矿山压力与岩层控制教案.doc

绪 论1 矿山压力与岩层控制学科的概念矿山压力：由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力定义为矿山压力，在相关学科中也称为二次应力、或工程扰动力。矿山压力显现：在矿山压力作用下，会引起各种力学现象，如岩体的变形、破坏、塌落，支护物的变形、破坏、折损，以及在岩体中产生的动力现象。这些由于矿山压力作用，使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象，统称为矿山压力显现。矿山压力控制：所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法，均叫做矿山压力控制。2 采矿工业要求发展矿山压力及岩层控制学科2.1 生态环境保护 岩层控制理论为实现保水采煤，完善条带开采和充填技术，进行井下矸石处理和有效抽放瓦斯奠定理论基础。2.2 保证安全和正常生产岩层控制理论和技术为大幅度降低顶板事故做出了突出贡献。边坡稳定性研究使边坡设计既能达到经济上可采纳的陡度，又足以维持安全的缓度。巷道围岩控制理论和技术为合理支护各种巷道成为可能。2.3 减少资源损失矿柱是造成地下资源损失的主要根源。通过对开采引起的围岩应力重新分布规律的研究，推广无煤拄护巷和跨越巷道开采等技术措施，不仅显著减少资源损失，还有利于消除因矿柱存在引起的灾害和对采矿工作的不利影响。2.4 改善开采技术 自移式液压支架的应用实现了采煤综合机械化。巷道可缩性金属支架和锚喷支护的应用改变了刚性、被动支护巷道的局面。同时，采场、巷道围岩稳定性分类为合理选择支护型式、支护参数提供科学依据。2.5 提高经济效益围岩结构稳定性分类、稳定性识别、矿压显现预测、支护设计、支护质量与顶板动态监测、信息反馈直至确定最佳设计的一整套理论、方法与技术有助于创造采矿工业的良好的社会效益和经济效益。3 矿山压力与岩层控制学科属性与特色3.1 采矿工程岩体结构的本质与地面工程结构不同，地下工程围岩既是一种载荷，也是一种结构，施载体系和承载体系之间没有明显界限。采场上覆岩层形成结构，结构的形态及稳定性不仅直接影响到采场，也将影响到开采后上覆岩层运动的形态及地表塌陷形状。3.2 采矿工程的移动特性 其它地下工程中硐室或隧道基本是固定的永久性的，采矿工程中采场是不断移动的，采场本身是一个依据矿物埋藏规律而不断运动的空间。3.3 采矿工程中围岩的大变形和支护体的可缩特征 采矿工程过程中由于采场空间较大，作业地点常在地下几百米至几千米深处，在矿山压力作用下，巷硐围岩处于破坏状态。采矿过程中架设的人工支护着眼于利用围岩的残余强度，促进已破坏的围岩形成自稳结构。软岩矿井中，巷道围岩不可避免地进入塑性状态，巷道支护允许巷道围岩出现稳定的塑性区，严格控制非稳当塑性区的扩展。3.4 采矿工程中的能量原理和动力现象冲击地压、顶板大面积来压、煤与瓦斯突出以及矿震都是采矿工程中的动力现象，其中冲击地压、顶板大面积来压属于压力矿山及其控制学科的研究范畴。冲击地压是岩体突然破坏的动力现象，冲击地压发生机理极为复杂。从能量转化的确角度，导致“矿体围岩”系统非稳定状态突然失稳破坏。冲击地压、顶板大面积来压是矿山压力的一种特殊显现形式。4 矿山压力与岩层控制学科的基本内容和发展阶段4.1 早期认识、研究阶段 采矿工业是基础工业，我国是世界上采矿最早的国家之一。明代末年出版的天工开物一书中，已记述了矿山压力的危害性，欧洲国家对矿山压力的认识开始于15世纪。19世纪后期到20世纪，开始利用比较简单的力学原理解释出现的一些矿山压力现象，有代表性的是提出“压力拱假说”和岩石坚固性系数f。20世纪30年代至50年代，使用弹性理论研究矿山压力问题。4.2 近代发展阶段 自50年代矿山压力与岩层控制学科建立以来，理论研究与工程实践两方面都取得长足进展。4.2.1 采场围岩控制理论与实践的发展（1）采场上覆岩层“砌体梁”结构力学模型及“关键层理论”60年代初至70年代末，提出上覆岩层开采后呈“砌体梁”式平衡的结构力学模型，为采场给出了具体的边界条件，也为论证采场矿山压力控制参数奠定基础。在此基础上，提出岩层断裂前后的弹性基础梁力学模型及各种不同支撑条件下板的力学模型，为老顶来压预报提供理论依据。对坚硬岩层承受载荷及变形规律的分析，导致“关键层”理论的研究，由此可以进一步修正采场来压规律，判断上覆岩层内部裂隙分部、离层区位置和识别对地表破坏起主导作用的岩层。（2）“砌体梁”平衡的关键块研究及“SR”稳定在“砌体梁”结构研究的前题下，重点分析关键块的平衡关系。这项研究主要提出砌体梁关键块的滑落与转动变形失稳条件即“SR”稳定条件。（3）采场支架围岩关系研究及整体力学模型的建立“支架围岩”关系的研究体现在单体支柱工作面顶板事故的防治，液压自移支架的架型、合理支护阻力，防治液压自移支架端面顶板的冒落。在中厚煤层开采的采高条件下，一直视直接顶为“似刚体”，影响支护参数选择的主要观点是“PL”类双曲线关系，即支架工作阻力与顶板下沉量的关系曲线。（4）采场矿山压力与支护质量监测 采矿工程环境恶劣，地质条件复杂多变，及时地进行监测是采场进行安全生产的根本保证。4.2.2 巷道围岩控制理论与实践的发展（1）巷道布置改革及无煤柱护巷技术 我国在采准巷道矿压理论指导下，形成了完善的巷道合理布置系统。在分析开采引起的围岩应力重新分部规律的基础上，研究沿空巷道一侧煤柱边缘带的应力重新分部和支架与围岩关系，掌握无煤柱护巷机理，推进无煤柱护巷技术。同时，发展整体浇注式巷旁充填技术，为沿空留巷的扩大应用开辟了广阔前景。（2）研究巷道支架与围岩关系采用先进支护技术 研究巷道支架的合理性能和结构形式，既能有效地抑制围岩变形，又能与围岩变形相互协调，减少支架损坏和改善巷道维护。为此，研制了适用于不同条件的U型钢、工字钢结构可缩性支架，完善了辅助配套设施，发展了支架壁后充填。（3）软岩巷道围岩控制理论与实践的发展 自70年代以来，有计划地开展软岩巷道支护技术科技攻关。对软岩巷道围岩控制的基础理论、软岩的岩性分析及工程地质条件、围岩变形力学机制、巷道支护设计、施工工艺及监测进行全面系统研究。针对软岩的类别和变形力学机制，发展了锚喷网支护技术、U型钢支护壁后充填技术、防治底臌封闭支护技术、围岩爆破卸压和注浆加固技术。（4）巷道围岩控制设计决策及支护质量与顶板动态监测 依据巷道围岩稳定性分类及巷道支护形式与合理支护参数选择专家系数，预测巷道围岩稳定性类别、预计围岩移近量、选择支护型式、确定支护参数。实行巷道支护质量与顶板动态全过程监测，通过施工过程中的现场监测、信息反馈、不断修正支护设计和调整支护参数。使巷道围岩控制逐步由经验判断和定性评估向定量分析和科学管理转化。5 矿山压力与岩层控制学科研究方法5.1 理论研究（1）解析分析方法 通过力学模型，利用平衡条件、本构方程、变形条件、破坏判据和边界条件求解其应力、变形和破坏条件。（2）数值分析方法 包括有限元法、差分法、边界元法、结构单元法等，这类分析主要给出应力和应变分布，以及应力、位移、速度等特征值。（3）模糊分析、概率分析、随机分析、灵敏度分析、趋势分析等方法（4）近代数学、力学和计算机科学方法。近年来，许多学科如断裂力学、损伤力学、分形几何、分叉、混沌、突变理论等，渗透到矿业科学领域，推动矿山压力与岩层控制学科的发展。5.2 实验室试验（1）岩石物理力学性质研究，包括岩石抗压、抗拉、抗剪变形性质试验；岩石流变试验、三轴试验和利用刚性压力机进行岩石变形破坏全过程的试验。(2) 利用相似材料模型进行模拟研究，在平面模拟实验装置基础上，进一步发展立 体模拟实验台。也可利用光弹性模型进行模拟研究。(3) 在实验室条件下研究支架的整体性能和有关参数，建成具有先进水平的大型自移式液压支架试验装置，卧式和立式，单架及多框架多功能巷道支架试验台。5.3 现场监测 采场主要监测顶底板移近量、支架阻力、活柱下缩量和顶板破碎度；巷道主要监测顶底板移近量、支架变形、围岩应力分布和岩层内部移动规律。采用微震仪、地质雷达、电磁幅射监测仪、可弯曲光导纤维岩层窥视仪、红外线钻孔探测摄像仪等观测仪表。6 矿山压力与岩层控制学科研究和发展方向(1) 采场矿压理论与控制体系，包括岩层控制的关键层理论、放顶煤高产高效开采技术和高产高效开采故障诊断技术与保障系统；(2) 巷道矿压理论与控制技术，包括采动影响巷道矿压理论、煤巷锚杆支护技术、围岩注浆加固及充填技术和巷道底臌控制技术；(3) 开采新方法、新工艺和新技术，包括煤炭地下气化、“三下”环保开采、地热的开发利用等；(4) 矿井深部开采和高地应力引起的冲击地压的预测和预报。矿山压力及岩层控制学科有自己专门研究的课题，有自己专门的技术和方法，有自己的理论，已经形成为矿业科学中一门独立的分支学科。矿山压力与岩层控制学科将紧密结合煤炭工业可持续发展中所面临的重大科学技术问题，形成矿井高产高效开采综合监测与保障系统、矿山开采新理论与新方法以及在深井、高应力等复杂地质条件下的矿山开采和围岩控制理论与技术新体系，以确保实现矿井持续高产高效开采和安全生产以及煤矿的绿色开采，为逐步形成完整的适合我国采矿工业实际情况的矿业科学体系做出贡献。第一节 岩石的基本物理性质一、岩石的基本概念岩石是组成地壳的基本物质,由各种造岩矿物或岩屑在地质作用下按一定的规律组合而成。岩石是指从岩体中取出的，但其尺寸却不大，有时称为岩块。岩石按不同的标准可分为不同类型，常见的分类有：（1）按岩石成因可分为岩浆岩、沉积岩和变质岩三大类。（2）按岩石固体矿物颗粒间的结合特征，可分为固结性、粘结性、散粒状和流动性岩石四大类。（3）按岩石的构成特征，可以区分岩石的结构和岩石的构造。岩石的结构是决定岩石组织的各种特征（如矿物颗粒的组成成分、结晶程度、形状和大小以及它们之间的连接状况等）的总合；而岩石的构造则指岩石中组成成分的空间分布以及他们相互间的排列关系，如整体构造，多孔状构造和层状构造。（4）按岩石的力学强度和坚实性，可分为坚硬岩石和松软岩石。工程中常把饱水状态下单压强度大于10MPa的岩石称为坚硬岩石；而把低于该值的岩石称为松软岩石。二、岩石的质量指标 （一）岩石的比重 岩石的比重是指岩石固体部分的实体积（不包括空隙体积）重量与4时同体积水重量和岩石固体部分实体积的比值。其表达式为 （1-1）式中 岩石的比重； Gd绝对干燥时岩石固体实体积的重量，kN； Vc 岩石固体部分实体积，m3； 水的容重，4时等于10（kN/m3）；岩石比重取决于组成岩石的矿物比重，与岩石的空隙和吸水多少无关，且随岩石中重矿物含量的增多而增大。煤矿中常见的岩石比重见表1-1。（二）岩石的密度和容重岩石的密度是指单位体积的岩石（包括空隙体积）质量，表达式为 （1-2）式中 岩石的密度，kg/m3； M 岩石的质量，kg；V 岩石的体积，m3。 岩石的密度与组成岩石矿物密度、空隙和吸水多少有关。根据岩石试样含水状态不同，岩石的密度可分为天然密度、饱和密度和干密度三种，前两种一般称为岩石的湿密度。天然密度是指岩石在天然含水状态下的密度；饱和密度（）是指岩石在吸水饱和状态下的密度；干密度（）是指在105110下干燥24h后的密度。 煤矿中常见的岩石密度见表1-1。岩石的容重是指单位体积（包括空隙体积）内岩石的质量所受的重力（kN/m3）。为便于计算，工程实践中,可根据岩石的密度换算出岩石的容重，其公式为 (1-3) 式中 岩石的容重，kN/m3；重力加速度，kN / kg；岩石的密度，kg/m3。三、岩石的体积指标 （一）岩石的孔隙性岩石的孔隙度指岩石中各种孔洞、裂隙体积的总和与岩石总体积之比，也称孔隙率 （1-4）式中 n岩石的孔隙率，%； V0 岩石中孔隙的总体积，m3； V岩石的总体积，m3。 岩石的孔隙比指岩石中各种孔洞和裂隙体积的总和与岩石内固体部分实体积之比，可表示为 （1-5）式中 岩石的孔隙比； 岩石内各种孔洞和裂隙体积的总和，m3； 岩石内固体部分实体积，m3。孔隙比与孔隙度之间的关系为 （1-6）一般孔隙率愈大，岩石中孔隙和裂隙就愈多，岩石的密度和强度愈低，同时使塑性变形和渗透性增大。煤矿中常见岩石的孔隙率和孔隙比见表1-1。 表1-1 煤矿中常见岩石的比重、密度、孔隙率以及孔隙比岩石种类砂 岩页 岩石 灰 岩板 岩煤比重2.602.752.572.772.482.85密度（kg/m3）（22.6）×103（22.4）×103（2.22.6）×103（1.21.4）×103一般（1.31.35）×103孔隙率（%）33010355200.11.0孔隙比0.0310.4290.1110.5380.0530.250.0010.0101 （二）岩石的碎胀性和压实性 岩石的碎胀性指岩石破碎以后的体积比之前体积增大的性质。常用岩石的碎胀系数来表示，即岩石破碎后处于松散状态下的体积与岩石破碎前处于整体状态下的体积之比，其表达式为 （1-7）式中 KP岩石的碎胀系数； V' 岩石破碎膨胀后的体积，m3； V 岩石处于整体状态下的体积，m3。煤矿中常见的岩石的碎胀系数见表1-2。表1-2 煤矿中常见岩石的碎胀系数和残余碎胀系数岩石种类碎胀系数残余碎胀系数砂1.061.151.011.03粘 土<1.21.031.07碎 煤<1.21.05粘土页岩1.41.10砂质页岩1.61.81.11.15硬 砂 岩1.51.8岩石的压实性可用残余碎胀系数（）来表示，即压实后的体积与破碎前体积之比，煤矿中常见岩石残余碎胀系数见表1-2。破碎岩石被压实的程度与岩石本身的物理力学性质、外加载荷及破碎后经历的时间有关。四、岩石的水理性质 （一）岩石的透水性岩石能被水透过的性能称为岩石的透水性，其原因是岩石中存在大量的孔隙和裂隙，且大多数相互连通，在一定压力作用下，岩石孔隙和裂隙中的地下水就可以在岩石中通过（渗透）。衡量岩石透水性的指标为渗透系数。由于目前对于水在岩石中的渗流规律还不完全清楚，其研究方法也不够完善，通常近似其服从达西（Darcy）定律。按此规律，渗透系数的表达式为 （1-8）式中 K渗透系数，m/s； Q单位时间内的渗水量，m3/s； A渗透面积，m2； I 水力坡度。煤矿中常见岩石的渗透系数见表1-3。表1-3 煤矿中常见岩石的渗透系数岩石种类渗透系数（m/s）备注泥 岩10-4现 场测 定粉 砂 岩10-910-8实验室测定细 砂 岩2×10-7实验室测定坚硬砂岩4.4×10-53.9×10-4砂岩或多裂隙页岩>10-3致密的石灰岩<10-10有裂隙的石灰岩24 （二）岩石的软化性 岩石的软化性是指岩石浸水后其强度降低的性质，通常用软化系数表示水对岩石强度的影响程度，即水饱和岩石试件的单轴抗压强度与干燥岩石试件单轴抗压强度之比 （1-9）式中 岩石的软化系数； 水饱和岩石试件的单轴抗压强度，MPa； 干燥岩石试件的单轴抗压强度，MPa。 煤矿中常见岩石的软化系数见表1-4。表1-4 煤矿中常见岩石的软化系数岩石种类干试件抗压强度（MPa）水饱和试件抗压强度（MPa)软化系数粘 土 岩20.357.82.3531.20.080.87页 岩55.8133.313.473.60.240.55砂 岩17.1245.85.6240.60.440.97石 灰 岩13.1202.67.6185.40.580.94 （三）岩石的膨胀性和崩解性岩石的膨胀性是指软岩浸水后体积增大和相应地引起压力增大的性质。岩石遇水膨胀的特性可用膨胀应力和膨胀率这两个指标来表示。岩石的崩解性是指软岩浸水后发生的解体现象，用耐崩解性指数表示，即岩样在承受干燥和湿润两个标准循环之后，岩样对软化和崩解作用所表现出的抵抗能力。它直接反映了岩石在浸水和温度变化的环境下抵抗水侵蚀作用的能力。（四）岩石的吸水性和抗冻性岩石的自然吸水率是试件在常温常压下吸入水分的质量与试件的干质量之比，如不专门指明，岩石的吸水率即指自然吸水率，其表达式为 （1-10）式中 岩石的（自然）吸水率Mw 岩石试件在大气压力下吸入水分的质量，kg；Md 岩石试件干燥时的质量，kg。岩石的饱和吸水率是试件在真空、加压（一般为15MPa）条件下吸入水分的质量与试件的干质量之比，简称饱水率，即 （1-11）式中 岩石的饱和吸水率； 岩石试件的饱和吸水后的质量，kg。饱水系数则是指岩石的吸水率与饱水率之比，即为 （1-12）式中 J饱水系数，一般（0.50.8）。岩石的吸水率见表1-5。表1-5 几种岩石的吸水率岩石种类花岗岩砂岩页岩石灰岩板岩吸 水 率0.10.920.2012.191.83.00.104.450.100.95岩石的抗冻性是指岩石抵抗冻融破坏的能力，常用的评价指标有岩石的抗冻系数和质量损失率。岩石的抗冻系数是指岩石冻融试验后的干抗压强度与之前的干抗压强度之比，即 （1-13）式中 岩石的抗冻系数； 冻融前岩石干抗压强度，MPa；冻融后岩石干抗压强度，MPa。 岩石冻融前后干试件的质量差与冻融前干试件的质量之比，称为岩石的质量损失率，即 （1-14）式中 岩石的质量损失率； 岩石试件冻融前的质量，kg；岩石试件冻融后的质量，kg。五、岩石的热性和电磁性 （一）岩石的容热性 岩石的容热性指岩石进行热交换时所吸收热量的能力，用岩石的比热（C）和容积热容（CV）表示。 （二）岩石的电磁特性岩石的导电性是指岩石介质传导电流的能力，常用电阻率或电导率来表示。 岩石的磁性包括感应磁性及剩余磁性，前者指岩石被现代地磁场磁化而产生的磁性，后者则指岩石形成过程中被当时地磁场磁化所保留下的磁性。感应磁化强度和剩余磁化强度是表征这两种磁性强弱的常用指标，其二者之和可反映岩石所具有的总磁性，称为总磁化强度。第二节 岩石的强度和变形特性一、岩石变形性质的类别及其指标（一）岩石变形性质的类别岩石的变分为弹性变形、塑性变形和粘性变形三种。岩石的弹性是指岩石在外力作用下产生变形，当撤去外力后岩石变形能完全恢复到其原始状态的性质，随岩石性质的不同可分为三种不同的弹性特征（见图1-1）图 1-1岩石的不同弹性类型a线弹性；b完全弹性；c滞弹性1加载过程；2卸载过程线弹性 应力-应变关系呈直线关系；完全弹性应力-应变关系不是直线关系，卸载时应力应变沿原来曲线返回原点；滞弹性应力-应变关系为曲线关系、无残余变形，但卸载时应力应变沿另一条曲线返回原点。理想的岩石塑性变形应力-应变关系曲线如图1-2a所示。应变硬化（图1-2b）。图 1-2 塑性变形应力应变关系曲线图1-3为一般岩石的变形曲线，从中可看出，在外力达到屈服应力时，开始卸载初期，应力-应变曲线比较陡，但当卸载接近结束时则较平缓，甚至当完全除去应力后，还有部分变形恢复，此即弹性后效现象。图1-3 一般岩石变形曲线（二）岩石变形指标泊松比是指岩石在单轴压缩条件下横向应变和轴向应变的比值，也称横向变形系数，其表达式为 （1-16）式中 岩石的泊松比；、岩石试件的横向应变和轴向应变。（1）当岩石在单向受压条件下，其轴向应力-应变曲线呈直线时（见图1-4），其弹性模量的表达式为 （1-17）式中 岩石的弹性模量，kPa；轴向应力-应变曲线上任一点的轴向应力，kPa；对应于的轴向应变。图 1-4 轴向的应力-应变为直线时岩石的弹性模量（2）当其轴向应力-应变曲线为非线性关系时，则有三种弹性模量的定义（如图1-5），即图 1-5 岩石的各种模量的确定初始模量：曲线过原点的切线斜率，即 （1-18）切线模量：曲线上某一点M的切线斜率，即 （1-19）割线模量：曲线上某一点M的纵横坐标之比，即 （1-20） （3）当岩石在受力后既有弹性又有塑性变形时（如图1-3），用岩石的变形模量来表征其总变形， （1-21）式中 岩石的变形模量；应力；分别为岩石的瞬时弹性、后效弹性、塑性应变。通常用体积应变V即体积改变量V与原体积V的比值，又称为体积改变率来表征体积的变化 （1-22） 容变弹性模量，其表达式为： （1-23）煤矿中常见岩石变形指标值如表1-6所示。表1-6 煤矿中常见岩石的变形指标岩石种类弹性模量E（MPa）泊松比压缩拉伸平行层理垂直层理平行层理平行层理垂直层理花 岗 岩石 灰 岩砂 岩砂质页岩泥质页岩粘 土煤58.8×10326.3×10336.7×10335.6×10324.5×1030.3×103(9.819.6)×10358.8×10328.4×10339×10323.7×10314.7×10321.6×10325.5×10336.3×10312.7×10310.8×1030.050.250.160.270.120.250.150.390.10.50.050.250.190.390.140.200.160.10.480.10.5二、岩石的抗剪强度岩石的抗剪强度是指岩石抵抗剪切破坏的极限强度（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。根据剪切试验时加载方式的不同，可分为抗切强度、抗剪强度和摩擦强度三种。 岩石的抗切强度是指剪切面上不加法向载荷，而只在水平方向施加剪切力直到岩石剪断为止（如图1-6a所示）。此时，抗切强度（纯剪强度）等于剪切破坏面上岩石的粘结力C。 岩石试样在一法向压应力作用下，并且在水平方向施加一能抗剪切滑动的最大剪应力，这就是岩石的抗剪强度（如图1-6b所示）。 岩石的摩擦强度是指岩石试件内已经有断裂面存在时，在某一法向压应力和水平方向施一剪切力的作用下能够抵抗的最大剪应力（如图1-6c所示）。此时由于岩石试件已被剪断（即岩石试件粘结力C=0），仅由于内摩擦力而起抵抗外力的作用，故称为摩擦强度，又称残余抗剪强度。用这种方法得出的强度指标称为重剪强度（图1-6d）。图 1-6 岩石剪切试验不同加载方式及强度特征a抗切试验；b抗剪断试验；c摩擦试验；d重剪试验测定岩石抗剪强度的试验可分为现场试验及室内试验两类。目前室内岩石抗剪强度的测定，普遍采用锲形剪切仪来测定岩石的抗剪断强度的锲形剪切试验，又称为倾斜压模法。 （1-25）式中 试件剪切破坏面的面积，cm2。、作用在剪切破坏面上的剪切力和正压力，kN； 图 1-7 岩石的抗剪断应力-应变曲线以不同的角度（45º65º）进行试验，分别按式（1-25）可求出相应的一组和值，于是可在-坐标系上作出反映岩石发生剪切破坏时的关系曲线（如图1-7）。 （1-26）式中 岩石抗剪断内摩擦系数； c岩石的粘结力（内聚力）。 煤矿中几种常见岩石的c和值见表1-7所示。表1-7 煤矿中常见岩石的粘结力（内聚力）和内摩擦角岩石种类内聚力（MPa）内摩擦角花 岗 岩13.7494060石 灰 岩3.439.23550砂 岩7.839.23550砂质页岩6.846页 岩2.929.42035煤19.81640三、岩石的单轴强度及变形特性 岩石的单轴强度根据作用在岩石试件上力的方向分为单轴抗压强度(uniaxial compressive strength,简称UCS)和单轴抗拉强度（tensile strength）。 （一）岩石的单轴抗压强度及变形特征 岩石的单轴抗压强度是指岩石试件在无侧压且只受轴向荷载作用下，所能承受的最大压应力。煤矿研究岩石分类、确定破坏准则等时常采用这个指标，是目前地下工程中使用最广的岩石力学性质参数。 岩石的抗压强度一般在实验室压力机上进行加压试验测定。试件一般采用直径5cm、高径比为2，沿试件各截面的直径误差不大于0.3mm以及两端面的不平行度不超过0.05mm的圆柱体，并且试验时压力机以0.51.0MPa/s的速度加载，直到试件破坏。 （1-27）式中 岩石单轴抗压强度，MPa； P岩石试件破坏时的荷载，kN； A岩石试件的横断面面积，。岩石的抗压强度受岩石性质、岩样形状和大小以及测试方法、加载速度等的影响。一般，岩石中高强度的矿物含量越多，孔隙度越小，试件尺寸越小，则其抗压强度越大。煤矿中常见岩石单轴抗压强度见表1-8所示。表1-8 我国煤矿常见岩石的强度岩石种类单轴抗压强度（MPa）单轴抗压强度（MPa）抗剪强度（MPa）砂岩类细砂岩中砂岩粗砂岩粉砂岩103.914385.7133.356.8123.536.354.95.517.66145.411.61.32.417.453.413.336.512.430.46.8611.5砾岩类砂砾岩砾 岩6.9121.580.4942.89.7411.76728.86.626.4页岩类砂质页岩页 岩39.290.218.639.23.911.82.75.420.629.915.623.3灰岩类石灰岩52.9157.87.713.89.830.4煤4.94924.91.0816.2岩石单轴加压条件下的应力-应变全程曲线可表征岩石试件的单轴抗压变形特性。（如图1-8所示）。（1）全程应力-应变曲线的划分O-A段，原始空隙压密阶段，岩石的应力-应变曲线呈上弯形。此阶段的变形模量较小，且不是一个常数。A-B段，线弹性阶段，岩石的应力-应变曲线呈直线形。 B-C段，弹塑性过渡段，岩石的应力-应变曲线从B点开始偏离直线，当应力达到0.6时，岩石内开始有微破裂不断产生，岩石的体积由压缩转向膨胀。对应于曲线上C点的应力值称为屈服极限。C-D段，塑性阶段，当应力超过屈服应力后接近0.95时，岩石破裂速度加快，岩石的应力-应变曲线继续向左上方延伸，岩石的体积膨胀加速，变形也随应力增长迅速，直到D点破坏。相应于D点的应力值称之为岩石的强度极限（），或峰值强度。D点以后，破坏阶段。普通材料力学试验机得不到D点以后应力-应变曲线。而刚性试验机（刚性压力机）的出现则使D点之后 的岩石崩溃得到控制。D点以后的曲线说明，岩石破坏后并非完全失去承载力，而是保持一较小的值，相应于曲线E点所对应的应力值称为残余强度。D点以后的峰后区表现出应变软化特性。图 1-8 岩石的应力应变全程曲线（2）岩石单轴受压应力-应变曲线的分类由于岩石种类众多且其组成物质和组织结构特性的不同，在岩石受压变形中，有的岩石塑性变形明显，有的则是弹性变形明显。根据大量的试验，单轴受压条件下岩石的应力-应变曲线大体可以归纳为以下四种类型（见图1-9），即直线型曲线：主要反映有明显弹性特性的岩石，且大部分有很大的脆性，如石英岩等坚硬岩石。下凹型曲线：也称弹塑性曲线，主要反映具有明显塑性的岩石变形，石灰岩为其代表性岩石。上凹型曲线：主要反映具有较大孔隙但又较坚硬岩石的变形特性，如片麻岩。S型曲线：表征多孔且具有明显塑性岩石的变形特性，实质是上弯型和下弯型的组合，如大理岩。图 1-9岩石在单向压力下的应力应变曲线类型（二）岩石的单轴抗拉强度及变形特性 目前主要用劈裂法（巴西法）来测岩石的抗拉强度（如图1-10），用直径5cm和厚2.5cm的圆盘形试件，使其承受径向压缩荷载直到破坏，求出岩石的抗拉强度，又称做径向压裂法。 （1-28）式中 试件破坏时的劈裂荷载，kN；、试件的直径和厚度，cm。图 1-10劈裂法试验示意图1承压板；2试件；3钢丝四、岩石在三轴应力作用下的强度及变形特性三轴等应力试验的应力组合方式为，主要研究是围压（）对岩石的强度、变形以及破坏的影响。三轴不等应力试验的应力组合方式为，主要研究对岩石的强度、变形以及破坏的影响。岩石在三轴等压缩应力作用下的强度及变形特性，试验时先对试件施加侧向压力，达到预定值后保持不变，然后施加轴向载荷直到试件破坏。试件在某种围压下三轴抗压强度（）的表达式为 （1-29）式中 试件破坏时轴向载荷，kN；试件的初始横截面积，2。煤矿中常见的几种岩石及煤的三轴抗压强度见表1-9。表1-9 煤矿中常见的煤岩三轴抗压强度岩石种类不同围压（MPa）作用下的三轴抗压强度09.819.624.527.429.439.249.053.958.873.578.4石 灰 岩156.8274.4372.4558.6石英砂岩158.5218.9210.8251305.3354.7砂 岩67.6227.3307.2砂 页 岩58.8377.3406.7硬 煤19.649166.6189.1岩石在三轴等压缩应力作用下，其变形特性将受到围压的影响。图1-11为一组大理岩的试验曲线，由图可知：岩石的屈服应力随围压（）的增加而提高。弹性段的斜率变化不大，即弹性模量和泊松比与单轴压缩下基本相等。在一定的临界围压下，出现塑性流动现象；之后，如果提高围压，不再出现峰值，岩石仍保留一定的承载能力，其应力-应变曲线呈现单调增长趋势。图 1-11三向等压下大理石的试验曲线五、岩石的流变（蠕变）特性 （一）岩石的流变类型岩石的流变性质分为： 蠕变：在应力不变条件下，应变随时间延长而增加的现象称为蠕变变形，它与塑性变形不同，塑性变形通常在应力超过弹性极限之后才出现，而蠕变变形只要应力的作用时间相当长，它在应力小于弹性极限的情况也能出现。 松弛：应变一定时，应力随时间的延长而减小的现象。 弹性后效：加载（或卸载）后经过一段时间应变才增加（或减小）到一定数值的现象。 粘性流动：岩石在蠕变发生一段时间以后卸载，部分变形永久不能恢复的现象。 （二）岩石的蠕变特性随着采矿等岩体工程规模日益增大，岩石的流变问题已成为十分重要的问题，但对研究岩石力学问题关系更密切的是蠕变问题。反映蠕变特征的变形-时间曲线称为蠕变曲线。图1-12为岩石的典型蠕变曲线。图 1-12 岩石的典型蠕变曲线 由图岩石的蠕变曲线可以划分为以下部分： 0-A段：瞬时变形阶