＂小结构形层位增高，因此采空区顶板破坏层位增高。中部破坏层位的增高，导致采空区上部的岩层破坏层位随之增高，因此在孔隙水压影响下采空区中部、上部破坏范围增大；同时由于孔隙水压的作用，使顶板岩层抗剪破坏能力下降，因此在上部和中部破坏岩石的压实作用下，使下部岩层沿层面的滑动加剧，使破坏向工作面下部延伸，因此急倾斜煤层顶板所形成的倾斜椭圆拱的拱角增大，覆岩破坏范围增大，且破坏最大高度位置向采空区下部偏移。其倾斜抛物线结构敞角增大，而且抛物线中轴线与竖直方向夹角增大。３３西安科技大学硕士学位论文４．３．２孔隙水压作用下急倾斜煤层开采覆岩破坏的“三带”在深度有足够大的情况下，采空区上覆岩层内部的变形破裂结构分别出现冒落带、裂隙带、弯曲带和弹性变形带【６２Ｊ。其中，冒落带、裂隙带、弯曲带的规模与覆岩的弯曲变形、开裂、崩落以及地表变形破坏范围直接相关，即煤层开采中覆岩形成的“三带＂。当煤层开采深度超过一定值时，地下采动引起的覆岩变形破坏将不会延及地表，这时，无需进行任何保护措施，即可保证地表建筑物的安全，这个安全开采深度称为临界开采深度，临界开采深度数值上等于“三带”厚度之和。因此，在煤层开采中现场防治水工作，“三带’’厚度的确定具有现实意义，特别是对导水裂隙带高度的确定，可以防止工作面突水事故，实现安全生产。从倾斜煤层采空区上方的深基点观测，发现倾斜煤层采空区上覆岩层内的测点移动轨迹基本上是沿着与层面垂直的方向向下移动和沿着层面的滑动【６３Ｊ，因而变形破裂各带（冒落带、裂隙带和弯曲带）是沿煤层法线方向一定角度向上发展的移动。冒落带是紧靠矿体上方的覆盖岩层由于破碎冒落的地带，一般呈拱形向上发展。当冒落后的破碎岩石体积能将采空区填满并起到支撑上覆未垮落岩层的作用，或由于采空区尺寸有限，覆岩自身能形成自然平衡拱以支撑上覆岩层荷重时，冒落即可停止发展。冒落带厚度约为矿体法线厚度（或采高）的２“倍。在冒落带上方，岩层沿层理裂开形成离层，并在拉应力作用下产生大量垂直于层面的裂隙，岩体完整性显著下降，强度减弱。这个裂隙分布的范围即为裂隙带。若煤层开采深度不大，裂隙带与地表水系沟通，或者虽然采深较大但裂隙带与地下水体（地下河、地下湖等１构成水力联系时，采空区将出现涌水甚至突水现象，造成人身伤亡事故和财产损失。裂隙带厚度按梁板理论计算大于或等于冒落带厚度的２／３，实测统计值为冒落带厚度的１～１．２５倍畔－６６］。裂隙带上方岩层仅出现下沉弯曲，呈整体移动，而岩体较好地保持了原有的整体性。覆岩产生下沉弯曲的范围称为弯曲带，弯曲带内一般不会出现渗水裂隙系，也不会导致地表建筑物的破坏，但弯曲带内地应力产生了重分布。根据经验，弯曲带的厚度是裂隙带厚度的３～５倍（硬而脆的覆岩）或数十倍（软弱覆岩）。对于及倾斜、急倾斜煤层“三带”理论同样适用，只是随着煤层的角度的增加三带的分界不如近水平煤层三带形成明显，且在冒落带及裂隙带高度上有所差别。如图４．１所示，是采用圭山煤矿３１１３９工作面地质模型，对受孔隙水压与不受孔隙水压下的顶板覆岩破坏规律进行ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟，根据模拟结果，绘出的覆岩导水裂隙带分布图。从图中可以看出，受孔隙水压影响下的覆岩破坏与不受孔隙水压作用时相比，冒落带、裂隙带的范围都有所增大，由于孔隙水压的作用，使顶板覆岩的抗拉强度、抗剪强度降低，在孔隙水的润滑作用下覆岩沿着层面滑移，因此在受孔隙水压影响时，３４４急倾斜煤层覆岩破坏规律及导水裂隙带高度影响因素分析三带最大高度范围都向采空区下部偏移。（ａ）无孔隙水压（ｂ）有孔隙水压①．冒落带：②．裂隙带：图４．１Ｉ作面覆岩导水裂隙带分布情况４．３急倾斜煤层覆岩破坏导水裂隙带高度的影响因素分析４．３．１倾角对导水裂隙带高度的影响对于急倾斜煤层，冒落带和裂隙带的高度随煤层倾角增大而迅速下降。煤层倾角对导水裂隙带破坏高度的影响很大，倾角对导水裂隙带高度的影响主要表现在：随着角度的增大顶板的垮落高度减小；顶板破坏的上下两拱角上大下小，随着角度的增大，顶板破坏的漏斗形状逐渐变小，且下拱角逐渐尖灭，如图４．２所示。煤层倾角较小时顶板主要以拉压破坏为主，当煤层倾角较大时顶板破坏形式从拉压破坏变成拉剪破坏。顶板由沿顶板法线方向的弯曲垮落，变为沿顶板切线方向的滑移。煤层倾角较小时顶板以弯曲为主；煤层倾角较大时，顶板主要以断裂为主，顶板弯曲特性表现不明显。图４．２急倾斜煤层围岩移动破坏示意图３５西安科技大学硕士学位论文冒落带和裂隙带的高度随煤层倾角增大呈现规律变化【６‘７１。当煤层倾角小于３５。时，冒落带和裂隙带的高度随煤层倾角增大而缓慢增大；煤层倾角介于３５。４５。时，冒落带和裂隙带的高度随煤层倾角增大迅速增长；煤层倾角介于４５。以上时，冒落带和裂隙带的高度又随煤层倾角的增大而迅速下降。４．３．２顶板岩石力学性质对导水裂隙带高度的影响覆岩的破坏高度与其岩性及力学特性密切相关，不同的刚度、脆性、塑性和韧性及其搭配厚薄组合的岩层，产生垮落开裂的范围变化较大。一般而言，在其它条件相同时，岩性越硬，覆岩破坏发育越高；岩性越软，则反之。如冒落带以上的裂缝带，一般发生垂直或近于垂直层面的裂隙，即断裂（岩层全部断开）和开裂（岩层不全部断开）。岩层断裂和开裂的发生与否及断开程度，除取决于岩层所承受的变形性质和大小外，还与岩性有密切关系，急倾斜煤层顶板受力形式复杂，受到压破坏、拉破坏和剪切破坏的共同作用，因此其断裂程度与岩石的抗拉压剪的强度密切相关。弯曲带或整体移动带，指的是自裂缝带顶界到地表的整个岩系。该带如以坚硬、中硬和坚硬、中硬、软弱岩层相间为主时，可能会表现为由下而上地层的弯曲变形，则冒落带与导水裂隙带高度可能相对较低；如以软弱岩层为主时，则可能表现为整体的断裂变形，断裂面为压密型断裂面，则冒落带与导水裂隙带高度相对变高。４．３．３开采厚度对导水裂隙带高度的影响煤层开采厚度是覆岩破坏高度和发展状态的基本影响因素。采厚同覆岩破坏高度关系非常密切。以往的测试研究表明畔】，在其它条件相类似的情况下，两者之间呈直线分布函数或指数关系。既采厚越大，覆岩垮落高度越大；采厚越小覆岩垮落高度越小。４．３．４工作面推进速度对导水裂隙带高度的影响工作面推进速度的大小直接影响围岩的破坏。顶、底板的最大变形量发生于工作面推进度小的时候，此时，扩大了围岩的卸压范围；反之，推进速度大时能减小卸压范围。另一方面，围岩内的裂隙大小和数量依赖于围岩受力时间，推进速度越小，围岩受力时间越长，其破坏程度就越大，裂隙分布就越宽；反之，其破坏程度就就愈小。导水裂隙带的最大高度与工作面的推进速度有比较明显的关系，工作面推进速度的加快，在一定限度内可以有效地抑制覆岩破坏高度的发育。４．３．５分段高度对导水裂隙带高度的影响工作面分段高度越大，围岩在破坏时释放出的弹性潜能亦越大，使开采引起的围岩破坏范围、程度增大。反之，围岩破坏范围、程度越小。但回采工作面分段高度对于覆３６４急倾斜煤层覆岩破坏规律及导水裂隙带高度影响因素分析岩水平变形的影响可以根据覆岩是否达到充分采动状态来确定。如果岩层处于充分采动影响区内，则分段高度对其变形影响较小，否则岩层的水平变形则随工作面段高的增大而增大。４．３．６孔隙水压对导水裂隙带高度的影响孔隙水对导水裂隙带高度的影响主要是通过改变覆岩岩石的力学性质来改变覆岩的破坏形态的，岩石在孔隙水压的作用下其抗压、抗剪强度有所降低；同时在孔隙水压作用下岩石的破裂模式从无孔隙水压作用下的拉破坏，变为压剪破坏或者剪破坏。覆岩在孔隙水压作用下同样也表现出压剪破坏的特征，并且由于孔隙水的润滑等物理化学作用，使覆岩产生沿岩层切线方向滑移的运动更加明显，因此在孔隙水影响下急倾斜煤层覆岩的破坏形态有所改变，其抛物线形拱角向采空区方向偏移，并且由于岩石强度的降低，覆岩的破坏范围有所扩大，冒落带范围以及导水裂隙带高度增高，所形成的抛物线的张开度增大。在孔隙水影响下裂隙带的高度明显增加，且抛物线拱角向采空区下部偏移。同时对于不同孔隙水压作用下，覆岩的破坏高度也有所不同。因此在研究导水裂隙带高度时，不仅要考虑孔隙水压的影响，而且要考虑孔隙水压大小的影响。４．４导水裂隙带高度预测方法选择导水裂隙带高度的确定是水下采煤工作之重点，目前并没有一个完全可以精确确的方法【６引。主要的研究方法有经验公式法、物理模拟、数值模拟和现场实测。４．４．１经验公式法所谓经验公式法就是根据已总结出的各类采矿地质技术条件下经验公式进行直接套用。一般都是先采用《建筑物、水体、铁路及主用井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的经验公式进行估算，再根据专家经验调整或依此为参考再进行现场实测确定。但此种方法由于要找到完全相同条件的矿区是不可能的，因此经验公式往往给出一定的误差范围（±３．８．９ｍ）的形式来反映所在条件下的不确定情况。有时候误差产生会很大，其原因就在于我国地质条件差异大，覆岩分类不细，岩体结构特征，工作面生产技术条件等没有完全反映在预计公式中，加之受当时观测手段和观测方法的影响。因而，此法往往只能作为解决实际问题的参考。４．４．２现场实测现场实测是确定导水裂隙带的主要途径，其他的方法都是辅助手段。为了验证现场实测的结果，可以结合物理模拟或者数值模拟的结果相比较，减少误差。现场实测法主３７西安科技大学硕士学位论文要有注水试验法、高密度电阻率法、超声成像法、声波ＣＴ层析成像法等。现场实测法工作量较大，且测量结果受到很多实际情况的制约，很难达到要求的精度。４．４．３物理模拟物理模拟，顾名思义就是用相似材料建立模型进行模拟，这需要在开采煤层覆岩破坏的工程地质模型研究基础上，结合矿区地质结构特点和已知的上覆岩层的物理力学性质参数，用相似材料建立上覆岩层的模拟模型。这个模型可以模拟开采煤层开采时的覆岩破坏过程，覆岩破坏特征和规律，并且重点模拟在不同覆岩特性、不同开采厚度、断层活化时情况下的覆岩破坏规律和高度，得到导水裂隙带发育高度及其计算方法，与上述经验公式得到的结果进行对比，并结合下面方法的研究结果修正模型。４．４．４数值模拟随着计算机技术的发展，数值模拟成为了过程分析的有力手段。数值模拟法主要包括有限元方法和离散元方法，有限元法是迄今为止在应力和变形方面最为成熟的方法之一。近年来发展起来的快速拉格朗日分析（ＦａｓｔＬａｇｒａｎｇｉａｎＡｎａｌｙｓｉｓｏｆＣｏｎｔｉａｕａ，简称ＦＬＡＣ）法已被程序化、实用化，其基本原理类同于离散单元法。新集矿将此法应用于导水裂隙带高度预测中，取得了较为满意的效果。通过对上述方法的分析，可知数值模拟方法是一种行之有效的研究方法，在得到准确的岩石力学参数的情况下，配合合理的数值模型能得到所要求的精度，因此本文采用数值模拟的方法对圭山煤矿急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度进行研究。４．５本章小结（１）总结了急倾斜煤层覆岩移动特征和覆岩破坏结构，结合第三章孔隙水压对岩石的力学性质的影响，提出了孔隙水压对急倾斜煤层覆岩移动特征以及破坏结构的影响；（２）分析了急倾斜煤层覆岩导水裂隙带发育高度的影响因素，同时提出了孔隙水压对覆岩导水裂隙带高度的影响；（３）介绍了导水裂隙带高度预测的方法，通过对各种方法的比较确定了采用数值模拟的方法对圭山煤矿导水裂隙带高度进行模拟研究。３８５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟５孑Ｌ隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟５．１ＦＬＡＣ３Ｄ程序简介ＦＬＡＣ（ＦａｓｔＬａｇｒａｎｇｉａｎＡｎａｌｙｓｉｓｏｆＣｏｎｔｉｎｕａ，连续介质快速拉格朗日分析）是由Ｃｕｎｄａｌｌ和美国ＩＴＡＳＣＡ公司开发出的有限差分数值计算程序，主要适用地质和岩土工程的力学分析。该程序自１９８６年问世后，经不断改版，已经日趋完善。前国际岩石力学学会Ｃ．Ｆａｉｒｈｕｒｓｔ评价它：“现在它是国际上广泛应用的可靠程序”（１９９４）。ＦＬＡＣ程序建立在拉格朗日算法基础上，特别适合模拟大变形和扭曲。ＦＬＡＣ采用显式算法来获得模型全部运动方程（包括内变量）的时间步长解，从而可以追踪材料的渐进破坏和垮落，这对研究工程地质问题非常重要。ＦＬＡＣ程序具有强大的后处理功能，用户可以直接在屏幕上绘制或以文件形式创建和输出打印多种形式的图形。使用者还可根据需要，将若干个变量合并在同一副图形中进行研究分析。该程序能较好地模拟地质材料在达到强度极限或屈服极限时发生的破坏或塑性流动的力学行为，特别适用于分析渐进破坏和失稳以及模拟大变形。它包含１０种弹塑性材料本构模型包括：１个开挖模型ｎｕｌｌ；３个弹性模型（各向同性，横观各向同性和正交各向同性弹性模型）；６个塑性模型（Ｄｒｕｃｋｅｒ－Ｐｒａｇｅｒ模型、Ｍｏｒｈ．Ｃｏｕｌｏｍｂ模型、应变硬化／软化模型、遍布节理模型、双线性应变硬化／软化遍布节理模型和修正的ｃａｍ粘土模型）。有静力、动力、蠕变、渗流、温度五种计算模式，各种模式间可以互相藕合，可以模拟多种结构形式，如岩体、土体或其他材料实体，梁、锚元、桩、壳以及人工结构如支护、衬砌、锚索、岩栓、土工织物、摩擦桩、板桩、界面单元等，可以模拟复杂的岩土工程或力学问题。渗流模式，可以模拟地下水流、孔隙压力耗散以及可变形孔隙介质与其间的粘性流体的耦合。渗流服从各向同性达西定律，流体和孔隙介质均被看作可变形体。考虑非稳定流，将稳定流看作是非稳定流的特例。边界条件可以是固定孔隙压力或恒定流，可以模拟水源或深井。渗流计算可以与静力、动力或温度计算耦合，也可以单独计算。５．１．１ＦＬＡＣ３Ｄ的基本原理ＦＬＡＣ３Ｄ的求解使用了如下３种计算方法：（１）离散模型方法。连续介质被离散为若干互相连接的六面体单元，作用力均被集中在节点上。（２）有限差分方法。变量关于空间和时间的一阶导数均用有限差分来近似。它与有限元法有区别：在有限差分法中，基本方程组和边界条件（一般均为微分方程）近似地改用差分方程（代数方程）来表示，即：由空间离散点处的场变量（应力，位移）的代数表达３９西安科技大学硕士学位论文式代替。这些变量在单元内是非确定的，从而把求解微分方程的问题改换成求解代数方程的问题。相反，有限元法则需要场变量（应力，位移）在每个单元内部按照某些参数控制的特殊方程产生变化。公式中包括调整这些参数以减小误差项和能量项。有限差分法和有限元法都产生一组待解方程组。尽管这些方程是通过非常不同方式推导出来的，但两者产生的方程是一致的。另外，有限元程序通常要将单元矩阵组合成大型整体刚度矩阵，而有限差分则无需如此，因为它相对高效地在每个计算步重新生成有限差分方程。在有限元法中，常采用隐式、矩阵解算方法，而有限差分法则通常采用“显式＂、时间递步法解算代数方程。（３）动态松弛方法。应用质点运动方程求解，通过阻尼使系统运动衰减至平衡状态。５．１．２空间导数的有限差分近似在ＦＬＡＣ３Ｄ中采用了混合离散方法，区域被划分为常应变六面体单元的集合体，而在计算过程中，程序内部又将每个六面体分为以六面体角点为节点的常应变四面体的集合体，变量均在四面体上进行计算，六面体单元的应力、应变取值为其内四面体的体积加权平均。对于任意一四面体设其内任一点的速率分量为ｖ，则可由高斯公式得ＪＥ√ｄｖＪｖ，，，ｊｄｓ２（５·１）式中：’，为四面体的体积，Ｓ为四面体的外表面，力，为外表面的单位法向向量分量。对于常应变单元，ｖ为线性分布，刀，在每个面上为常量，由式（５—１）可得唯一…１＿窆ｖｔｊ．ｊ＿（ｔ川Ｓ唯一ｊｖｆ：１…（５．２）…，式中：上标，表示节点，的变量，（１ｒ）表示面Ｊ『的变量。５．１．３运动方程ＦＬＡＣ３Ｄ以节点为计算对象，将力和质量均集中在节点上，然后通过运动方程在时域内进行求解。节点运动方程可表示为如下形式：一Ｏｖ：：掣（５．３）＋１（Ｊ，＞０）式中：ｓｉｇｎ（ｙ）一ｌ（ｙ＜０）Ｆ／（ｆ）为在ｒ时刻，节点在ｆ方向的不平衡力分量，可由虚Ｏ（ｙ＝ｏ）５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟功原理导出；ｍ７为，节点的集中质量，在分析静态问题时，采用虚拟质量以保证数值稳定，而在分析动态问题时则采用实际的集中质量。将式（４．３）左端用中心差分来近似，则可得到１，｛ｆ［，＋升∥愕］＋华“５．１．４应变、应力及节点不平衡力ＦＬＡＣ３Ｄ由速率来求某一时步的单元应变增量，如下式：２＠４，）＝¨，』＋训，』＋０，ｊＪ了－＃ｅｘｚ５．５（慨），ｖｔａｔ式中速率可由式（４—２）近似。有了应变增量，即可由本构方程求出应力增量，各时步的应力增量叠加即可得出总应力，在大变形情况下，还需根据本时步单元的转角对本时步前的总应力进行旋转修正。然后即可由虚功原理求出下一时步的节点不平衡力。基于以上对该软件的分析，本章既采用了ＦＬＡＣ３Ｄ的渗流计算模式对开挖模型中的岩体结构进行了模拟计算。５．２工程地质概况圭山煤矿处于南盘江复向斜西缘，圭山煤田南段的１７、１８井田，煤系地层呈单斜构造，地层走向北东一南西，向南东倾斜。由于数以百计的断层破坏，致使井田地质构造十分复杂。３１１３９工作面位于＋１６００．＋１６７０之间，主采煤层为Ｋ１９煤层，倾角为６００，属急倾斜煤层，顶板岩性以粉砂岩为主。老顶为中细砂岩，灰及浅灰色；直接顶为粉砂岩，灰黄色，水平层理发育；伪顶为粉砂质泥岩，松散破碎，煤层综合柱状图如图５．１所示。由于上层煤开采后形成老窑积水，再加上采动裂隙直接发育到地表，使得顶板砂岩受地表降水影响加剧，大气降雨直接影响到采煤工作面的安全。据资料显示，水压在１－－－－＇２ＭＰａ，使得煤层开采过程中顶板覆岩破坏规律以及导水裂隙带的形成高度与正常情况下急斜煤层开采有所不同，本文选取在大气降雨情况下顶板砂岩孔隙水压为２ＭＰａ进行模拟计算。４ｌ西安科技大学硕士学位论文地层系１统２组３煤层编号４厚度（米）柱状６岩性描述７蓦遥宣Ｋ：煤层顶板常为水平层理发育的二灰、深荻、狄黄色中细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，伪项为粉砂质泥岩，松散破碎。威２１．６０迭煤ｋ５２．４０鳞片状及粉末状半暗半亮型煤层。常有高岭山溅岩夹矸。盂“面５．６０一三猡一Ｋ５煤层底扳灰及深灰色泥赝粉砂岩，夹荻黄色条带细砂岩，禽数层厚度变化较人的煤层成煤线，菱铁质条带．鲕粒发育．具ｔ富植物根茎，自．时见完整的大羽羊齿。伪顶为松散破碎的片状泥岩。系１．６０组８．ＯＯ图５．１煤层柱状图５．３覆岩破坏的ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟５．３．１计算参数设置（１）试验方案根据《圭山煤田、圭山矿区１７、１８井田详细地质勘察报告》和课题组编制的研究报告【７们，确定煤层开采方案。Ｋ１９煤层在开采时，由于其顶板砂岩受地表水沿裂隙进入采空区，形成１＂－－＇２ＭＰａ的水压，导致煤层开采时存在工作面临水不安全隐患。为了更好的弄清楚孔隙水压对顶板破坏特别是对导水裂隙带高度的影响，数值模拟实验分别对顶板覆岩不受孔隙水压影响岩石力学性质没有发生改变和受孔隙水压影响岩石力学性质发生改变两个方案对比分析；通过两中情况的对比分析，得出孔隙水压对覆岩导水裂隙带发育高度的的影响。（２）物理力学参数的选取①方案一，顶板砂岩在不受孔隙水压影响下的岩石力学参数采用由地质资料及对圭４２：：：鐾兰当辇望三量墨竺堡墨耋耋三当銎坚：奎耋兰竺兰兰山煤矿顶板砂岩力学试验所得数据（表５．１）。表５．１模拭岩层岩性参教表竺！ｉｉ！竺！！篁！ｉ鐾！ｉ鲎！篁细粒砂岩粉砂质混岩泥质扮砂岩粉砂岩燥中粒砂岩缶武岩５０００２０００２５００３０００２００５０００篓２５４０２４８０２５５０Ｏ２３０３８０３２Ｏ２５０３６Ｏ２０４０５３０３２３０３２１０１８６２８３１５１４５４１４２．１８３．５Ｉ３６２５２６５０１３５０２５３８１．３４５６００．１６６．８５．８１６１０２５４０２７００１０００００１８４０②方案二，项板砂岩在受孔隙水压影响下的岩石力学参数的选取。根据第二章得到的砂岩强度与孔隙水压的模拟曲线拟合方程２－ｌ以及第三章砂岩弹模与孔隙水压关系的变化曲线方程３－ｌ，得出顶板砂岩在２ＭＰａ孔隙水压作用下其强度降低为２７．４６ＭＰａ．残余强度降低为１４．５ＭＰａ，弹性模量降低为２４００ＭＰａ。５．３．２计算模型及计算模拟方案根据地质资料建立圭山急斜煤层开采三维数值计算模型，三维计算模型尺寸：长×宽×高＝２５０ｒｅｘｌ００ｍｘｌ５０ｍ，工作面沿宽度方向推进，采用Ｍｏｋｒ－Ｃｏｕｌｏｍｂｐｌａｓｔｉｅｉｔｙｍｏｄａｌ本构模型，应变模式采用大应变变形模式，考虑孔隙水压的影响时采用渗流（Ｆｌｕｉｄ—ＭｅｃｈａｎｉｃａｌＩｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ）计算模式。模型底部垂直移动，上部施加上部岩层等效载荷．模型前后和侧面水平移动。采用分区组合方式，先分块构造各分层，再牛成单元网格．最后将各分块粘台在一起形成最终三维有限元计算模型，其划分六面体单元４４６２５个．节点４８６７２个。应用ＦＬＡＣ３Ｄ建立三维数值计算模型见图５．２。图５．２二维数值模计算模型西安科技大学硕士学位论文５．３．３覆岩破坏区的判据煤层开采后，上覆岩层自上而下可以分为５个区：（１）弹性区一岩体在开采影响下未发生任何破坏；（２）塑性变形区一韧性岩层发生塑性变形，脆性岩层发牛剪切破坏；（３）拉张裂隙区一某一方向的拉应力超过岩体的抗拉强度而产生一定方向的张裂隙；（４）拉张破坏区一在双向拉应力作用下，岩层被拉断、拉开而产生大变形，岩层以冒落为主；（５）局部拉张区一由于覆岩整体向采空区下沉，在下沉范围的边缘出现拉应力，使岩体发生某种程度的张裂隙，一般情况下，这些张裂隙与拉张裂隙区不沟通，其间有未破坏区和塑性变形区相隔【７¨。拉张破坏区主要分布在采空区上方拉应力区岩层内；其上部发育拉裂隙区，产生单向或双向裂隙；塑性变形区主要发生在支撑压力区和拉张裂隙区之上的下沉盆地中岩层内，其上岩层处于未破坏区。由此，可以将弹性区和塑性变形区划分成弯曲下沉带，将拉张裂隙区划分成裂隙带，而将拉张破坏区及局部拉张区划分成冒落带。为此，将岩层应力超过了屈服强度或抗剪强度而开始发生塑性变形或剪切破坏的岩层高度定为裂隙带的上限，而将岩层双向拉应力都超过了抗拉强度而开始发生大变形的岩层高度定为裂隙带的下限。５．４孔隙水压作用下覆岩破坏及导水裂隙带高度分析５．４．１分段高度７０ｍ时工作面倾向导水裂隙带高度计算从图５．３反映出的应力分布特征进行比较，采空区后方５０米处，在孔隙水压力的影响，顶底板应力向远部岩层转移，应力集中系数减小，使回风巷处应力集中释放，但应力影响范围扩大，上部应力集中分布层位范围明显高于无孔隙水压作用状态。孔隙水压的影响使得工作面上部项板岩层迅速达到其抗拉强度，而且由于水的润滑作用，岩块间摩擦系数减小岩层更易发生剪切破坏，导致岩层难于在较低层位形成结构，顶板破坏面积增大。从图５．３（ａ）中无孔隙水压影响下的工作面倾斜方向的应力云图可看出：工作面充分采动后，沿工作面倾斜方向应力分布较规则，直接顶岩层在工作面中上部产生拉应力，应力集中系数增大，形成直接顶的垮落，回风巷处变形严重。随着直接顶的不断垮落，应力释放较大的区域处于工作面中部偏上，随着顶板层位增高，该区域逐渐减小，在回风巷处造成应力集中，所以呈现出以回风巷为顶点的椭圆形轮廓。由于回风巷底板易产生剪切滑移，因此支柱应防止插底现象【１４，１５】。在来压时，工作面倾斜方向上采空区岩层大范围垮落，对工作面回风巷有很大的冲击作用，造成巷道变形加剧。工作面项板应力发育不均匀，工作面中上部顶板较下部大；顶板变形破坏时，工作面将从中上部先破坏５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水鞋隙带高度敷值模拟Ｈ延伸层位较高，下部后破坏层位较低。同时顶板出现不对称垮落，冒落的矸石沿着采宅区向下滑动，在工作面下方不断堆积，堆积的奸石对下部老顶有很好的支撑作用．影响下部老顶岩块断裂运动。由于｛ｌｆ石充填作用，还造成工作面Ｆ部应力发育不是从运输巷边缘开始．而是向工作面上部延伸一定距离。这也说明下部老顶破断线并非沿以工作面Ｆ部边界为界，而是上移至采窄区内。工作面两端头煤壁处的支承雎力也不相同，上端头由于顶板岩层垮落充分，造成应力峰值向煤壁更深处转移，而下端头应力峰值则距煤壁鞍近。将图５，３（ｂ）反映出的有孔隙水压作用时的应力分布特征与图５．３（ａ）显示的无孔隙水压作用工作面围岩应力分布比较：当工作面充分采动时．顶底板应力向远郭岩层转移，孔隙水压使应力集中系数的减小．使得应力影响范围扩大，图５．３ｅｏ）ｑ，回风巷上部应力集中分布层位范围明显高于无孔隙水压作用状态。孔隙水压的影响使得工作面上部顶板岩层迅速达到其抗托强度，而且由于水的润滑作用。岩块问摩擦系数减小，导致岩层难于在较低层位形成结构，项底扳破坏面积增大，工作面回风巷范围戍力释放较充分。Ｉ裟鞠蓉篡ｉ｜篡刺罴篡！Ｉ爱｜萋ｉ瑟瑟｜蒌ｉ（ａ）无孔隙水压（ｂ）有孔隙水乐倒５，３无孔隙水乐和有扎隙永压作川采申医后方倾斜方向５０ｍ处戌力云幽Ｉ＝：嚣器；嚣裟急倾斜煤层开采后顶扳岩层会产牛法向的弯睦一断裂一移动，以及沿层面方向的滑动．当项板岩层断裂失稳后从工作面中上部开始垮落破坏，随着工作面沿走向推进，采空区上部项扳破坏向高层位及工作面下部延伸，项扳岩层法线方向位移随着远离开采层向匕逐渐减小，最大位移值处于采场中部偏．Ｉ－，工作面上方沿倾斜方向形成上下两侧不对称的日落空间。对比图５．４和图５．５，由于孔隙水压作用，使Ｉ。作面覆崭沿垂直方向的位移增大。从图５，４和图５．５对比分析可以看出：孔隙水压影响时．距离采宅区后方５０ｍ处（ａ），覆岩移动晟大值增加了０９８ｍｍ；距离采空区后方３０ｍ处，覆岩移动最大值增加了１５３ｒａｍ：！主２：：：．：：：三（ａ）采空匮后方５０ｍＯ）采空区后方３０ｍ酗５．４无孔隙水压作删采空Ｒ后方倾斜方向不同位置位移云图（ａ）采辛Ｂ后方５０ｍ（ｂ）采空啡Ｊ亓方３０ｍ圈５．５孔隙水乐作用粟空区后方【。作向倾向不同位置位移云幽从图５．６可以看出覆岩在无孔隙水压时丰要为拉破坏，埘在有扎隙水压作用时．覆岩破坏形式则变为拉破坏和剪切破坏共ｌ司作用ｌ＾Ｊ产牛的破坏。这一模拟结果与前面章节分析的结果相敛，即顶板砂岩在孔隙水压影响＿卜将发牛剪切破坏，在覆岩大范围内即发牛剪切滑移现象。对比无孔隙水压作用罔５５和有孔隙水压作用下覆岩破坏的塑性区图，可以得出在采空医后方覆岩破坏范围明显增加，覆岩裂隙带最大高度从２４３ｍ增加到３１３ｍ。急倾斜煤层工作面上部琐板中存在着一个剪切滑移区．其存在加大了工作面上部及回风平巷的支护闻难，由于孔隙水压的存在，增人了该剪切滑移区的范围，是岩层控制的重点区域，必须保证该区域支架的强度和稳定性。ａ）无孔隙水压（ｂ）有孔隙水爪幽５．６无孔隙水压剌有孔隙水压作川倾斜打向最人塑性区图５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟５．４．２导水裂隙带高度计算根据《矿井水文地质规程》【７２１，结合圭山煤矿矿实际情况（煤层倾角平均６０。、岩石为中硬、全部冒落法管理顶板）可得导水裂隙带高度计算公式５．６：Ｈ＝１００ｍｈ／（７．５ｈ＋２９３）＋７．３（５．６）其中：Ｈ．一导水裂隙带高度（ｍ）；ｍ一为煤层厚度（ｍ），采用２．５；卜为采煤工作面阶段垂高（ｍ），采用＋１６７０一（＋１６００）＝７０ｍ：计算结果：Ｈ＝１００ｘ２．５ｘ７０／（７．５ｘ７０＋２９３）＋７．３＝２８．７米●ｌ＿＿即首采面为＋１６７０ｍ＇－－－＇＋１６００水平之间，不受孔隙水压影响下导水裂隙带高度为２８．７米。模拟结果在不受孔隙水压影响下裂隙带高度为２４．３ｍ，与经验公式计算结果相差２８．７．２４．３＝４．４ｍ，可见在不考虑孔隙水压时经验公式计算出来的最大裂隙带高度大于模拟的结构；在孔隙水压影响下裂隙带高度模拟结果为．孔：主巴：．该结果与经验公式相差２８．７．３１．３—２．６ｍ。在考虑孔隙水压对顶板导水裂隙带高度影响时，经验公式得到的导水裂隙带高度有所偏小。这主要是因为在对导水裂隙带高度的研究工作中很少考虑到孔隙水对岩石的力学性质的影响造成的。５．５矿压观测５．５．１两巷顶板离层观测采用ＤＬＹ－７型离层仪对圭山煤矿３１１３９工作面两巷进行顶板离层，ＤＬＹ－７型离层仪采用相对位移的原理，指示项板离层。离层仪共六个测点，分别固定在顶板１、２、４、５、７、９ｍ处，来观测顶板离层情况。离层仪测点一个固定在深部稳定岩层上，其余固定在钻孔不同深度的围岩上。通过测量各测点与顶板表面相对位移的变化可获得顶板总离层值，以及相对与深基点范围之外的离层值与相对与浅基点的离层值。两个测站分别固定在工作面回风巷和运输巷内，其中一号测站固定在运输巷内，二号测站固定在回风巷内，两测站在开切眼前方３０ｍ。通过历时一个月的观测，得出两巷顶板离层数据。如图５．７和图５．８分是工作面运输巷和回风巷两测站２ｍ测点处项板离层动态观测数据曲线图，一号测站处于运输巷，顶板离层动态观测数据曲线较平稳，顶板累计离层量为８ｒａｍ；二号测站处于回风巷处，顶板离层观测数据曲线变化较大，顶板累计离层量为９ｍｍ。由于工作面上部项板垮落矸石向采空区下部滑落，对下部顶板具有支撑作用，４７西安科技大学硕士学位论丈所以运输巷处顶板离层较稳定，而且离层量较吼风巷处小。从顶板动态变化曲线可以看出，在ＩＯ月９同前后，由卜受大气降雨的影响．造成顶板破断加剧，顶板离层动态变化曲线出现明显的大范围波动，离层量增大。说明ｒ扎隙水压对顶板岩石的破坏具有加剧作用。１０Ｌ———————————，——，．————一————ＪⅧ堰犍。骓酗ｉＰｐ硷—气：澎｛．１０ｒ————一————１｛Ⅻ镕２Ｓ■＾Ⅲ＊离Ｂ情Ｍ●■ｔｊ：§：壬；；；；罡；；！！日＊Ⅲ＊自女女＊∞＆一Ⅲ《离目变化自线例５７运输巷一号测站ｌ号测点顶板离层动态数据观测结果号测站２号测点顶板离层情况錾１０戮詈正一一｝—吐ｃ工。一工６工。日【Ｎ工——料匠∞∞王ｏ叮ｏ∞鼋ｏ＿叮ｎ工＝ｏｏ｛加啪。韭鳟，Ｌ亘匦垂匦壅鱼墅墼匦蹦５．８运输巷一号Ⅻ０站ｌ号测点顶板离层动态数据观测结果表５２和表５３为两测站不同测点即不｜司深度顶板离层量，一号测站：顶板离层发牛在２号测点和３号测点之间．在离巷道表面３．６ｍ处，由于此测站在运输巷内，在采空区和倾斜岩层的下方，受采空区研石以及岩层移动的影响，对顶板产生支撑作用，使顶板破坏范围较小，离层变化速率较慢，深层岩层内没有发牛离层现象：二号测站：顶板离层发牛在２号测点和３号测点之间，在离巷道表面２．３ｍ和６．９Ｉｎ处．浅层和深层范围内的离层变化速率都较快，受采动影响明显。表５．２一号涮站顶板离层监测教据５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟表５．３二号测站顶板离层检测数据二号测站１＃测点２＃测点３＃测点＋２９ｒａｍ４＃测点－４６ｍｍ５＃测点＋２ｍｍ６＃测点－４９ｍｍ．．６ｍｍ．．９ｒａｍ表中：＋表示测点岩层向巷道外移动，．表示测点岩层向巷道内移动５．５．２回风巷围岩变形监测通过对巷道断面表面收敛变形观测，收集在生产过程中巷道变形现场数据为回风巷支护设计提供有效的设计参数，测站测点布置如图５．９所示。．ＡＬ，，７＼、、、』、山ｎ。＿７、＼Ｙ／Ｇ７．厶／＼ｏＣｒ＼≮钐／７弋ＰⅪ、图５．９回风巷巷道收敛变形监测布置图通过一个月的监测记录，得出巷道收敛变形数据如表５．４。通过数据分析得，测站巷道变形速率和变形增加量最大发牛在观测１４．２ｌ天内，在该段时间内工作面正常推进，地表有大量降水，该段时间内巷道变形严重，巷道变形主要以项底板的移近为主，平均移近速度为１８．６６ｍｍ／ｔ，高于其他时间内的５．７３ｍｍ／ｔ，说明在大气降雨影响下引起孔隙水压增大，导致工作面回风巷变形加剧，而降雨过后巷道变形趋于稳定。表５．４回风巷测站各侧点变形数据４９５．６不同分段高度下覆岩导水裂隙带高度计算５．６．１分段高度６０ｍ时导水裂隙带高度■孓激｜｜｜｜ｉ黜巍麟黜（ａ）麻力云图（ｂ）位移云崮陶５ＩＯ分段高度６０ｒｅ时最人破坏Ｒ化苜倾向云幽从冈５１０应力ｉ图和位移云｜墨｜对比破坏塑性区图可以的到６０ｍ分段高度时覆岩裂隙带最太高度为２９５．６３ｍ。２分段高度８０ｒｎ时导水裂隙带高度‰机ｉ｝ｎ凼∞日（ａ）心力云图ｍ）位移云幽幽５１１分段高度８０ｍ时屉大破坏区付瓮倾向云幽从图５．１１应力云图和位移云图对比破坏塑性区崮可以的到８０ｍ分段高度甘『覆岩裂隙带晟大高度为３２８ｍ。对比图５３、图５１０和圈５１１，分析住不同段高下［作面应力分布．在段高为７０ｍ时工作面应力分布均匀，有利于工作面支护以及工作面支架平稳行走；且段高为７０ｍ时，Ｉ‘作面上区段嘲风巷处庹力集中系数较６０ｍ段高和８０ｍ段高时小．有利于工作面问风巷的安全管理。结合现场实际情况，以及矿压观测数据，囡此７０ｍ片右的分段高是有利＿ｊ二Ｔ作血安全，ｔ产的。５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟５．７覆岩导水裂隙发育高度的回归分析５．７．１回归分析原理变量之间的关系有两种，一种是确定性的关系，如正方形面积与其边长的关系，这称为函数关系，是确定性的；另一种是非确定性关系，导水裂隙高度就属于这种关系，导水裂隙高度不仅受开采高度的影响，而且还受推进速度、覆岩厚度、岩层特性、覆岩孔隙水压力、岩层间不同的组合关系等的影响，所以，它们之间的关系是不确定的，这种关系被称为相关关系。具有相关关系的变量之间，既存在一定的关系，又不能由一个或几个变量的数值，精确地求出另一个变量地数值。回归分析就是处理具有相关关系的变量之间的一种数理统计方法。同时回归分析方法也可以预测对象有联系的现象变动趋势的分析，推算预测对象未来状态数量表现的一种预测法。也就是研究某一个随机变量（因变量）与其他一个或几个变量（自变量）之间的数量变动关系，由回归分析分析求出的关系式通常称为回归模型。根据自变量的个数，分一元回归模型和多元回归模型。本文只考虑分段高度和覆岩导水裂隙的关系，因此只讨论一元回归模型。５．７．２导水裂隙带高度回归分析对于圭山煤矿急倾斜煤层开采，在煤层倾角、覆岩性质、开采厚度、工作面推进速度一定的情况下，分段高度是影响导水裂隙带高度的最主要因素，项板岩层孔隙水压大小对于导水裂隙带高度的发育具有影响作用。因此，本文根据３１１３９工作面开采条件下导水裂隙带高度的主要影响因素，利用回归分析原理，对工作面覆岩导水裂隙发展过程进行回归分析，获得计算公式，为圭山煤矿其他相同条件下工作面生产提供有利参考。通过数值模拟实验得出的数据，绘制出２ＭＰａ孔隙水压力条件下不同分段高度开采过程中覆岩最大导水裂隙带高度发展规律（如图５．１２）所示。５ｌ苎圭耋兰苎耋塑当耋竺尘圣倒５１２２ＭＰａ孔隙水脏Ｆ不同升段高度导水裂隙带高度数点幽经分析２ＭＰａ孔隙水压Ｆ的最大导水裂隙高度和分段高度不据有线性关系，根据图的形式，可利用多项式拟合进行回归分析。利用曲线拟合工具对所得散点进行拟合得出最大导水裂隙拟合曲线（图５１３）。图５１３２ＭＰａ孔隙水压Ｆ不同分段高度导水裂隙带高度拟台曲线根据拟合曲线，进行多项式拟合多项式最高次选择三次方可以满足计算要求，求得拟合公式为：Ｈ＝Ⅱｈ３＋抽２＋曲＋ｄ５孔隙水压作用下急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度数值模拟ｆａ－－＿９Ｅ－６回归系数为：｛ｃｂ：＝。０．．２０８０７０６１Ｉｄ＝１３．４８即所得拟合公式为：Ｈ＝一９Ｅ－６ｈ３＋０．０００１ｈ２－Ｉ－０．２８７６ｈ＋１３．４８其中：Ｈ－导水裂隙带高度，ｍ；办．分段高度，ｍ，３０≤ｈ≤１００。５．８小结（１）孔隙水压的影响增大了扰动应力分布范围，使回风巷、工作面中部以及运输行应力集中系数增大。（２）急倾斜煤层开采后，顶板岩层从工作面中部开始被拉伸、破断，垮落范围随远离开采层向上逐渐减小，沿工作面倾向形成上下不对称的冒落空间。通过对模拟计算得出７０ｍ分段高度时覆岩裂隙带高度在无孔隙水压作用时为２４．３ｍ，在孔隙水压影响时覆岩裂隙带高度变为３１．３ｍ顶板孔隙水压影响使导水裂隙带高度增大２８．８％。利用经验公式验证了数值模拟的可靠性。通过现场顶板离层以及巷道收敛观测验证了孔隙水压对顶板岩层的破坏具有加剧作用，孔隙水压影响增大了顶板岩层的破坏以及工作面两巷的巷道变形，与实验结果相吻合。（３）对不同分段高度下工作面应力分布以及导水裂隙带高度进行模拟分析，得出６０ｍ分段高度时覆岩导水裂隙带最大高度为２９．３ｍ；８０ｍ分段高度时覆岩导水裂隙带最大高度为３２．８ｍ。确定了圭山煤矿３１１３９工作面选择分段高度为７０ｍ有利于工作面回风巷安全生产与管理。（４）通过对数值模拟结果的回归分析，得出在孔隙水压为２ＭＰａ时导水裂隙带高度与分段高度的关系曲线方程为Ｈ＝一９Ｅ－－６ｈ３＋０．０００１ｈ２－Ｉ－０．２８７６ｈ＋１３．４８，为其他工作面导水裂隙带高度计算提供了一定依据。５３西安科技大学硕士学位论文６结论６．１结论通过数值模拟试验结合理论分析，本论文得到主要结论如下：（１）利用Ｆ－ＲＦＰＡ２Ｄ软件进行数值计算，得出了砂岩在不受孔隙水压作用和受孔隙水压作用下的全应力一应变关系曲线，对各阶段破坏过程进行了详细讨论；（２）从物理化学角度简单分析了孔隙水压对岩石力学性质的影响，分析对比有孔隙水压和无孔隙水压作用下的岩石全程应力．应变曲线，得出２Ｍｐａ孔隙水压作用下岩石强度降低了３．５％，残余强度降低了１８％；得到了在４Ｍｐａ围压下岩石强度随孔隙水压的变化曲线，其拟合方程为Ｙ＝２６．０６＋—％；并利用水压致裂理论，分析了孔隙水压ｌ＋Ｐ百１ｏ，＇对岩石破坏的作用原理，重点分析了孔隙水压对岩石强度、弹性模量以及破裂模式的影响。（３）运用上述结果，结合流体力学、损伤力学的知识，提出了孔隙水压对急倾斜煤层覆岩的移动特征、破坏结构的影响作用；在孔隙水压作用下岩层移动过程中的剪切滑移作用增大，受到孔隙水压的影响岩层在较低层位很难形成平衡结构，因此其中部“砌体拱＂小结构向深部岩层延伸，导致覆岩破坏的三带范围都有所增大；并且由于孔隙水压作用，覆岩破坏时剪切滑移作用增大，导致导水裂隙带破坏最大处向采空区下部偏移。（４）考虑孔隙水压的影响，利用ＦＬＡＣ３Ｄ模拟了云南省圭山煤矿急倾斜煤层开采覆岩破坏特征。通过数值模拟得出在７０ｍ分段高度下导水裂隙带高度为３１．３ｍ，根据模拟结果得出由于孔隙水压影响使覆岩导水裂隙带高度增加了２９％，结合急倾斜煤层导水裂隙带计算经验公式以及现场观测结果验证了数值模拟的正确性。通过对６０ｍ、７０ｍ、８０ｍ段高下煤层开采导水裂隙带高度的数值模拟，论证了３１１３９工作面选择段高为７０ｍ，两巷矿压显现不明显，应力集中系数小，是有利于工作面回风巷安全生产管理的。（５）应用回归分析原理，在模拟结果基础上利用拟合软件得出２ＭＰａ孔隙水压不同分段高度下３１１３９工作面覆岩导水裂隙带高度计算公式为Ｈ＝一９Ｅ巧ｈ３＋０．０００１ｈ２＋０．２８７６ｈ＋１３．４８，为圭山煤矿其他工作面开采导水裂隙带高度的预测提供一定的参考依据。６．２问题探讨（１）开展对孔隙水压作用下急倾斜煤层的实验研究，对其矿压规律和岩层控制做６结论深入的总结。（２）开展现场导水裂隙带的实测工作，总结在受顶板水影响下的导水裂隙带高度发育规律，完善急倾斜煤层开采下导水裂隙带最大高度计算经验公式。（３）研究孔隙水压作用对底板岩层岩石力学性质的影响，以及对顶板深部岩层力学性质的影响，使模拟结果更加精确可靠。５５西安科技大学硕士学位论文致谢本文是在导师邓广哲教授的精心指导下完成的。从学位课程的学习、论文选题、实验工作、理论研究到论文的撰写无不渗透着导师的心血，体现了导师深厚的学术造诣、严谨的学风、求实的精神和高尚的风范。作者在三年的研究生学习期间，参与了导师的大量科研项目，从中学到了不少的专业知识，科研能力得到了锻炼，深信这段时间的学习必将对作者以后的学习和工作产生重要而深远的影响，值此论文完成之际谨向恩师邓广哲教授致以衷心的感谢和由衷的敬意！在作者的学习研究和其它工作中，师兄朱海仓、高朋杰、关瑞斌在学业上给予过很多的指导和帮助，在试验和论文撰写过程中也得到了学友何涛以及师弟牛新团、齐学元等无私的帮助和支持，在此向他们表示真诚的感谢！感谢研究生部的及能源学院的领导和老师们曾给予的关怀！感谢我的家人对我长期以来的支持和理解！最后，衷心的感谢在百忙之中评审作者论文并提出宝贵意见的各位专家和教授！参考文献参考文献【１】谢和平．可持续发展与煤炭工业报告文集［Ｍ】．北京：煤炭ｌ，ｌｋ出版社，１９９８［２】ＷｕＪｉａｎ．ｅｃｔ．Ｓａｆｅｔｙｐｒｏｂｌｅｍｓｉｎｆｕｌｌｙ－ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄｔｏｐ－ｃｏａｌｃａｖｉｎｇｌｏｎｇｗａｌｌｆａｃｅｓ．ＪｏｕｒｎａｌｏｆＣｈｉｎａＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＭｉｎｉｎｇ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，１９９４，（２）：２０～２５【３】ＬｕＸｉａｏｙａｎ．ｅｃｔ．ＴｈｅＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｎＴｏｐ—ｃｏａｌＣａｖｉｎｇＨｙｄｒａｕｌｉｃＳｕｐｐｏｒｔｆｏｒＴｉｃｋＳｅａｍＭｉｎｉｎｇ．ＰｒｏｅｅｅｄｉｎｇｓＥｄｕｔｅｄｂｙ１１３～１２２ｏｆ＇９９ＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＷｏｒｋｓｈｏｐｏｎＵｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄＴｈｉｃｋ—ｓｅａｍＭｉｎｉｎｇ，ＷｕＪｉａｎ＆ＷａｎｇＪｉａｅｈｅｎ，ＣｈｉｎａＣｏａｌＩｎｄｕｓｔｒｙＰｕｂｌｉｓｈｉｎｇＨｏｕｓｅ，１９９９，【４】ＳｈｉＰｉｎｇｗｕ．ＴｈｅＥｐｉｔｏｍｅｓｏｆＳｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇＳｔｒａｔｕｍＢｒｅａｋｉｎｇＭｏｖｅｍｅｎｔｉｎＭｉｎｉｎｇＳｔｅｅｐＰｒｏｃｅｅｄｉｎｇｓｏｆｔｈｅ２ｎｄＩｎｔｅｒ－ｎａｔｉｏｎａｌＳｙｐｏｓｉｕｍｏｎｓｅａｍ．ＭｉｎｇＳｃｉｅｎｃｅ＆ＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＭｉｎｉｎｇＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ５７３－５８１ａｎｄＳｃｉｅｎｃｅ，ＣｈｉａｎＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＭｉｎｉｎｇ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，１９９１，【５】ＷｕＪｉａｎ．ｅｃｔ．ＴｈｅｏｒｙａｎｄＡｐｐｌｉｃａｔｉｏｎｏｆＬｏｎｗａｌｌＣａｖｉｎｇｓｙｓｔｅｍｉｎＣｈｉｎａ．Ｐｒｏｃｅｅｄｉｎｇｓｏｆｔｈｅ２ｎｄＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＳｙｍｐｏｓｉｕｍｏｎＭｉｎｉｎｇＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙａｎｄＳｃｉｅｎｃｅ，ＣｈｉａｎＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＭｉｎｉｎｇ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，１９９１，１８７－１９４【６】ＺｈａｎｇＹｉｎ酣ｉ．ｅｃｔ．ＰｒａｃｔｉｃｅｏｆＦｕｌｌｙＭａｅｈａｎｉｚｅｄｏｎＴｏｐ－ｃｏａｌＣａｖｉｎｇｉｎＤｏｎｇｔａｎＭｉｎｅ．Ｐｒｏｃｅｅｄｉｎｇｓｏｆ＇９９ＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＷｏｒｋｓｈｏｐＵｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄＴｈｉｃｋ－ｓｅａｍＭｉｎ．ｉｎｇ，ＥｄｕｔｅｄｂｙＷｕＪｉａｎ＆ＷａｎｇＪｉａｃｈｅｎ，ＣｈｉｎａＣｏａｌＩｎｄｕｓｔｒｙＰｕｂｌｉｓｈｉｎｇＨｏｕｓｅ，１９９９，１３６－－１４１［７】ＺｈａｏＴｏｐＨｏｎｇｚｈｕ．ＦｅａｔｕｒｅｓｏｆＵｎｄｅｒＣｏａｌＣａｖｉｎｇｇｒｏｕｎｄＰｒｅｓｓｕｒｅａｎｄＣｏｎｔｒｏｌＭｅａｓｕｒｅｓｆｏｒＭｅｅｈａｎｉｓｅｄｏｆＦａｃｅ．ＭｉｎｇＳｃｉｅｎｃｅ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ．Ｐｒｏｃｅｅ－ｄｉｎｇｓｏｎｔｈｅ２ｎｄＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌＳｙｍｐｏｓｉｕｍＭｉｎｉｎｇＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙａｎｄＳｃｉｅｎｃｅ，ＣｈｉａｎＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＭｉｎｉｎｇ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，１４￣８９９１，５９８－６０７【８】吴绍倩，石平五．急倾斜煤层矿压显现规律的研究［Ｊ】．西安矿业学院学报，１９９０（２）：［９】９石平五，陈文伟．急斜长壁采场顶板破断和岩块运动规律［Ｊ】，西安科技大学学报，１９９０，０２【１０】石平五．急倾斜长壁面项板破断和空间结构特征阴．矿山压力与顶板管理，１９８９，２【１ｌ】石平五．急斜煤层老顶破断运动的复杂性【Ｊ】．矿山压力与顶板管理，１９９９，Ｚ１【１２】邓广哲．急倾斜硬煤爆破松动放顶煤矿压显现［Ｊ】．东北煤炭技术．１９９１，８（４），３２～３５［１３】邓广哲．急倾斜特厚煤层覆岩运动规律研究【Ｄ】．西安：西安矿业学院．１９９１【１４】邓广哲．放顶煤采场上覆岩层运动和破坏规律研究【Ｊ】．矿山压力与顶板管理，１９９４，５７Ｉｌｌ＂暑宣宣萱ｉｉ暑宣昌ｉｉｊ暑暑宣宣置置宣ｉｉｉｉ宣ｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｉｊｉ宣昌暑宣譬暑ｉ暑ｉ暑宣昌葺宣宣葺暑ｉ宣宣宣奄１３（２）：２３～２６西安科技大学硕士学位论文【１５】邓广哲．大断面沿空掘巷可缩性支护研究【Ｊ】．煤矿现代化，１９９３，４（２）：３２～３４［１６】赵朔柱．急斜放顶煤工作面的矿压显现和上覆层结构【Ｊ】．矿山压力与顶板管理．１９９２（１）：３８—４２【１７】黄庆享．急倾斜放顶煤工作面来压规律［Ｊ】．矿山压力与顶板管理，１９９３，０１［１８】黄庆享．顶煤弹性深梁力学模型及应用【Ｊ】．岩石力学与工程学报，１９９８，１７（２）：１６７￣１７２［１９】冯国才，于政喜，张清河．综放开采煤层可放性分级评价［Ｊ】．东北煤炭技术．１９９６，（５）：６０～７１［２０】宋元文．急斜水平分段放顶煤开采老顶来压规律探讨［Ｊ】．１９９７，２５（１２）：３５．３８．【２１】戴华阳，王金庄．急倾斜煤层开采非连续性变形的相似模拟实验研究［Ｊ】．湘潭矿业学院学报，２０００，１５（３）：１－７【２２】崔希民，左红卫，王金安．急斜煤层开采地表塌陷坑形成机理与安全矿柱尺寸研究【Ｊ】．中国地质灾害与防治学报，２０００，１１（２）：６７，－６９【２３】王卫军，侯朝炯．急倾斜煤层放顶煤顶煤破碎与放煤巷道变形机理分析【Ｊ】．岩土工程学报．２００１，２３（５）：６２３－－６２６【２４】平寿康，黄建功．大倾角煤层采面顶板岩层运动研究【Ｊ】．矿山压力与顶板管理，２００２，（０２）【２５】赵伏军，李夕兵，胡柳青．巷道放项煤顶煤破坏机理研究［Ｊ］．岩石力学与工程学报．２００２，２１（增２），２３０９－２３１３【２６】张义顺，刘建新，赵忠明．大倾角煤层上覆岩层运动规律的实测研究【Ｊ】．煤炭工程，２００３，（０８）【２７】高召宁，石平五．急斜煤层开采老顶破断力学模型分析【Ｊ】．矿山压力与顶板管理，２００３（１）：８１—８４【２８】邵小平．急斜煤层大段高安全开采围岩控制基础研究【博士论文】．西安科技大学，２００８【２９】杨帆．急倾斜煤层采动覆岩移动模式及机理研究［博士论文】．沈阳：辽宁工程技术大学，２００６【３０】印度Ｒ．Ｎ．占波达等．井下防水煤校的设计【Ｃ】．第２１庙国际采矿安全会议论文集，世界煤炭技术编辑郎编辑出版．１９８５年ｌＯ月【３１】鲍莱茨基、Ｍ．胡戴克．矿山岩石力学【Ｍ】．煤炭工业出版社【３２］Ｅ．Ｈｏｃｋ．Ｅ．Ｔ．Ｂｒｏｗｎ，ＵｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄＭｅｔａｌｌｕｒｇｙ，１９８０ＥｘｃａｖａｔｉｏｎｉｎＲｏｃｋ，ＴｈｅＡｕｓｔｒａｌａｓｉａｎＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆ【３３】Ｈ．Ｊ．Ｈａｒｇｒａｖｅｓ，Ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅｉｎｍｉｎｅｓ，ＴｈｅＡｕｓｔｒａｌａｓｉａｎＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＭｅｔａｌｌｕｒｇｙ，１５８９７３参考文献【３４】煤炭工业局，建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程【Ｍ】，北京：煤炭工业出版社，２０００【３５】刘天泉．煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用［Ｍ】．煤炭工业出版社，北京：１９８１［３６】刘红元，刘建新，唐春安．采动影响下覆岩垮落过程的数值模拟［Ｊ】．岩土工程学报，２００１，２３（２）：２０１－２０４．【３７】张明，刘传武，赵武升．应用数值模拟方法研究煤层覆岩破坏规律［Ｊ】．煤炭科技，２００３（４）：乱７【３８］王金安，冯锦艳，蔡美峰．急倾斜煤层开采覆岩裂隙演化与渗流的分形研究【Ｊ】．煤炭学报，２００８（１）．．１６２～１６５［３９】ＧａｏＹａｎｆａ，ＳｈｉＬｏｎｇｑｉｎｇ，Ｌｏｕｎｕａｊｕｎ．Ｆｌｏｏｒｗａｔｅｒ－ｉｎｒｕｓｈｍｅｃｈａｎｉｓｍＰｒｅｓｓ，１９９９．ａｎｄｐｒｅｄｉｃｔｉｏｎ［Ｍ］．Ｂｅｉｊｉｎｇ：ＣｈｉｎａＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＭｉｎｉｎｇａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ［４０】ＷａｎｇＪｉｎａｎ，ＰａｒｋＨＤ．Ｆｌｕｉｄｐｅｒｍｅａｂｉｌｉｔｙｏｆｓｅｄｉｍｅｎｔａｒｙｒｏｃｋｓｉｎａｃｏｍｐｌｅｔｅｓｔｒｅｓｓ－ｓｔｒａｉｎｐｒｏｃｅｓｓ［Ｊ］．ＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＧｅｏｌｏｇｙ，２００２，６３０／４）：２９１～３００【４１】赵经彻，陶廷云，刘先贵等．关于综放开采的岩层运动和矿山压力控制问题［Ｊ】．岩石力学与工程学报，１９９７，１６（２）：１３２～１３９．［４２】ＣｕｉＸｉｎｍｉｎ，ＣｈｅｎｏｆＬｏｃａｌＦｉｎｉｔｅＺｈｉｄａ．ＴｈｅＡｐｐｌｉｃａｔｉｏｎｏｆＮｏｎｌｉｎｅａｒＧａｕｇｅｉｎｔｈｅＮｅｃｋｉｎｇｏｆＣｙｌｉｎｄｒｉｃａｌＭｅｔｈｏｄｔｏｔｈｅＡｎａｌｙｓｉｓＤｅｆｏｒｍａｔｉｏｎＢａｒ［Ｊ］．ＡｐｐｌｉｅｄＭａｔｈｅｍａｔｉｃｓａｎｄＭｅｃｈａｎｉｃｓ，１９９９，２０（２）：１１９—１２７［４３】戴华阳，王金庄，张俊英，郑志刚．急倾斜煤层开采非连续变形的相似模型实验研究【Ｊ】．湘潭矿业学院学报，２０００，（０３）【４４】ＬａｊｔａｉＥ．Ｚ．ＢｒｉｔｔｌｅＦｒａｃｔｕｒｅｉｎｃｏｍｐｒｅｓｓｉｏｎ．Ｉｎｔ．Ｆｒａｃ．１９７７，１０（４）：１２９～１３７【４５】黄润秋，王贤能等．深埋隧道涌水过程的水力劈裂作用分析【Ｊ】．岩石力学与工程学报，２０００（９）：５７３－５７６［４６】朱珍德，胡定．裂隙水压力对岩体强度的影响【Ｊ】．岩体力学，２０００，２１（１）：６４－－－６７［４７】ＪｅｆｆｒｅｙＲＱＭｉｌｌｓＫＷ．Ｈｙｄｒａｕｌｉｃｆｒａｃｔｕｒｉｎｇａｐｐｌｉｅｄｔｏｉｎｃｌｕｄｉｎｇｌｏｎｇｗａｌｌｃｏａｌｍｉｎｅｇｏａｆ－ｆａｌｌｓ．ＰａｃｉｆｆｉｃＲｏｃｋ，Ｇｉｒａｒｄ，Ｌｉｅｂｍａｎ，Ｂｒｅｅｄｓ，Ｄｏｅ（ｅｄｓ）．Ｂａｌｋｅｍａｒｔ，Ｒｏｔｔｅｒｄａｍ．２００４，４２３—４３０［４８】ＢｒｕｎｏＭＳ，ＮａｋａｇａｗａＦＭ．ＰｏｒｅＰｒｅｓｓｕｒｅｉｎｆｌｕｅｎｃｅｏｎｔｅｎｓｉｌｅｆｒａｃｔｕｒｅｐｒｏｐａｇａｔｉｏｎｉｎｓｅｄｉｍｅｎｔａｒｙｒｏｃｋ．Ｉｎｔ．Ｊ．ＲｏｃｋＭｅｃｈ．Ｍｉｎ．Ｓｅｉ．Ｇｅｏｍｅｃｈ．Ａｂｓｔｒ．，１９９１，２８（４）：２６１～２７３【４９】ＤｏｕｒｎａｒｙＥ，Ｍｃｌｅｎｎａｎｅｔａ１．Ｐｏｒｏｅｌａｓｔｉｃｃｏｎｃｅｐｔｓｅｘｐｌａｉｎｓｏｍｅｏｆｔｈｅｈｙｄｒａｕｌｉｃｆｒａｃｔｕｒｉｎｇｍｅｃｈａｎｉｓｍ．ＳＰＥ１９９０，１５２～１６２【５０】邓广哲．封闭型煤层裂隙地应力场控制水压致裂特性［Ｊ】．煤炭学报，２００１，２６（５）：４７８－－４８２【５ｌ】邓广哲．煤体致裂软化理论与应用［Ｍ】．西安：陕西科学技术出版社，２００４５９西安科技大学硕士学位论文【５２】邓广哲．裂隙岩体流变学【Ｍ】．西安：世界图书出版社，１９９９【５３】李世平，李玉寿，吴振业．岩石全应力应变过程对应的渗透率－应变方程【Ｊ】．岩土工程学报，１９９５，１７（２）：１３～１９【５４】仵彦卿．裂隙岩体应力与渗流关系研究［Ｊ】．水文地质工程地质，１９９５，２２（６）：３０－３５【５５】贺玉龙，杨立中．围压升降过程中岩体渗透率变化特性的试验研究【Ｊ】．岩石力学与工程学报，２００４，２３（３）：４１５￣４１９【５６】杨天鸿等．岩石破裂过程的渗流特性【Ｍ】，北京：科学出版社２００４［５７】周健，池永等．颗粒流方法及ＰＦＣ２Ｄ程序【Ｊ】．岩土力学，２０００（３）：２７１～２７４［５８】冯启言，韩宝平，隋望华．鲁西南地区红层软弱水岩作用特征与工程应用［Ｊ】．工程地质学报，１９９９，７（３）：２６乳２７ｌ【５９】曾云．盘道岭遂洞软弱岩石浸水软化对强度和变形特征的影响［Ｊ】．陕西水力发电，１９９４，１０（１）：２９－３３【６０】汤连生，张鹏程，王洋．水作用下岩体断裂强度讨论［Ｊ】．岩石力学与工程学报，２００４，２３（１９）：３３３７～３３４１［６１】朱海苍．孔隙水压作用下急倾斜煤层围岩运动规律研究［Ｄ】．西安：西安科技大学，２００８【６２】李平．孔隙压力作用下岩体蠕变研究［Ｄ】．沈阳：辽宁工程技术大学，２００８【６３】胡德富，孔宪立，李华．地下采空区引起的地表斜变形和滑移的研究．第四届全国工程地质大会论文集．北京：海洋出版社．１９９２：ｌ１７９～１１９０［６４】钱鸣高，刘听成．矿山压力及其控制．北京：煤炭工业出版社，１９８４，８９～１０５【６５】谭学术，鲜学福，郑道访，赵永忠．复合岩体力学理论及基应用．北京：煤炭工业出版社，１９９４，２７４￣３１８［６６】宋振琪，实用矿山压力控隹ＪＵＥＭ］，徐州：中国矿业大学出版社，１９８５【６７】杜时贵，翁欣海，煤层倾角与覆岩变形破裂分带【Ｊ】，工程地质学报，２００７，５（１３），２１０～２１６［６８】王双美．导水裂隙带高度研究方法概述［Ｊ】．江苏地质，２００６，３０（１）：６４“６【６９】疏开生，倪宏革．煤层覆岩破坏高度的数学分析【Ｊ】．淮南矿业学院学报，１９９２．【７０】邓广哲，朱海苍，关瑞斌，许勃等．云南省圭山煤矿不稳定煤层开采关键技术及参数研究报告．教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，２００７［７１】黄志安，童海方等．采空区上覆岩层“三带”的界定准则和仿真确定［Ｊ】．北京科技大学学报，２００６，７（２８）：６０９－６１２【７２】煤炭工业部．矿井水文地质规程［ＭＩ．北京：煤炭工业出版社，１９８４附录附录攻读硕士学位期间所发表的论文【１】许勃，邓广哲，赵翊涵等．急倾斜复杂煤层开采柔性掩护支架设计研究［Ｊ】．陕西煤炭（待发）【２】沈有智，施从伟，许勃．圭山煤矿急倾斜不稳定煤层伪倾斜柔性掩护支架采煤法开采技术【Ｊ】．矿业安全与环保．２００８（增）：１９～２１科研与实践［１１云南省圭山煤矿不稳定煤层开采关键技术及参数研究【２】云南省圭山煤矿软岩巷道变形机理与支护对策研究６１急倾斜煤层覆岩导水裂隙带高度研究

作者：

学位授予单位：

许勃

西安科技大学

本文链接：http://d.g.wanfangdata.com.cn/Thesis_Y15823.aspx