岩体变形

岩体变形（通用7篇）

岩体变形 篇1

摘要：该危岩位于文安乡八庙村1社斜坡上, 划分为两个危岩体集中发育区及两个落石集中堆积区。本文介绍了该危岩基本特征, 分析了其破坏类型及变形破坏特征, 并提出了合理防治建议。

关键词：危岩体,破坏类型,变形破坏特征

1 工程概况

该危岩划分为两个危岩体集中发育区及两个落石集中堆积区, 危岩体主要沿陡崖呈带状分布, 总体走向约17°~45°, 危岩带长约250m。山坡相对高差470m, 危岩体悬壁高度25m~60m, 最高约190m, 裂缝宽度5cm~50cm, 裂缝长度25m~50m, 裂隙间距1m~5m。危岩体总体积约15115.23m3, 属小型危岩体;主要危岩体相对高度25~60m。

2 区域地质条件

朝天区北西部为摩天岭高中山, 北东为米仓山中山, 中部和西部为龙门山中山, 南部为低山丘陵地带, 总体地势北西高, 南东低。其主要地形分类为:侵蚀堆积河谷地貌、侵蚀溶蚀中山地貌及构造侵蚀中山地貌。

研究区属侵蚀侵蚀溶蚀中山地貌, 地形总体上为顶部缓中部陡下部缓, 中部为陡崖, 高程。陡崖上部地形坡度一般15°~30°, 局部有变化;陡崖近直立, 主要由两个台阶组成;陡崖下部地形坡度一般为22°~40°。研究区主要地层为志留系泥页岩、粉砂岩、灰岩及第四系残坡积粉质粘土、崩塌堆积物组成。 (a) 第四系洪冲积层 (Qpl+al) :混角砾粉质粘土, 褐色, 主要分布于坡底沟谷及部分冲沟沟口处, 厚度一般不大于3.0m。 (b) 第四系残坡积层 (Qel+dl) :混碎石粉质粘土, 黄褐~红褐色, 粒径一般1mm~3mm, 最大达500mm, 碎石含量约5%~15%, 主要成分泥岩和灰岩。坡面上还有大量的崩积物, 最大块径超过5m。 (c) 基岩为志留系 (S) 泥页岩和灰岩。泥页岩主要分布在陡崖下, 薄层, 表面多被全风化和强风化。灰岩主要分布陡崖上, 为厚层状。

3 危岩及落石基本特征

3.1 危岩发育特征及其分布

该危岩位于文安乡八庙村1社斜坡上, 陡崖总长约250m, 走向17°~45°, 分布高程为770m~1000m, 山坡相对高差470m, 陡崖坡角70°~89°。陡崖上部为缓坡地形, 坡度一般15°~30°, 陡崖近直立, 主要由两个台阶组成;陡崖下部地形坡度一般为22°~40°。经野外详细调查, 掌握了白崖子边坡危岩体的发育分布情况:经排查白崖子边坡危岩共25块, 其中高程770m以下3块, 上部高程770m~1000m灰岩段22块;从危岩的分布上看, 危岩分布可划分为两个集中发育的大区, Ⅰ区为近EW向高程770m~960m的陡崖, 共分布有危岩15块, Ⅱ区为近SN向高程910m~1000m的陡崖, 共分布有危岩5块, 另有5块分布于这两个区下部中缓坡度的边坡上;从危岩的规模上看, 危岩体积大于1000m3的有3块、500~1000m3的有6块、100m3~500m3的有7块、10 m3~100 m3的有5块、小于10m3的有4块。

3.2 危岩体结构特征

岩性为志留系 (S) 灰岩 (局部夹粉细砂岩) , 灰岩底部为泥页岩等。山坡相对高差470m, 危岩体悬壁高度25m~60m, 最高约190m。裂缝宽度5cm~50cm, 裂缝长度25m~50m, 裂隙间距1m~5m危岩沿陡崖呈带状展布, 总体走向约17°~45°。本区危岩的稳定性共发育3组优势裂隙结构面, 分别为N60°~70°W∠SW∠80°~88°、N40°~45°E∠EW∠70°~85°、N20°~35°E∠NW∠15°~35°。块体最大规模为4800m3 (W03) , 最小规模为5.33m3 (W11) , 总体积15115.23m3, 属小型危岩带。

3.3 危岩体基座特征

该危岩带的基座为志留系 (S22) 泥页岩, 强度较上部危岩要低, 基座因差异风化而形成凹腔, 基座抗风化耐久性较差。基座为含泥页岩。

3.4 危岩崩塌堆积体特征

崩塌体主要分布于陡崖下部相对平缓的斜坡地带。崩塌体主要以落石为主, 主要落石主要分布于Ⅰ区和Ⅱ区下方的缓坡上, 共计约37个区 (块) 。Ⅰ区下方的落石主要集中在高程约620m~700m之间, Ⅱ区的落石主要集中于房屋背后陡崖上部的一个相对平缓的山坡上, 陡崖下有零星分布, 体积大于1000 m3的有2块 (区) 、100 m3~1000m3的只有1块 (区) 、50m3~100m3的有3块 (区) ;10 m3~50m3的有16块 (区) , 1m3~10m3的有15块 (区) 。据现场调查走访, “5.12”前落石为B05、B16、B18、B23、B25、B31、B42、B37。单块落石体积以6m3~30m3为最多, 约占所有调查落石的70%。块石分布从后缘向前缘逐渐减少。

4 危岩破坏类型及变形破坏特征

根据危岩的形成机理, 白崖子危岩主要可以划分为倾倒式、滑移式、拉裂式和错断式。

通过对崩塌体的调查, 该区危岩崩塌时具有以下特点: (1) 落距较远。在水平方向, 块体运动最近距离约80m, 最远距离约340m, 即为危险区和堆积区。 (2) 运动距离与块体体积成正比。小块体堆积在近坡脚, 大块体堆积在远离坡脚处。 (3) 单个块体相对较大。前缘块径一般大于1m, 最大者约4m。 (4) 运动形式多样, 但以跳跃式及滚动式运动为主。根据现场勘查, 由于受地震的影响, 危岩体在着地以后多发生滚落式、跳跃式和滑落 (移) 式等三种模式。危岩失稳后, 大多首先以跳跃式运动 (尤其是大块体) , 至缓坡处多变为滚动式, 遇到坡形或坡度有变化时, 还发生空中飞跃现象。 (5) 动能较大, 破坏力强。崩塌体击穿房屋, 切断多个树木。飞跃最前端时, 还陷入水泥硬化地面约200mm。 (6) 运动多为直线型。现场调查发现, 大多块体呈直线式运动, 但由于受地形和地质条件等因素的影响, 危岩在运动过程中, 其运动轨迹或运动形式也会发生显著的变化。 (7) 落石的运动距离、速度 (动能) 、运动形式、跳跃高度等与坡体的物质性质有关。在起始速度相同的情况下, 落在坚硬的基岩上, 能量损失较少, 运动距离、速度和跳跃高度均较大。若基岩较软或第四系覆盖层较厚, 其能量损失就较大, 相应地, 距离、速度、跳跃高度等均较小。

5 结论及建议

根据该危岩体的地质环境、工程地质条件, 稳定性宏观分析和计算结果综合分析, 可以对该危岩的发展趋势进行分析和判断。崩塌以后的可能出现下列情况: (1) 陡崖上的危岩体还会在暴雨或余震因素作用下, 发生崩落, 崩落的量受外部因素影响大小的控制。 (2) 分散在坡面上的危岩块体 (孤石) 具有很大的不确定性, 存在受外界作用发生崩落的可能。

危岩体的变形破坏模式以倾倒和滑移式崩塌为主。它们受地质条件、暴雨和地震等多种因素的影响和限制, 有可能发生转化。危岩体失稳后的运动形式、速度和跳跃高度等与所在坡体的物质性质有关。岩性越软 (包括覆盖层) , 能量损失越大, 运动距离、速度和跳活高度等就越小, 反之就越大。建议采取拦石网+危岩清除+裂缝封闭+排水系统相结合的综合治理工程方案。

参考文献

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[3]赵旭, 刘汉东.水电站高边坡滚石防护计算研究[J].岩石力学与工程学报.2005 (20) .

岩体变形 篇2

通过对不同工程的100多个现场实测数据的统计分析，研究了国标《工程岩体分级标准》与Q系统分类方法、RMR分类方法之间的关系，提出了表达它们之间关系的`公式和对照表。研究了国标工程岩体质量[BQ]值与岩体变形模量之间的关系，提出了由工程岩体质量[BQ]值估算岩体变形模量的经验公式。

作 者：蔡斌 喻勇 吴晓铭 作者单位：蔡斌,喻勇(长江科学院岩基研究所)

吴晓铭(湖北清江水电开发有限责任公司)

岩体变形 篇3

1 深井巷道底板岩体破坏机理

1.1 巷道底板岩层抗弯刚度计算

大量煤矿现场调研结果表明,回采巷道底板岩层通常为厚度不等的层状岩体,根据弹塑性力学理论,通过分析层状岩体在纵向应力作用下的(图1)应力、应变特征,可计算得出深井巷道底板岩层在未受工作面超前支承压力作用时的抗弯刚度,即完整底板岩体抵抗其弯曲变形能力,抗弯刚度表达式为[4]:

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由于底板相邻岩层之间存在弱面,其抗拉强度非常小,在受到工作面超前支承压力作用时极易发生离层,导致底板岩层不再是一个整体,单个岩层的抗弯刚度为[4]:

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式(1)、式(2)中,t1、t2、ti、tn分别为底板岩层各分层厚度;H为底板岩层总厚度;E1、E2、Ei、En分别为底板岩层各分层弹性模量;μ为底板岩体泊松比。

由式(1)可知,回采巷道完整底板抵抗弯曲变形的能力取决于岩体弹性模量E、底板岩体厚度H和泊松比μ,与三者均呈正比例关系变化。比较式(1)和(2)可知:完整底板岩层受支承压力作用发生离层后,岩层的抗弯刚度会明显减小,此时底板容易发生弯曲。

由以上对底板岩层抗弯刚度的分析计算不难发现,通过增加底板岩层的抗弯刚度来控制底板弯曲变形是控制底鼓的一种有效途径,这一理论已经在煤矿现场得到了广泛应用。如通过打底板、底角锚杆、锚索的方式,利用锚杆的“组合梁”理论,将锚固范围内的各底板岩层“装订”成一个整体,增加其相邻岩层间的黏结力,从而在一定程度上避免或减少锚固范围内的各底板岩层出现离层现象,提高底板整体的抗弯刚度。

1.2 巷道底板岩层的破坏变形

1.2.1 底板岩层离层

工作面向前推进期间,超前支撑压力通过两帮传递给底板,此时巷道底板会出现零应变面,该面以上的岩层发生垂直拉伸应变,以下的岩层则出现压缩应变,而回采巷道底板岩层的抗拉强度通常由层间弱面控制,其抵抗拉伸变形的能力很小,所以巷道底板岩层在工作面超前支承压力的作用下产生离层,底板的抗弯刚度明显降低[4,5]。

1.2.2 底板岩层压曲

底板岩层应力在支承压力作用下重新分布,产生新的水平应力,即二次水平应力[5],在此应力作用下,巷道底板岩层变形逐渐由离层转向压曲,变形量不断增加,底板稳定性随回采工作面的推进距离增加而降低。随着底板岩层变形量的不断增加,其完整性遭到不同程度的破坏,因此可将底板简化为由四边断裂的矩形板组合而成的不完整结构体,第1层的压曲计算模型如图2所示。

薄板压曲微分方程[6]:

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其中,D为抗弯刚度;ω为挠度;Nx=-px;Ny=-kpx;Nxy=0 。

结合弹塑性力学理论可计算得出第1层的压曲临界载荷:

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式中,λ=b/a(b为巷道宽);a为底板裸露长度;k为最大水平应力与最小水平应力比值。

由式(4)可知:影响底板岩层压曲临界载荷的参数概括起来主要有2类,分别是表征底板岩层力学性能的参数(E、μ)和描述底板岩层外表形态的参数(t、a、λ);底板分层厚度t、弹性模量E越大,底板岩层越不易发生压曲变形。而随着工作面的不断向前推进,二次水平应力逐渐增大,底板完整性越来越差,当达到底板岩层压曲临界载荷时底板压曲折断,以致产生滑动、剪胀等破坏形式,底鼓程度加深。

为进一步了解底板岩层压曲临界载荷px与岩层厚度t、底板裸露长度a之间的关系,取E=12.5 GPa、μ=0.3、b=4、k=1.47,代入式(4)可得:

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由式(5)不难看出:t一定时,px随a的增大而减小,且递减的速率降低,逐渐趋于平衡保持不变,这与实际中巷道走向长度越长,底板越不稳定、越容易发生底鼓的现象是一致的;a一定时,px与t呈正比例变化,且变化速率逐渐增大,这说明直接底板越厚,底板越稳定。

1.2.3 底板岩层变形过程分类

根据分析结果,结合深井巷道底板岩层力学特征,将底板岩层的变形过程分为2类:①硬岩底板,指伪底、直接底、基本底主要由比较坚硬或由完整性较好,层理、节理、裂隙不完全或不发育的岩层(如砂岩、石灰岩等)构成的底板。通常这类底板的变形过程需经历离层、剪胀、滑动、折断等阶段。②软岩底板,指主要由硬度较低或由完整性极差,层理、节理、裂隙完全发育的岩层(如炭质页岩、泥岩等)构成的底板。一般这类底板在受到采动影响时会有离层、压曲、蠕变、剪胀、滑动等变形过程[7]。

2 深井巷道底板位移监测及分析

2.1 位移监测巷道概况

某矿12091回采工作面,开采二叠系山西组下部的二1煤层,单斜构造、走向SN、倾向W、煤层倾角3°～9°、煤层厚3.1～4.6 m,底板岩石主要有泥岩、厚度不一的细砂岩、节理发育的砂质泥岩,局部有致密坚硬的硅质、泥质胶结,如图3所示。监测巷道为该工作面矩形回风巷,底板标高-635 m,地表标高762～945 m。巷道设计断面面积为12 m2,目前已有支护方式为锚网索配合工字钢联合支护,底板无支护。

2.2 巷道底板岩层位移监测方案设计

为较全面、直观反映巷道底板岩层的运移演化规律,沿巷道断面每隔0.9 m布置1个测孔,两边测孔距巷帮0.2 m,每个测孔设置5个测点,具体测点布置方式如图3所示。钻孔采用大型底板锚索机,测量仪器采用多点位移计。监测时间为50 d,每10 d读数1次,共读数5次。

2.3 巷道底板位移实测结果分析

根据巷道底板岩层的位移监测结果,分析得出底板岩层运移演化规律(图4a)。巷道开挖以后,随着暴露时间的延长,巷道底板岩层鼓起量逐渐增大,由巷道底板浅部向深部逐渐发生离层,从图4a中可看出首先发生离层的是位于第Ⅰ监测水平和第Ⅱ监测水平之间的岩层,接着Ⅱ、Ⅲ监测水平之间的岩层产生小范围离层,结合图4b、图4c、图4d可知,离层是从底板中央向巷帮方向发展的;第Ⅴ监测水平出现了负向位移,说明巷道底板岩层的零应变点存在,并介于Ⅳ、Ⅴ监测水平之间。

通过比较分析图4b、图4c、图4d可知:底板深部岩层变形量远小于浅部岩层,且底板变形量中央远大于两边;零应变点以上的岩层较下部岩层更容易产生离层现象,这与理论分析结果是一致的;随着巷道暴露时间的增加,已发生离层的岩层变形量急剧增大,并且由巷道中部向两边递减,同一离层也由中部向两边不规则发展,这与前面分析的底板刚度降低及压曲过程是一致的;离层发展到一定水平,底板岩体变化逐渐趋于稳定。

3 结论

(1)利用锚杆的“组合梁”理论,将底板岩层“装订”成一个整体,增加其相邻岩层间的黏结力,一定程度上可避免或减少锚固范围内的各底板岩层发生离层,提高底板整体的抗弯刚度,从而控制深井巷道底鼓。

(2)深井巷道底板岩层的变形过程一般需经历离层、压曲、滑移、剪胀、蠕变等阶段,底板岩层的坚硬程度不同,变形过程一般不同。

(3)深井巷道底板岩层的离层一般出现在底板零应变点之上,且由浅部逐渐向深部发展,由底板中央向两边扩展。

摘要：为对深井巷道底鼓进行有效防治,需对底板岩体变形破坏机理进行研究,掌握底板岩体运移演化规律。利用弹塑性力学理论计算了巷道底板岩层的抗弯刚度和压曲临界载荷,得出了不同底板裸露长度、不同底板厚度情况下的压曲临界载荷曲线;以滑移线场理论为基础,以煤矿现场实测数据为参考,分析了底板岩层塑性区内岩体的运移演化过程,得出了塑性区内岩体的运移路径。

关键词：底鼓,破坏机理,运移路径,抗弯刚度,临界载荷

参考文献

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[6]康红普.软岩巷道底鼓机理及防治[M].北京:煤炭工业出版社,1993.

岩体变形 篇4

1 基于修正Goodman单元的JEFM法

1.1 修正Goodman单元

Goodman单元是一种无厚度、用于模拟岩石中节点和裂隙的非连续性的特殊单元(图1)。该单元用切向刚度系数Ks和法向刚度系数Kn来表示连结单元的力学特性,能较好地反应平面单元接触面切向应力和变形的发展。但是Goodman单元在模拟受压时,在接触面两侧容易发生单元互相嵌入的现象,对收敛计算造成较大的影响[6]。加拿大Rocscience公司推出的Phase28.0软件对Goodman单元进行了修正,将节理视作一种具有切向和法向位移的弹簧,允许节理相互错动以产生切向和法向位移,从而避免了接触面法向嵌入现象的发生,保证接触面的变形协调。

1.2 节理网络有限元法

节理网络有限元法是指具有节理网络功能的有限元方法,该方法视裂隙岩体为岩块和节理组成的二元结构,对二者定义不同的本构关系和模型参数,使岩体和节理分别按照不同的强度准则发生屈服。对于节理模型,通过节理统计特征确定模型参数,从而较好地描述岩体的实际结构及破坏特征。Phase2软件中内置了强大的节理网格生成工具,可生成和组合性质不同的多组节理。现通过软件内置的平行统计节理对所研究的裂隙岩体进行建模。

2 裂隙岩体的本构关系

视裂隙岩体由岩石块体和节理裂隙两部分组成,为了考虑岩石和节理各自的地质力学特性,本文分别采用Mohr-Coluomb准则和Barton-Bandis剪切强度准则来描述岩块和节理在不同应力状态下的强度特征。Mohr-Coluomb强度准则已经广泛应用于岩体工程中,这里不再详述。

N.R.Barton通过结构面锯齿模型剪切试验发现:低法向应力时,沿结构面发生滑动破坏;高法向应力时,凸台剪断,结构面抗剪强度变成残余抗剪强度。在剪切过程中,凸台起伏形成的粗糙度以及岩石强度对结构面的抗剪强度起着重要作用,在大量试验的基础上,Barton综合考虑法向应力σn、节理粗糙度JRC和结构面抗压强度JCS的影响,提出了结构面抗剪强度公式:

式(1)中,фr为结构面残余内摩擦角,可根据潮湿风化裂隙表面和干燥未分化岩石表面的希密特回弹数确定;节理粗糙度JRC通过对典型剖面目测确定;法向力σn和结构面抗压强度JCS由实验室试验得到。

3 裂隙岩体隧道模拟计算研究

3.1 模型建立

天平铁路关山隧道断面如图2所示,洞口形式为宽6.3 m,高9 m的马蹄形,采用台阶法三阶段开挖。为了消除边界影响,模型左右边界长度分别为3倍隧道跨度,上、下边界与隧道顶、底部分别距离3倍隧道高度,对模型边界施加完全约束。岩块采用六节点三角形单元均匀分布,节理结构面分网由软件内置的平行统计节理设置。有限元计算模型的单元网格划分情况见图3。假定围岩满足Mohr-Coluomb弹-塑性本构模型,节理为Barton-Bandis本构模型[7]。由于依托工程是由兰州铁道设计院设计,因此,计算模型中岩块和节理的主要参数按他们提供的工程地质资料确定[8],如表1和表2所示。隧道所处围岩初始应力场为

3.2 计算过程

为了研究节理粗糙程度和隧道支护措施对隧道竖直沉降的影响,分别就不同岩石节理粗糙程度和隧道有无支护的情况建立多种工况,其中JRC的值分别取2,5,8,10,12,15,20和无节理状态,具体工况描述见表3。隧道支护采用锚喷支护,锚杆和喷射混凝土的单元类型和材料参数分见表4、表5。

3.3 计算结果及分析

随着隧道的开挖,围岩应力逐步释放并重新分布,图4绘出了无支护情况下,不同岩石类型中隧道在竖直方向的位移云图。从图4(a)可以看出,在节理岩体中开挖裸洞,开挖诱导下结构面扰动较大,隧道围岩变形加剧,最大沉降值达到18 cm。图4(b)表示均质岩体中裸洞的最大沉降量为8.4 cm,仅为节理岩体中沉降量的47%,这说明岩石结构面的力学性质直接影响地下工程施工的稳定性,并且该隧道在无支护状态下开挖,围岩将难以自持,掌子面发生坍塌。需要强调的是,实际隧道采用三台阶分步开挖法开挖,但是台阶法开挖对隧道沉降的影响不在本文主要讨论内容中,所以本次模拟结果均为三台阶开挖的最终结果。

从工况3开始,根据工程实际情况对隧道施加锚喷支护。当JRC值取2时,节理岩体中隧道的沉降如图5所示。可以看出,施加支护后隧道的变形量明显下降,最大沉降值仅为42 mm,说明工程采用的支护措施可以有效控制施工中围岩的变形。

在工况4~7中分别计算了不同节理面粗糙度情况下隧道的变形情况,为了直观表示出节理粗糙度对围岩沉降量的影响,图5绘出了6种工况下隧道最大沉降量的变化图。

由图6可以看出,随着岩石节理面粗糙系数JRC取值的增大,隧道的最大沉降量呈非线性减小;当JRC<8时,隧道的最大沉降量随JRC取值变化缓慢,但当JRC>8时,随着JRC值的增大,最大沉降量急剧减小。

在裂隙岩体中,由于裂隙的发育,岩石呈现出明显的非均质性和各向异性,岩体的破坏大致沿着裂隙或者软弱面发生剪切破坏,可以简单用裂隙节理的剪切强度τ来表征岩石抵抗破坏的能力。吴启红,等[9]通过对Barton-Bandis模型进行进一步的理论分析和数值模拟发现,节理粗糙系数JRC与节理剪切强度τ满足图7的关系,节理面的剪切强度随着JRC的增大呈非线性增大,且曲线斜率随JRC的增大而增大,表现为岩体的变形量随JRC值增大而减小,且变形速率逐渐增大。本次模拟结果与其研究成果较为吻合。

结合现场监测结果,该断面隧道最大沉降值为41.3 mm,对应到图6的曲线中,可以简单推算出该隧道断面岩石的节理粗糙系数JRC在8~10之间,通过简单反推得到的岩石节理参数,可以进一步用于预测该断面处岩体的变形,从而选择采取更为合理的沉降控制措施,对工程实践具有指导意义。

4 结论

(1)岩石中结构面节理的存在会显著降低岩石强度,使得隧道围岩的自承能力下降。在节理岩体中施工时,应注意根据岩体实际结构,采取相应的支护措施,保证围岩的稳定性。

(2)节理有限元法对岩块和节理分别赋予不同的本构模型,能很好地描述隧道开挖中裂隙岩体的变形行为,可以作为除等效连续介质法和离散元法以外的又一有效的裂隙岩体稳定性计算方法。

(3)Barton-Bandis准则中,节理粗糙系数JRC通常通过目测确定,现提出一种进一步确定岩石节理粗糙系数的参考方法,即将现场监测数据对应于数值计算结果中,从而反推JRC值的区间。反推出的节理参数也可以进一步用于预测岩体的变形,为节理岩体中地下工程开挖设计及支护分析提供依据。

摘要：裂隙岩体是地下工程施工中经常遇到的一类岩体,研究其变形和破坏机理是工程安全施工的保证。以天平线关山隧道工程为例,采用基于修正Goodman单元的节理网络有限元法,将裂隙岩体看作由岩块和节理、裂隙组成的二元结构,其中岩块和节理、裂隙分别采用线性Mohr-Coulomb强度准则和非线性Barton-Bandis剪切强度准则。通过有限元软件Phase~2模拟分析了隧道开挖过程中裂隙岩体的变形破坏特点以及不同工况下隧道拱顶的沉降量,并讨论了Barton-Bandis准则中节理粗糙程度(J_(RC))的取值对围岩稳定性的影响。研究方法为裂隙岩体的数值计算提供了新手段,节理粗糙度(J_(RC))的反演结果能为支护设计和加固措施提供参考依据。

关键词：裂隙岩体,节理有限元法,Barton-Bandis剪切强度准则,Phase2软件

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[8] 兰州铁道设计院有限公司.新建铁路天水至平凉线初步设计关山特长隧道说明书.兰州,2008Lanzhou Railway Survey and Design Institute Co.,Ltd.Specification of preliminary design for extra-long tunnel at Guanshan in Tianshui to Pingliang line of newly-built railway.Lanzhou,2008

岩体变形 篇5

本文在MTS815型电液伺服材料实验系统上进行砼———岩体两体力学模型的单轴循环压缩载荷试验, 初步探索两种力学模型在单轴循环压缩荷载作用下的损伤变形特点。

1 试验

1.1 制作试件

本试验所使用的砼标号均为C40, 岩石就近采用重庆地区典型的砂岩, 试件加工全部按ASTM实验规程, 制作成直径50mm, 高100mm的圆柱形试件, 如图示:

1.2 试验方法

在循环加载之前, 首先对试件进行静态全过程试验, 试验曲线作为循环试验的参照曲线, 测出四种模型的峰值载荷以定出试验的具体载荷水平, 取极限载荷的85%为Fmax, 极限载荷的30%为Fmin。1) 第一次将轴向压缩载荷以V=0.25KN/S的速率从零加载到Fmax, 再以等速率V将其卸载至Fmin, 从而完成第1次循环试验;2) 再将轴向压缩载荷从Fmin加载到Fmax, 再将其卸载至Fmin, 从而完成第2次循环试验;3) 重复不间断地进行第2步, 直至完成循环压缩试验规定的次数;4) 同种模型更换5次试件, 并改变载荷水平Fmax和Fmin及加载速率V, 重复前3次试验步骤。

1.3 结果与分析

主要分析一体两介质模型和两体两介质模型在单轴循环载荷下的σ-ε曲线得出:

1) 理论上应力减小阶段是弹性阶段, 曲线是直线段, 实际却因为砼、岩石由矿物体组成, 在变形过程中因为摩擦产生能量损耗, 形成上凹的曲线。加载过程中应力增大岩石是个体积缩小的过程, 摩擦力相对很小, 曲线略微上凸基本呈线性;应力减小过程即卸载过程岩石是个体积增大的过程, 摩擦力相对大, 曲线上凹相对明显, 形成了滞回圈。载荷初期σ-ε滞回曲线比较疏松, 曲线一直右移, 随着循环次数的增加, 塑性滞回环也越来越靠近, 曲线的偏移量越来越小, 产生的残余形变越小, 曲线趋于稳定。

2) 在相同的加载条件下 (其中一组V=0.25KN/S、Fmax=70KN、Fmin=26KN) 分析发现两体两介质模型产生的应变更大, 说明两体两介质模型的更容易产生变形。

2 结论

试件的每次加载曲线与卸载曲线形成一个塑性滞回环, 每一次循环都曲线右移产生变形, 开始σ-ε滞回曲线比较疏松, 随着循环次数的增多, 曲线变密集, 塑性滞回环越来越靠近, 越往后曲线的偏移越小, 新产生的残余形变也越小, 曲线逐渐趋于稳定;且在相同的加载条件下, 两体两介质模型产生的残余应变更大, 变形更容易。所以相同条件下, 两体两介质模型的损伤演化比一体两介质模型快, 说明两体两介质模型会更容易产生破坏。

参考文献

[1]谢和平, 陈忠辉, 周宏伟等.基于工程体与地质体相互作用的两体力学模型初探[J].岩石力学与工程学报, 2005.

岩体变形 篇6

关键词：煤柱,巷道,破坏特征

1 概述

在对工作面倾向应力分布进行的研究时, 往往考虑采空区对煤岩体的影响, 很少考虑工作面上顺槽布置位置即煤柱留设宽度对煤岩体破坏变形特征分布的影响。当煤柱宽度发生变化时, 也即当留巷位置至采空区煤体边缘的距离发生变化时, 煤柱内和巷道顶板的破坏场分布以及巷道变形将会发生相应的改变。本文采用有限差分数值计算方法建立模型进行相应计算。上顺槽断面形状设计为直角梯形, 其断面尺寸:净宽×中高=5.0m×3.0m, S净=15.0m2。在上顺槽一侧为采空区, 沿空留设护巷煤柱, 为了确定煤柱的最佳宽度, 计算过程中模拟的煤柱宽度分别为3m、5m、7m、10m、15m、20m。

2 不同煤柱宽度破坏场特征

煤柱宽度从3m变化到20m。在这个过程中煤层的破坏场以及1号工作面上顺槽周边的破坏场分布有非常明显的变化, 破坏性质也有所改变。

2.1 当煤柱宽3m时, 由于受到2号工作面开采的影响, 1号工

作面上顺槽上帮一侧发生剪切破坏, 破坏区宽3m, 下帮同样发生了剪切破坏, 破坏区贯穿了和1号工作面上顺槽相连的整个煤柱, 巷道的底板发生了塑性破坏, 破坏区贯穿了整个煤层。

2.2 煤柱宽度5m时, 煤柱内剪切破坏区贯穿整个煤柱, 但范围较小, 上顺槽底板及下帮的剪切破坏区范围均明显减小。

2.3 煤柱宽度7m时, 煤柱内剪切破坏区大范围贯穿整个煤柱, 上顺槽底板破坏区深度1.7m, 下帮剪切破坏区宽度为1.4m。

2.4 煤柱宽度10m时, 煤柱未发生完全破坏。

1号工作面上顺槽下帮破坏区宽度1.4m。底板破坏区深度增加至2.6m, 上帮破坏区宽度为3.2m, 顶板破坏区深度为2.1m, 围绕巷道周边发生零星的拉破坏。采空区边缘煤体破坏区宽度为3.8m, 煤柱中部有宽3.0m煤体未发生任何破坏。

2.5 煤柱宽度增加至15m, 采空区边缘煤体剪切破坏宽度为减小至3.

2m。围绕上顺槽周边均发生剪切破坏, 但上帮破坏程度明显大于下帮, 上帮剪切破坏宽度为2.6m, 并伴随有张拉破坏;下帮剪切破坏宽度为0.7m, 其余为塑性破坏2.0m, 煤柱中部9.1m未发生任何破坏, 2号工作面采空区对巷道的影响在逐渐减小。

2.6 当煤柱宽度为20m时, 1号工作面上顺槽周边煤体发生破坏的范围减少, 巷道上帮一侧破坏区宽度减小为2.

0m, 下帮一侧破坏区宽度减小到0.6m, 巷道与采空区之间有约14m的煤柱没有发生任何破坏, 这充分表明2号工作面的开采对1号工作面上顺槽的影响非常微小, 可以忽略。

通过不同煤柱宽度时破坏区对比可以得出, 煤柱宽度从3m变化到7m的过程中, 1号工作面上顺槽破坏程度受到2号工作面开采的影响较大, 在这个过程中1号工作面上顺槽和2号工作面采空区之间的煤柱全部发生了剪切破坏;当煤柱宽度达到10m的时候煤柱中部开始出现未破话区;煤柱宽度达到20m时候, 巷道周边煤层的破坏区明显减小, 说明2号工作面对1号工作面上顺槽的影响逐渐减小。

3 不同煤柱宽度变形特征

由于1号工作面上顺槽和2号工作面之间的煤柱宽度不同, 2号工作面的开采对1号工作面上顺槽的影响也不同, 随之引起了煤层应力场以及破坏场的分布发生变化, 与此同时位移场的分布也发生了改变。

3.1 顶板和底板位移场变化。

1号工作面上顺槽的顶板在不同煤柱宽度情况下的下沉量, 可以看出, 当煤柱宽度从3m变化到20m时, 该上顺槽顶板产生的下沉量逐渐减小。1号工作面上顺槽的底板在不同煤柱宽度下的鼓起量, 模拟结果可以看出, 巷道底板鼓起量也是随着煤柱宽度的增加而逐渐减小, 说明随着煤柱宽度的增加, 2号工作面的开采对巷道的变形影响越来越小。

3.2 两帮位移场变化。

从1号工作面上顺槽两帮的水平位移情况可以看出由于1号工作面上顺槽的下帮距离2号工作面较远, 受2号工作面开采的影响, 煤柱宽度为3m时水平位移值最大, 煤柱宽度为20m时, 水平位移值最小, 下帮的水平位移随煤柱宽度的增加逐渐减小, 受2号工作面开采的影响越来越小;1号工作面上帮距离采空区较近, 煤柱宽度为7m时, 上帮的水平位移值最大, 煤柱宽度5m时, 位移值其次。

3.3 不同煤柱宽度下巷道位移极值的变化趋势为:

顶板下沉量、底板鼓起量和下帮的水平位移值均随着煤柱宽度的增加而逐渐减小, 上帮水平位移值随煤柱宽度的增加呈现先增大后减小的趋势, 煤柱宽度为7m时达到最大值。

4 结论

煤柱的稳定是确保沿空留巷稳定的前提, 根据不同煤柱宽度时煤柱内破坏场分布的规律, 可对不同宽度煤柱护巷时的巷道稳定性做出合理的判断。可将沿空留巷系统的控制变量煤柱宽度划分为四个区域对其稳定性进行评价。对于本文所述工作面地质条件下的沿空留巷系统, Ⅰ区范围约为5m以下, Ⅱ区范围约为5m~10m, Ⅲ区范围约为10m~20m, Ⅳ区范围为20m以上。其中Ⅰ区和Ⅲ区为稳定性较差区域, Ⅱ区和Ⅳ区为稳定性较好区域。因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽度时, 并不是煤柱越宽越稳定, 因为在顶板应力峰值位置发生突变的煤柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区域, 在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内。当然在该区域以外, 随着煤柱宽度的增加沿空留巷系统的稳定性会提高, 但这不利于提高煤炭资源的利用率, 因此合理的护巷煤柱宽度应选择在Ⅱ区域内。

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]孙恒虎, 赵炳利.沿空留巷的理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社, 1993.

[3]柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.

[4]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

岩体变形 篇7

大砾岩山—骆驼山—官地岩性同岩体侵位关系及构造变形研究主要从以下几方面进行阐述:

1 地层

大砾岩山—骆驼山—官地一带出露地层主要有新太古界官地杂岩, 蓟县系雾迷山组、洪水庄组、铁岭组, 青白口系下马岭组、长龙山组、景儿峪组, 下寒武统府君山组、下中寒武统馒毛组、中上寒武统徐庄组-张夏组-黄院组, 下奥陶统马家沟组, 中-上石炭统本溪组、太原组, 下二叠统山西组、杨家屯组 (如图1) 。

区域上盖层代表性剖面为八角寨-拴马庄、黄院东山梁、太平山南坡, 接触关系主要为整合接触和平行不整合接触, 说明这套岩层在岩浆侵位之前没有受到构造应力作用的影响。

2 侵入岩及接触变质

2.1 岩性及分布

石英闪长岩:主要分布于东山口村以北第一采石场一带及官地西北一带, 出露面积大。灰白色、中细粒结构、块状构造, 主要矿物有:钾长石, 肉红色、自形—半自形、玻璃光泽、聚片双晶、含量为10%, 斜长石, 灰白色、自形—半自形、玻璃光泽、聚片双晶、含量为55%, 角闪石, 黑色、半自形长柱状、玻璃光泽、含量12%, 黑云母, 褐色、自形—半自形、金刚光泽、含量为10%, 石英, 烟灰色、它形、玻璃光泽、定向排列、含量为10%, 其他, 3%。发育层节理, 并有浅色侵入岩脉。

花岗闪长岩:主要分布于官地北部, 出露面积广。灰白色、中粗粒结构、块状构造, 主要矿物有:钾长石, 肉红色、自形—半自形、玻璃光泽、聚片双晶、含量为20%, 斜长石, 灰白色、自形—半自形、玻璃光泽、聚片双晶、含量为35%, 角闪石, 黑色、半自形长柱状、玻璃光泽、含量8%, 黑云母, 褐色、自形―半自形、金刚光泽、含量为7%, 石英, 烟灰色、它形、玻璃光泽、定向排列、含量为22%, 其他, 2%。

闪长玢岩:主要分布于大砾岩山北坡, 斑状结构、斑晶主要为斜长石, 块状构造, 此处风化作用强。

煌斑岩:主要分布于大砾岩山附近, 灰白色、煌斑结构、块状构造、此处风化作用强。

2.2 侵位关系

大砾岩山北坡小路旁有岩体侵位 (如图2) , 此为一浅成像的闪长玢岩脉, 宽10米左右, 近东西方向展布, 沿断层带贯入。

骆驼山—一条龙一带发育较多变质分带现象。在羊屎沟见热接触变质带证据, 沿北东—南西向岩性依次为石榴石云母片岩、红柱石云母片岩、炭质板岩, 变质程度依次减弱。

骆驼山北坡铁岭组的白云岩大理岩化, 骆驼山南坡府君山组的大理岩, 原岩为灰岩, 均受到热接触变质作用控制。

2.3 侵位时代

Y 7 t燕山期:燕山运动深断裂发生发展早于各期岩浆活动, 控制岩浆侵位。

太平山地区:岩浆活动晚于三叠纪, 前三叠纪地层遭受变质变形改造。

侏罗纪:岩浆侵入晚于中侏罗世, 北岭侏罗纪火山碎屑物成煤后遭受岩浆侵入, 产生接触变质煤层被破坏和改造。

3 构造变形样式

3.1 褶皱

(1) 羊屎沟一带铁岭组、下马岭组发生褶皱。

(2) 三不管沟一带中上寒武统地层发育小褶皱。

(3) 大砾岩山顶部三好砾岩由于受到闪长玢岩侵位的影响导致温度升高、能干性降低、经过缓慢的变形形成褶皱 (如图3) 。

(4) 太原组发育不对称褶曲。

3.2 断层、节理

(1) 羊屎沟一带铁岭组-下马岭组界线, 为断层接触 (图4) 。

(2) 闪长玢岩沿断层呈岩墙状侵位。岩浆侵位前受到构造应力的影响产生断层及节理, 断层与张节理所夹的锐角指向节理所在盘的运动方向 (如图5) 。

(3) Y字形断裂, 燕山时期发育的“Y”字形断层。

4 结论

4.1

岩浆侵位前, 区域性构造如房山穹窿、太平山向斜、164背斜等可能已经存在, 以区域收缩为主, 受区域构造应力作用产生断层及节理。

4.2

同侵位时岩浆沿房山穹窿内张性断层底劈式贯入, 导致围岩发生韧性变形或变质, 以区域伸展为主。

4.3

岩浆侵位后, 剥露过程中, 构造现象由韧性向脆性变形转变。

摘要：房山岩体是现今研究的热点之一, 通过对大砾岩山-骆驼山-官地一带地质调查, 进一步归纳了房山岩体侵位前后的变形变质序列。

关键词：岩性特征,岩体侵位,构造变形,侵位时代

参考文献

[1]王根厚, 颜丹平, 王果胜, 等编.周口店地区地质实习指导书[M].北京:地址出版社.2006

[2]赵越, 崔盛芹, 郭涛, 等著.北京西山早中侏罗世煤田岩浆活动特征及其与聚煤作用的关系

[3]赵越, 崔盛芹, 郭涛, 等著.北京西山侏罗纪盆地演化及其构造意义