阶段。
图8??Fig.8
m=5,D=0时,不同刚度比时荷载及AER对x关系(箭头表示冲击地压发生点)
CurvesofloadPandAERversusdimensionlessdenotestheoccurrencepointofrockburst)
a.k=0.1;b.k=0.5
displacementxwhenm=5andD=0(thearrow
图9??m=20,D=0时,不同刚度比时荷载及AER对
x关系(箭头表示冲击地压发生点)
Fig.9??CurvesofloadPandAERversusdimensionlessdisplacementxwhenm=20andD=0(thearrow
denotestheoccurrencepointofrockburst)
图7??m=1,D=0时,不同刚度比时荷载及AER对
x关系(箭头表示冲击地压发生点)
Fig.7
CurvesofloadPandAERversusdimensionlessdenotestheoccurrencepointofrockburst)
a.k=0.5;b.k=0.9
a.k=0.1;b.k=0.5
displacementxwhenm=1andD=0(thearrow
幅度随m的增大而升高,表明释放的能量增大,冲击地压越猛烈。
m值小时(如m=1),煤柱内部微单元的强度分布很不均匀(强的各向异性)且强度较低,加载时AE事件比较分散且大都出现在荷载峰值前,每个AER峰值基本对应一个或很少个微单元的破坏,所以AER峰值较低。这说明各向异性的煤柱在峰值,从图7~图10看出,随m值增大,即煤柱的均匀性或脆性增大,AER活动集中区将由远离峰值荷
,,
444JournalofEngineeringGeology??工程地质学报??2005??13(4)
的活跃期出现在峰值荷载前,失稳前AE活动明显降低;不发生冲击地压时,AER幅度较高,AE活动在峰值荷载前后一直活跃,且持续时间长并较明显,呈现较为均匀的变化。这说明煤柱在缓慢变形过程中,破坏是逐渐发生的,能量是逐渐释放的,是一稳态过程,不发生猛烈的破坏。根据这一现象,在实际监测工作中如发现AE活动活跃后的突然下降或平静阶段,应及时综合分析,作出合理预报。
图10Fig.10
m=80,D=0时,不同刚度比时荷载及AER对x关系(箭头表示冲击地压发生点)
CurvesofloadPandAERversusdimensionlessdenotestheoccurrencepointofrockburst)
a.k=0.1;b.k=0.5
displacementxwhenm=80andD=0(thearrow
无明显的AE活动峰值。m值较大时(如m=20,80),微单元的强度分布比较均匀且强度较高,所以AE活动多出现在近峰值荷载前后;每个AER峰值
[5]
对应着多个微单元的同时或基本同时的破坏,所以AER值较大。
图8、图9和图10别说明了3个不同AE序列的模式。(1)群震模式(图8,m=5);(2)前震-主震-余震模式(图9,m=20);(3)主震模式(图10,
[25]
m=80)。这些观察与Mogi依据试验工作的发现一致,他说明在结构均匀性上的差别会导致不同的AE模式。
对同一个m值,随k的增大失稳点位置后移(临界位移x2,3增大),AER的幅度减小,能量释放减小。m=1时(图7b),失稳前AE活动降低,出现平静期,预报人员可能会被从异常转平静的假象所迷惑,难以作出预报;m=5时(图8),AE活动为群震模式,作出预报也较困难;m=20时(图9),失稳前出现明显的前兆异常,比较容易预报;m=80(图10),失稳前异常值不太明显且持续时间短且紧邻失稳,作出预报也较困难。可见煤柱-顶板系统失稳的可预报性主要取决于煤柱材料的均匀性指标或脆性指标m值,m值太大或太小都不易预报。较好的预报方法是结合试验(确定m,k等参数)、顶板沉降观测与煤柱AE监测,根据(41)式进行物理预报。
为对比冲击地压发生(D=0)与不发生(D??0)的AER变化情况,下面结合图11做进一步的分
图11??m=2,k=0.5时荷载与AER对无量纲
位移的变化
Fig.11??CurvesofloadPandAERversusdimensionless
displacementxwhenm=2andk=0.5
a.D=0,发生冲击地压;b.D??0,不发生冲击地压
以上分析说明,AE活动不仅与m和k有关,而且与系统的控制参数a和b及分叉集方程D有关,即与系统的演化路径有关,失稳系统与不失稳系统的AE图像有本质区别。4.3
系统失稳过程的分维特征谢和平
[1]
分析了岩爆过程的微震活动,认为是
一种分形结构,并通过对实际观测资料的分析发现接近发生岩爆时,有降维现象。笔者利用他提出的分维计算方法,对上述AE活动模拟试验数据进行了分维计算。从图12可看出,不同m值时,分维随x的变化规律不同;m值相同时,k对分维变化规律的影响不大,这说明分维的变化规律主要取决于m值。m=1时,冲击地压都发生在分维突然下降后的阶段。k=0.9时,发生在最小分维值点;k=0.5时,发生在分维突然下降后的稍微上升阶段。m=5时,分维先上升后下降,然后变化比较平稳且略有上升,
秦四清等:煤柱-顶板系统协同作用的脆性失稳与非线性演化机制445
影响很小。
匀性(或脆性指标)m值及系统演化路径的控制,不同的m值及不同的系统演化路径对应着不同的AE图像和分维涵义。对冲击地压的预报,单纯用AE或微震技术是要冒很大风险的,是不可靠的。正确的方法是走物理预报的道路,走综合预报的道路。
5??结??论
(1)把坚硬顶板视为弹性梁,把煤柱视为应变软化介质并采用Weibull分布描述它的损伤本构模型,对顶板-煤柱系统的失稳,用突变理论方法进行了研究。通过对建立的尖点突变模型的分析发现,系统失稳主要取决于梁的抗弯刚度与煤柱介质在本构曲线拐点处的刚度比k与材料的均匀性或脆性指标m值,并给出了失稳的充要条件力学判据。????(2)考虑煤柱介质的粘性属性或变形的蠕变
图12
不同m值时,分维随无量纲位移x的变化(箭头表示冲击地压发生点)
Fig.12??Relationbetweenfractaldimensionand
dimensionlessdisplacementxfordifferentvaluesofm(thearrowdenotestheoccurrencepointofrockburst)
a.m=1;b.m=5
性,提出了一个系统演化的非线性动力学模型(物理预报模型),可以根据试验确定的力学参数及现场调查给出的几何参数,进行煤柱-顶板系统的冲
击地压物理预报。顶板沉降的观测数据包含有丰富的反映系统力学参数的信息,有可能根据观测数据,反演其力学参数。
????(3)对木城涧矿顶板沉降的非线性分析表明,分叉集方程值D在远离失稳时,变化比较稳定;临近失稳时,快速增长出现一高峰值,然后急剧下降,可以根据这一明显特征,预报冲击地压的发生。????(4)根据材料损伤与AE事件的对应关系,建立了系统演化过程中AER的动力学模型。对模型进行数值模拟发现,均匀性指标m值及系统的演化路径对AE活动规律有很大影响,呈现出复杂的变化。系统的可预报性取决于m的数值,m太大或太小都很难预报。总之,单纯根据AE或微震活动预报冲击地压是不可靠的,很难实现。
????(5)用分形理论分析了模拟得到的AER数据,发现分维的变化也主要依赖于m值和系统的演化路径,降维现象与冲击地压的发生有时是对应的,有时不对应的,并无必然的联系。根据降维现象预报冲击地压同样也是不可靠的。总之,解决冲击地压
能否根据降维现象预测冲击地压发生呢?答案应该是:有时可以,有时不可以。因为从图13看出,有冲击地压时,它发生在分维稍微下降后的上升阶段,然后分维值迅速减小;无冲击地压时,分维值反而有较长阶段的显著降维现象,然后上升。降维现象与冲击地压的发生并无本质的对应联系,用分维
作为反映冲击地压活动的前兆指标也是不可靠的。
图13??m=2,k=0.5时,发生(D=0)和不发生冲击
地压(D<>0)的分维随无量纲位移x的变化Fig.13??Curvesoffractaldimensionversusdimensionless
displacementxwhenm=2andk=0.5
预报的根本出路是实现物理预报和综合预报。
参考文献
以上的分析说明,分维值的变化主要受材料均
[??Xie,,..ractalm
446
ofrockbursts[J].
Int.J.RockMech.Min.Sc.i&Geomech..
JournalofEngineeringGeology??工程地质学报??2005??13(4)
3,1503~1505.
[14]??Krajcinovic,D.andSilva,M.D..Statisticalaspectsofthecon-tinuousdamagetheory[J].Int.J.SolidsStruct.,1982,18,551~562.
[15]??Hudson,J.A.andFairhurst,C..Tensilestrength,Weibull"s
theoryandageneralstatisticalapproachtorockfailure[A].InTheProceedingsoftheSouthampton1969CivilEngineeringMa-terialsConference(Part2)(ed.Te"en,iM.)[C],1969,901~904.
[16]??SiqingQin,SijingWang,HuiLong,JunLiu.Anewapproachto
estimatinggeo-stressesfromlaboratoryKaisereffectmeasure-ments[J].InternationalJournalofRockMechanicsandMiningScience,1999,36,1073~1077.
[17]??刘鸿文主编.材料力学[M].北京:高等教育出版社,1991.
LiuHongwen.MaterialMechanics(inChinese).Beijing:High-erEducationPress,1991.
[18]??费鸿禄,唐春安,徐小荷.突变理论研究单轴加载失稳与实验
验证[J].中国有色金属学报,1995,5(4):31~34.
FeiHonglu,TangCuanan,XuXiaohe.Studyofinstabilityunderuniaxialloadingbycatastrophetheoryandexperimentalverifica-tion.TheChineseJournalofNonferrousMetals,1995,5(4):31~34.
[19]??谭云亮,王学水.煤矿坚硬顶板活动过程中声发射特征的初
步研究[J].岩石力学与工程学报,1992,11(3):275~283.TanYunliang,WangXueshu.iApreliminarystudyofAEofrockduringroofweightingprocessinacoalmine.ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering,1992,11(3):275~283.
[20]??秦四清,李造鼎等.岩石声发射技术概论[M].成都:西南交
通大学出版社,1993.
QinSiiqng,LiZaoding.Anintroductiontoacousticemissionofrocks.Chengdu:SouthwestUniversityPressofTransportation,1993.
[21]??SiqingQin,JiuJimmyJiao,SijingWang.ANonlinearCatastro-pheModelofInstabilityofPlanar-slipSlopeandChaoticDy-namicalMechanismsofItsEvolutionaryProcess[J].InternationalJournalofSolidsandStructures,2001,38,8093~8109.
[22]??SiqingQin,JiuJimmyJiao,SijingWang.Anonlineardynamical
modeloflandslideevolution[J].Geomorphology,2002,43,77~85.
[23]??Tang,C.A.,Chen,Z.H.,Xu,X.H.,andL,iC..Atheoret-i
calmodelforKaisereffect[J].Pureapp.lGeophys.,1997,150,203~215.