基于应变软化模型的岩体单轴压缩裂隙扩展

分别采用FLAC~(3D)程序中的应变软化模型及空模型来描述岩石及裂隙的力学行为,同时采用超细单元划分法对计算模型进行剖分以模拟裂隙扩展。采用上述数值计算模型研究了单轴压缩荷载下裂隙长度、倾角和裂隙条数对裂隙扩展路径及岩体力学特性的影响。计算结果表明,试件单轴抗压峰值强度随裂隙长度增加而逐渐降低,当裂隙长度不同时,次生翼裂纹的出现位置及扩展路径也有较大差别。翼裂纹的萌生位置及扩展规律均随裂隙倾角而变化;试件峰值强度随裂隙倾角由0°增加到75°时,类抛物线规律变化,当裂隙倾角为30°时,试件峰值强度最低。裂隙条数对裂隙扩展路径及试件破坏模式有较大影响,且试件峰值强度随裂隙条数增加而逐渐减小。     

含弧形裂隙岩体的裂纹扩展模拟研究北大核心

为研究弧形裂隙对裂隙岩体的力学性能和裂纹扩展的影响,选取FLAC3D软件中应变软化模型和空模型来模拟岩石裂隙扩展情况,将塑性区视为反应裂隙扩展的依据,研究单轴压缩荷载下裂隙拱高、裂隙弦长及裂隙倾角等对弧形裂隙扩展规律及力学特性的影响。模拟结果表明试件峰值强度随着拱高的增加而降低,且裂隙弦长对峰值强度也有影响。裂隙倾角影响着弧形裂隙的扩展路径,当倾角变大时,试件峰值强度也随之增加。最后采用模型试验对模拟结果进行初步验证。     

应变率对岩石裂隙扩展规律的影响

为分析一种奥陶系沉积岩在单轴压缩条件下岩石的裂隙扩展规律,利用应力加载系统和VIC-3D观测系统等试验系统,并采用数字图像相关方法研究了单轴压缩下岩石表面裂隙扩展过程中应变场的变化特征。试验结果表明:在加载过程中,通过VIC-3D观测系统可得到整个加载过程中的全场应变演化规律,其中岩石表面数字散斑云图的高应变区不断增加,相应地岩石在弹塑性阶段就开始出现了轴向的微裂纹,当达到应力峰值为18.02 MPa时,主裂纹和周围出现的次生裂纹不断扩展延伸导致了试样的完全破坏;考虑到应变率对岩石力学特性的影响,结合单轴压缩下岩石试样表面裂隙周围应变场的变化特征,分析出了主裂纹Ⅰ和次生裂纹Ⅱ,Ⅲ,Ⅳ周围的应变率和裂纹扩展速率的关系,发现裂隙扩展速率和轴向应变率呈现较强的指数函数关系。研究结果揭示了这种沉积岩的裂隙扩展与延伸规律,可为防治煤矿动力灾害的发生提供参考。     

裂纹几何配置对裂隙砂岩力学特性及破坏模式的影响

天然岩体常常包含不连续体,比如孔隙、裂隙、断裂以及其他缺陷等,这些缺陷的存在将导致岩体力学强度产生较大的劣化作用。为了研究不同裂纹几何配置对裂隙砂岩力学特性、裂纹扩展演化及断裂机制的影响,基于室内砂岩力学参数测试结果,借助颗粒流平行黏结模型对预制裂隙试样进行一系列的模拟研究。结果表明：当裂隙倾角恒定时,随着岩桥角度的增加,砂岩峰值应力与峰值应变呈现出先降低后增加的趋势;当岩桥角度恒定时,峰值应力与峰值应变随着裂隙倾角的增加而增加。初始裂纹从预制裂隙尖端萌生,起裂应力水平为 0.68σ _c;累积微裂纹数呈指数函数形式增加;试样破坏形式主要有拉伸破坏、剪切破坏及拉剪混合破坏;岩桥贯通模式主要有间接贯通和直接贯通两类。     

单轴压缩条件下裂隙几何特征对岩石力学特性的影响研究

为探究裂隙几何特征对岩石单轴压缩力学特性的影响,采用Rhino-Griddle软件建立不同裂隙几何特征的标准岩样模型,并通过FLAC3D软件对单轴压缩条件下裂隙岩体的变形破坏规律进行了模拟研究,探讨了倾角、张开度、数目与岩石单轴力学特性的关联,分析了多裂隙岩样的裂纹扩展规律。数值计算结果表明:随着裂隙倾角的增加或裂隙张开度的降低,岩样的单轴抗压强度和峰值应变均会有所增加,且裂隙倾角相较于裂隙张开度对岩石的力学性能影响程度更大;裂隙数目对应力-应变曲线的影响在峰后阶段较为明显,随着裂隙数目的增加,岩样的残余强度不断降低,三裂隙岩样的残余强度几乎为0;预制裂隙端部首先萌生裂纹,裂纹不仅向裂隙平行方向沿裂隙扩展,还沿着接近平行于轴向的加载方向向其他裂隙端部扩展,不同预制裂隙裂纹上下完全交汇贯通并与外部裂纹搭接,最终导致岩样完全失去承载能力。     

单裂隙岩石在单轴压缩下破坏的数值模拟

应用岩石破裂过程分析软件RFPA2D在单轴压缩下对含有单裂隙在不同分布下的岩石试件的破坏过程进行数值模拟研究。结果表明:岩石试件破坏经历了裂隙的压密、微裂纹的萌生和扩展及最终的断裂破坏几个阶段;完整岩石试件的力学性能显著高于含有裂隙的岩石试件。随着裂隙长度的增加,岩石试件的峰值强度逐渐降低,根据其降低趋势,拟合出峰值强度随裂隙长度增大而降低的拟合函数,由函数可知,二者成负指数关系;而随着裂隙倾角的增大,峰值强度呈现出先减小后增大的趋势,在裂隙倾角为45°左右时岩石试件的强度达到最小值。裂隙长度越小或者裂隙倾角越大的岩石试件,其对岩石试件的力学性能影响不明显,裂纹扩展不明显,其扩展形式与完整岩石试件类似。     

不同应变率下干燥及饱水凝灰岩拉伸力学性能及裂纹扩展试验研究

为研究饱水状态和应变率对凝灰岩拉伸力学特性的影响,采用电液伺服压力机及直径50 mm分离式霍普金森压杆(SHPB)对凝灰岩开展静态和动态巴西圆盘劈裂拉伸试验,利用高速摄像系统获取试件在高应变率下裂纹扩展过程及破碎形态,并结合放大1 000倍的电子数码显微镜观测岩石表面及断口处的细观结构。研究结果表明：试件拉伸强度存在明显的应变率效应,且应变率越大,试件到达峰值应力的时间越短;静载作用下饱水试件抗拉强度均值是干燥试件的88.12%,0.2,0.3,0.4 MPa气压作用下,饱水试件拉伸强度分别为干燥试件的99.89%,95.25%和90.52%,饱水作用对岩体造成劣化,降低其抗拉强度;0.2,0.3,0.4 MPa气压作用下,饱水试件动态增强因子(DIF)均值分别是干燥试件的1.14,1.08,1.05倍,由于黏聚力与“stefen”效应的存在,饱水试件DIF高于干燥试件;随着应变率的增大,试件裂纹扩展速度加快,且饱水试件裂纹扩展宽度和速度均高于干燥试件;静载作用下试件呈典型劈裂拉伸破坏形式,动载作用下试件拉伸与剪切破坏共存;凝灰岩自身存在大量原生节理、孔隙等结构薄弱面,在应力波作用下,...     

高应变率下煤力学特性试验研究

利用Φ50 mm分离式霍普金森(Hopkinson)压杆(SHPB)试验系统,对煤进行单轴冲击压缩试验,明确煤的力学特性随应变率的变化规律。试验气压等级设计为0.30,0.35,0.40,0.45,0.50,0.55 MPa,为试样提供相应的6组不同应变率。试验结果表明:高应变率下煤应力-应变曲线大致分为压密阶段、弹性变形阶段、微裂纹演化阶段、裂纹非稳定扩展阶段以及卸载阶段;应变率升高缩短压密阶段,延长弹性变形阶段;随着应变率的升高,煤动态弹性模量与峰值应力近似呈对数形式增加,而峰值应变近似呈对数形式降低;煤试样的破坏程度随应变率的升高而增加,应变率由68.666 s-1增加到79.751 s-1,煤破坏程度对应变率的敏感性最为显著。研究结果可为采矿工程割煤参数的确定提供依据。     

裂隙充填对岩体单轴压缩力学性能及锚固效应的影响

用相似材料试件研究了裂隙不同充填物对节理岩体单轴压缩力学性能及锚固效应的影响。对裂隙含不同充填物节理岩体相似材料无锚及有锚试件进行了单轴压缩试验及数值研究,分析了不同充填物对节理岩体单轴压缩力学性能及锚固效应的影响。研究得到：充填物弹性模量在一定范围内,含充填节理岩体抗压强度峰值随着充填物弹性模量的提高而提高;充填物与基体材料弹性模量越接近,无锚含充填节理岩体试件的峰后塑性越好,但充填物对加锚试件的峰后塑性影响很小;充填物与基体材料弹性模量差值越大,试件峰后应力-应变曲线应力下降速率越快;当裂隙充填物弹性模量低于基体材料时,试件内沿受力方向出现拉应力,拉应力的峰值及分布区域随充填物弹性模量的降低而增大。     

岩石受载破坏裂纹扩展带电特性

为了研究岩石破裂过程电位分布特征及其产生机理,利用预制裂纹岩石试样实验测试了裂纹扩展途径的电位信号变化规律及裂纹两侧电位分布特征。结果表明,扩展裂纹的尖端和新形成的裂纹壁面是产生自由电荷的主要位置,在裂纹扩展路径上距离裂纹尖端近处产生的电位信号强度较高,距离远处产生的电位强度较低,裂纹扩展产生的最大电场强度为0.42 V/m;在裂纹扩展过程中裂纹两侧产生的电位信号极性呈正负对应变化,表明裂纹两侧产生的自由电荷性质相反,并交替变化;在裂纹扩展中新生裂纹两侧壁面电荷分离是自由电荷及电位的主导产生机制。裂纹壁面电荷的正负交替及裂纹扩展中两侧壁张翕运动引起的电场变化是煤岩产生电磁辐射的原因。     

裂纹在层状岩石中扩展特征的研究

为研究裂纹在层状岩石中的扩展特征,通过数字图像相关方法观测裂纹在层状岩石中的扩展过程,并通过数值模拟方法研究岩石强度对裂纹在层状岩石中扩展的影响。研究表明,裂纹在层状岩石的扩展过程中,载荷曲线具有双峰值特征,各峰值时刻分别对应于界面层两侧岩石的起裂时刻,峰值大小随岩石强度的增高而升高;界面层破裂及界面滑动,对裂纹扩展具有止裂作用,止裂效果随界面层不含裂纹一侧岩石强度的增高而提高;受界面层破裂和界面滑动的作用,裂尖沿界面层发生迁移,裂纹在层状岩石中的扩展呈非连续性扩展特征。     

准静态应变率下的煤岩非线性力学特性

为研究开挖扰动下煤岩的非线性力学特征，利用MTS815伺服刚性试验机对芙蓉白皎煤矿煤岩进行10-5~10-2 s-1准静态应变率下的单轴压缩试验，分析准静态应变率下煤岩的应力-应变曲线、抗压强度、弹性模量、泊松比等力学特性的变化规律，基于煤岩显著的非线性力学特征，修正并验证黏弹性损伤本构模型的合理性。研究表明:① 煤岩单轴压缩荷载作用下具有明显的压密、线弹性、塑性屈服、峰后破坏4个阶段;煤岩力学特性应变率相关性突出，随着应变率的增加，压密阶段缩短，线弹性阶段增长，屈服阶段应力强化特征及峰后破坏阶段应力软化特征趋于明显;② 由于原生裂隙的闭合和扩展，煤岩受载作用下，各阶段均呈现显著的非线性力学特征，随着应变率的增加，压密阶段和线弹性阶段表现出的明显非线性特征呈减弱趋势;③ 准静态应变率10-5~10-2 s-1范围内，抗压强度随应变率增加由8.83 MPa增加至12.57 MPa，增长率42.35%;弹性模量随应变率增加总体呈现先增加后减小的变化趋势，在10-5~10-4 s-1应变率区间，弹性模量由1 644 MPa增加至1 825 MPa，随后在10-4~10-2 s-1应变率区间内减小，变化趋势发生明显转折;泊松比在准静态应变率下随应变率增加而呈现逐渐减小的变化趋势，从1.53下降到0.71，减小53.59%;整个准静态应变率范畴下，煤岩的力学特征参数(抗压强度、弹性模量、泊松比)均表现出显著的非线性变化趋势，均在临界应变率10-3 s-1附近发生转折。④ 利用一个损伤体和一个Maxwell模型并联方式，综合考虑准静态应变率下煤岩的非线性变化特征后，引入材料常数a对胡克定律进行修正，推导得出准静态应变率下煤岩的非线性损伤演化本构方程，并结合煤岩单轴压缩试验对其合理性进行验证。     

应变速率和尺寸效应对岩石能量积聚与耗散影响的试验研究

岩石的变形破坏过程是能量积聚与耗散的过程,岩石变形破坏是能量驱动的结果。基于不同尺寸与应变速率下的岩石单轴压缩试验,计算了不同尺寸与应变速率下岩样吸收的总能量、弹性应变能及耗散能,研究了能量积聚与耗散的演化规律,分析了在岩样变形破坏不同阶段的能量分配规律,并从能量角度分析了岩样破裂失稳的原因。研究表明：在单轴压缩试验时,岩样变形各阶段的能量特征有所差异,岩样吸收的总能量U0与耗散能Ud曲线呈非线性增加趋势,弹性应变能Ue曲线呈先增加后减小的趋势。岩样的能量与其高径比呈负相关的关系,两者呈幂函数关系;而与应变速率呈正相关,两者呈对数关系。岩石高径比越小或应变速率越大,岩石强度越高,单位体积岩样所吸收的能量也越高,造成岩样的破碎程度越大。在压密与弹性阶段,基本上将吸收的能量全部转化为弹性应变能储存于岩样内,弹性应变能是能量分配的主体。在塑性阶段,虽然弹性应变能的数值增大,但其所占比率有所下降;而耗散能比率有所增加,耗散能逐渐成为能量分配的主体。在峰后破坏阶段,弹性应变能瞬间释放,岩样吸收的能量几乎全部转化为耗散能,被裂隙面滑移摩擦而耗散掉,在峰后破坏阶段耗散能是能量分配的主体。     

含层理岩石单轴损伤破坏声发射参数及能量耗散规律

层理构造普遍存在于煤矿地下矿柱岩体中,对其稳定性造成一定的威胁。通过含层理及均质岩石试件单轴压缩实验和CT层析扫描测试,分析了含层理岩石破坏特征,损伤演化过程中的声发射参数特征、能量耗散与传递规律,根据改进后的Duncan模型建立基于声发射、能量耗散参数的单轴损伤破坏模型。结果表明:均质岩石试件整体失稳的主要原因为纵向拉伸破坏,含层理试件宏观主裂纹为单一剪切破坏形式,具有明显的剪切破碎带,层理的软弱结构面会在一定程度上削弱矿柱的承载能力;含层理构造岩石试件失稳破坏主要发生在塑性变形阶段(cd),对应于AE剧烈期,耗散应变能出现明显的起伏波动,轴向荷载60%σ_c~σ_c区间内,63%t_c~t_c时间阶段内;而均质岩石试件的失稳性破坏预测的重点在屈服点前后时间区间内,该区间内耗散应变能的趋势为缓慢下降(屈服点c前)→上升(屈服点c后)→骤增(破坏点d)。建立基于声发射和能量耗散参数的单轴损伤破坏模型,对于含层理试件理论计算结果与试验结果平均偏差率分别为8.2%和9.5%;均质试件的理论计算结果与试验结果平均偏差率分别为18.4%和19.3%。     

不同应变率下煤岩冲击动力试验研究

利用75 mm的分离式霍普金森压杆（SHPB）实验系统,对煤岩进行不同应变率下冲击压缩试验。实验结果表明：煤岩微细观特征复杂,离散性强;煤岩在低应变率下多呈轴向劈裂破坏,高应变率下呈现出压碎破坏;冲击过程中能量随着应变率的增大而增大,耗散能与应变率基本呈弱幂函数关系或线性分布关系;煤岩破碎块度分维与应变率呈线性相关,分形维数在1.7~2.2范围内,应变率越大,块度越小,分形维数越大,煤岩耗散能量越大。     

某露天矿山破碎岩体高陡岩质边坡稳定性的数值模拟研究

露天矿山高陡岩质边坡的稳定性严重威胁着矿山的安全生产,尤其是对于地质条件复杂、地层分布不均匀且节理裂隙发育的变质岩和侵入岩形成的破碎带发育的边坡更是如此。为确保某矿山的安全生产,通过力学试验的方法确定了岩石的物理力学性质,通过Hoek-Brown强度准则将岩石的力学性质转化为岩体的力学性质并对岩体的质量进行了评价。同时,采用FLAC3D数值模拟技术将高陡岩质边坡进行数值研究。结果表明：终了边坡的安全系数为1.31,边坡总体上处于稳定状态,但是通过对边坡中部的最大主应力分析可知,边坡中部随着开采的进行,可能存在冒落、垮塌或滑坡的风险,针对边坡存在的风险提出了预防措施。研究为矿山的安全生产提供了科学指导,同时为相似矿山的边坡处理提供了科学依据。