岩爆发生的机理及预测

岩爆定义

时至今日还没有一个统一公认的岩爆定义。在谈到岩爆时，人们通常会说岩爆就是高强度脆性岩石的猛烈破坏，或者说是储存在岩体内的弹性应变能突然释放。南非的W.D.Ortlepp这样定义岩爆：岩爆就是给土木工程和地下巷道﹙包括采场工作面、井巷工程和硐室﹚造成猛烈严重破坏的岩体震动事件，所谓震动事件是指由于岩体内应变能的突然释放导致的岩体瞬间运动。必须指出，这里所说的震动不应包括生产爆破产生的震动，也就是不含人们为了生产用炸药爆破或其他生产工具破碎岩石产生的震动。中国学者郭然建议采用如下岩爆定义：岩爆是岩体破坏的一种形式。它是处于高应力或极限平衡状态的岩体或地质结构体，在开挖活动的扰动下，其内部储存的应变能瞬间释放，造成开挖空间周围部分岩石从母岩体中急剧、猛烈地突出或弹射出来的一种动态力学现象。岩爆的发生常伴随着岩体震动，等等。

岩爆机理

E.Hoek等认为，岩爆是高地应力区洞室围岩剪切破坏作用的产物。Zoback

教授在解释钻孔崩落现象成因时，也认为类似“岩爆”的孔壁崩落破坏属剪切破坏。然而Mastin（1984）和Haimson（1972，1985）则通过打有圆孔的砂岩岩板进行

的单向压缩物理模拟试验，在实验室真实地再现了孔壁崩落现象；他们得出这一现象是由于孔壁应力集中部位的局部破坏所引起的，系张性破裂的产物。

我国杨淑清教授等通过天生桥二级水电站引水隧洞相似材料岩爆机制物理

模拟试验，总结出岩爆造成围岩劈裂破坏和剪切的二种机制，并且认为它们是二种应力水平的产物，即劈裂破坏属脆性断裂，而剪切破坏是岩石应力达到峰值强度状态时的破坏；前者形成的破裂面与洞口边界平行，而后者则与洞口边界斜交，呈对数螺旋形状。谭以安博士则认为，岩爆系一渐时破坏过程，其形成过程可分为“劈裂成板→剪断成块→块片弹射”三个阶段。以王兰生教授为首的“川藏公路

二郎山隧道高地应力与围岩稳定性课题组”将岩爆作用与岩石在三向应力条件下

的压缩变形破坏全过程（Lane，Bieniawski等，1970年）加以对照，认为岩爆力学机制可以归纳为压致拉裂、压致剪切拉裂、弯曲鼓折三种基本形式，也可以多种组合方式出现。

发生岩爆的岩体虽然在宏观上是完整的，但在微观上其内部存在着许多随机

分布的微裂隙，或用常规手段无法发现的非常小的不均匀粒子，当围岩受力后其中处于最不利方向的裂隙端部，将会产生极高的集中拉应力，这个应力足以克服分子引力造成的内聚力，使裂隙端部产生新的拉伸破裂。

一般情况下，岩体的宏观破裂并非是单个裂纹扩展形成的，而且单个裂纹的扩展方向与宏观方向也不一致。只有当微裂隙破裂和相邻裂隙相互连通起来，逐步形成裂隙带后，才有可能从微观破裂发展成为宏观破坏。而宏观破坏的形态，可能是剪切或张性破裂，这取决于岩石的结构和裂隙开展的方向等多种因素。由此可以得出，岩爆破坏的进程可以分为三个阶段：低应力状态下的微裂纹扩展→微裂隙相互贯通，形成宏观破坏→岩体中贮存的弹性应变能转化为动能，使破裂的岩块以不同的速度弹射出去，即为岩爆。

岩爆理论

从宏观现象上来看岩爆的本质是弹性应变能的大量突然释放，但其发生机理是岩体的断裂破坏。岩体中存在数目众多的呈随机分布的微裂隙，为岩体的断裂破坏提供了必要的裂纹条件。目前用于分析岩爆的理论主要有以下几种。 刚度理论

Cook 和Hodgeim 于60年代提出当岩体受力屈服后的刚度|K R |大于顶底板和支架的刚度|K C |时，便发生岩爆。而当|K R |<|K C |时，岩体处于稳定状态，不发生任何冲击动力现象。

70年代布莱克将此理论完善，认为矿体的刚度大于围岩的刚度是产生冲击地压的必要条件，但是由于这种理论主要用于解释煤矿冲击地压和矿柱岩爆问题，所以使用并不广泛。我国阜新矿院认为岩爆取决于岩石加载过程的刚度与应力达到峰值以后卸载过程的刚度比值，并提出以刚度为参数的冲击性指标

m CF s

K F K 式中：m K ——应力应变全过程曲线上加载过程的刚度；

s K ——应力应变全过程曲线上达到峰值后的刚度。

当CF F <1时，就有岩爆发生的可能。

强度理论

强度理论是早期岩爆工作者提出的，它以岩石的单轴抗压强度为度量标准，从围岩的静力平衡条件出发，将各种强度准则作为岩爆的判据，即当洞室的切向应力σθ>η[σc ]（η为经验数）时，发生岩爆。这种理论没有明确的机理作为依据，只是根据单轴试验现象得出依据，不能准确解释岩块（片）的弹射机理。然而岩爆的发生不仅取决于围岩的强度，事实上，地下围岩是处于一个复杂的应力体系中，不可能只受单轴力，其破坏方式也是十分复杂的。许多地下工程的围岩达到破裂状态，并没有进入极限状态，虽然围岩中的微裂隙已进入不稳定状态，但围岩的整体此时是稳定的，只是这种局部范围的不稳定状态可能导致岩爆。强度理论在我国比较有代表性的判据

σ1>（0.15～0.20）R c

式中：σ1——岩体的初始应力；

R c ——岩块的单轴抗压强度。

能量理论

能量理论是60年代由库克（Cook ）等人在总结南非15年岩爆研究与防治经验的基础上首先提出的，认为当矿体—围岩体系在其力学平衡状态遭破坏其所释放出的能量大于所消耗的能量时，即产生岩爆。该理论从能量守恒定律出发，摆脱了传统理论的束缚，解答了岩爆的能源问题，但是未考虑时间和空间的因素，所以还不够完善。70年代，美国密苏里大学在库克等人基础上提出了剩余能量的理论，并提出岩爆能量判据如下

1S E D

dW dW dt dt dW dt

σβ⎡⎤⎡⎤+⎢⎥⎢⎥⎣⎦⎣⎦> 式中：W E ——围岩系统所储存的变形能；

σ——围岩系统能量释放的有效系数；

W S ——煤体所储存的变形能；

β——煤体能量释放系数；

W D ——消耗于煤体与围岩交接处和煤体破坏阻力的能量。

考虑到时间和空间效应，可将上式修改为

4421S E D

W W t xj t xj W t xj

σβααα⎡⎤⎡⎤∂∂+⎢⎥⎢⎥∂∂⎣⎦⎣⎦>∂∂ 式中：xj ——空间坐标。

冲击倾向理论

针对不同的岩体，其发生岩爆的强弱程度各不相同这一事实。国内外提出了岩体的冲击倾向理论。该理论认为当岩体的冲击倾向度K E 大于它的临界值Kc 时，便发生岩爆。国内外已提出的以衡量岩体冲击倾向指标概括起来主要表现在岩体的能量、破坏时间、变形大小和刚度四个方面：

能量指标：弹性变形（应变）能指标W ET ；冲击能指标W CF ；有效冲击能指标ηE ；弹性能量指标P ES ；

时间指标：动态破坏时间△T ；

形变指标：弹性变形指标D E ；

刚度指标：脆性系数K B ；刚度比指标K CF 。

在这些反映岩体冲击性的指标中，波兰采矿科学院提出的弹性应变能指标W ET 是最有代表性的一个，也是在国外被广为采用的一个。

ET W =弹性应变能损耗应变能

W ET 反映到达峰值应力前，岩石储存应变能的能力，储存越多，破坏时释放的能量越多，因此W ET 也能反映岩爆的强烈程度。

强烈冲击倾向 W ET ≥5

中等冲击倾向 W ET =2.0～4.9

无冲击倾向 W ET <2.0

显然，冲击倾向性理论用于判断易爆岩体应该有良好的效果，但是单纯以易爆岩体来判断岩爆能否发生显然有其片面性。

“三准则”理论

“三准则”理论是我国煤炭部门提出的，其基本观点是将强度理论、能量理论