冻融作用下水灰比对类岩石材料物理力学特性影响研究

高寒地区矿山边坡岩体会经历冻融循环作用，引起岩体结构损伤和强度弱化，对矿山边坡的稳定性构成危害。水泥砂浆作为模拟裂隙边坡岩体常用的类岩石材料，其配合比对该类岩石材料抗冻性影响较大。为探究冻融作用下水灰比对类岩石材料物理力学特性的影响机制，制作了7种不同水灰比的类岩石——水泥砂浆标准试样，进行了不同次数的冻融循环试验及0~50次冻融后的单轴压缩试验。结果表明：①冻融前，随着水灰比的增大，试样初始孔隙率增大、密度降低，进而导致其波速下降；冻融过程中，波速随着冻融次数的增加而减小，且水灰比越大，波速损失率越高。②随着水灰比增大，类岩石材料的单轴抗压强度、弹性模量均出现了先增大后减小的现象；当水灰比为0.325~0.35时，类岩石试样的单轴抗压强度最高且抗冻性能最好。③随着冻融循环次数增加，应力应变曲线趋于扁平化，试样由脆性逐渐向延性转化，且水灰比越大，试样孔隙压密阶段变形越大。研究成果可为寒区矿山边坡及相关岩体工程类裂隙岩体冻融试验中的配比设计提供借鉴。     

低温热力耦合下岩体椭圆孔(裂)隙中冻胀力与冻胀开裂特征研究

寒区岩体工程含水孔(裂)隙中低温水冰相变会产生冻胀力与温度应力,岩体冻融损伤与断裂是由温度应力和孔(裂)隙中的冻胀力共同作用的结果。考虑温度应力对椭圆孔(裂)隙形变的影响,推导了椭圆孔(裂)隙中的冻胀力解析方程;基于最大拉应力准则,得到了低温热力耦合下椭圆孔(裂)隙周围最大拉应力与冻胀开裂角,建立了椭圆孔可简化为椭圆裂隙进行冻胀计算的临界条件;最后采用改进的等效热膨胀系数方法对隧道单裂隙围岩冻胀力与裂隙尖端应力场进行了数值分析。研究结果表明:(1)椭圆孔中的最大冻胀力与岩石的热膨胀性、裂隙倾角和裂隙长短轴比χ等因素有关;(2)长短轴比χ≥10的扁平椭圆孔可简化为裂隙进行计算分析,此时冻胀基本发生在裂隙尖端且尖端拉应力集中明显;(3)改进的等效热膨胀系数方法可以很好的模拟裂隙中的冻胀力与裂尖应力场。     

低温冻结岩体单裂隙冻胀力与数值计算研究

寒区岩体工程中含水裂隙随温度降低会发生水冰相变产生冻胀力,内部冻胀力会驱动裂隙发生Ⅰ型扩展,从单裂隙入手,基于弹性力学、渗流力学和相变理论,建立了考虑水分迁移下的冻胀力求解模型,冻胀力不仅随着水分迁移通量的增加而迅速降低,还与岩石基质以及冰体的力学强度参数有关。采用等效热膨胀系数法对低温裂隙中水冰相变下热力耦合应力场进行了模拟分析,并与理论模型计算结果进行对比,结果表明冻胀力解析解与数值解吻合较好;结合断裂力学,利用应力外推法得出了裂隙尖端应力强度因子的数值解,与理论解析解及半解析解也具有较好的一致性,最后通过实例验证了等效热膨胀系数法的可靠性,可为研究低温裂隙岩体冻融损伤与裂隙扩展研究提供参考。     

岩体冻融疲劳损伤模型与评价指标研究

 岩体冻融损伤模型与评价是研究岩体经历冻胀力萌生、发展与消散反复作用后物理力学性质劣化的主要内容,现有对岩体冻融循环后的损伤评价指标主要有孔隙率、纵波波速、静动弹性模量等物理参数。冻胀力对于岩体可等效为三轴拉伸应力,首先基于三向等效拉应力建立岩体冻融疲劳损伤模型,该冻融损伤演化方程与单轴循环拉应力下的疲劳损伤方程虽然具有同样的形式,但物理意义不同。基于动弹性模量的定义,以孔隙率和纵波波速为参变量推导出了统一的损伤变量表达形式,该损伤变量不仅考虑了双物理参数的影响,还能对不同冻融循环次数下岩石的单轴抗压强度进行较好预测,可作为岩体冻融损伤的评价指标。定义动弹性模量损失40%为岩石冻融破坏临界值,利用该临界值可避免通过试验确定最大冻融循环次数,进而结合统一损伤变量对冻融疲劳损伤演化方程进行求解,最后通过2个实例说明该冻融疲劳损伤模型与评价方法的正确性和实用性。     

露天矿最终帮坡角及采深协同优化研究

最终帮坡角和采深是露天矿境界设计中2个相互影响的关键参数，其取值与露天矿的安全经济性密切相关。为探讨上述2个参数的合理取值，以西藏某露天铜矿12#典型勘探线剖面为研究对象，按经验类比法初步确定该剖面西、东边帮的最终帮坡角取值范围为38°~44°，选取不同的两帮坡角度值组合，根据境界剥采比小于经济合理剥采比的原则，计算得到底部标高取值范围为+ 4 135~ + 4 108 m。构建了该剖面的露天境界最终边帮有限元数值模型，采用强度折减法计算得到西、东帮的稳定安全系数，根据实际工程设计需要的边帮安全系数以及开采的经济性，得到该剖面合理的最终帮坡角与采深。研究表明：露天边帮稳定性随着最终帮坡角和采深的增加逐渐降低，且最终帮坡角的变化对本侧边帮稳定性的影响远大于对侧边帮，两参数之间互相影响，共同决定露天矿的安全经济性；计算得到该剖面合理的西、东帮最终帮坡角分别为42°、43°，底部标高为+ 4 117 m，总采深为920 m。所采用的露天矿最终帮坡角及采深的协同优化思路可为露天矿山科学确定相关参数提供参考。     

深部软弱地层TBM围岩力学行为试验研究

为揭示TBM深部软弱围岩变形破坏力学特性,开展了反映深埋隧道TBM机械开挖卸荷本质——高初始围压下缓慢准静态卸荷这一卸荷特征的砂质泥岩三轴卸围压试验,研究结果表明:缓慢卸荷条件下的岩石峰前应力-应变曲线接近于常规三轴压缩峰前应力-应变曲线,卸荷屈服阶段产生损伤扩容,侧向变形加速增长,从体积压缩开始转向扩容;应力达到峰值强度后,岩石首先发生1~2级脆性跌落,随着围压继续缓慢卸荷,岩石沿一条斜率较小的近似斜直线发生伴随有多级次生微破裂的线性应变软化;岩石变形全过程由弹性变形段、峰前卸荷损伤扩容段、峰后脆性跌落段、含有多级微破裂的线性应变软化段以及残余强度阶段组成;岩石缓慢卸荷发生宏观张剪复合破坏,并伴有轴向劈裂裂纹,破裂断面为由许多劈裂裂纹相互贯通形成具有一定宽度的剪切带,剪切带内劈裂的岩片在轴向挤压力和沿破裂面的剪切力共同作用下被挤压和摩擦成许多细颗粒和岩粉。     

多孔介质中沉积颗粒脱离特性试验研究

开展沉积颗粒在多孔介质中脱离过程试验对研究地下水源热泵回灌堵塞过程有重要意义。利用自主研发的砂层沉积–脱离模拟试验系统,研究增加渗流速度和改变渗流方向对多孔介质中已沉积颗粒脱离特性的影响。结果表明:在改变渗流速度大小条件下,渗流速度越大,已沉积的颗粒越容易发生脱离,到达悬浮颗粒相对浓度第二次峰值所需的时间越短,而达到二次峰值时所注入的水量接近;与改变渗流速度大小相比,用改变渗流方向的方式进行沉积颗粒脱离效果更为明显,到达二次峰值所需时间更短、水量更少,但随着时间增加,多孔介质中又会出现类似渗流方向改变前的堵塞现象;渗流条件变化后的初始阶段是已沉积颗粒脱离的主要时期。研究结果为水源热泵回灌过程中悬浮颗粒在地层中的沉积-脱离特性进一步研究奠定了基础。     

单轴压缩条件下尾砂胶结充填体的损伤变量与比能演化

为探究充填体单轴压缩过程中损伤变量D、比能演化及二者间的关系, 以大冶铁矿灰砂比1∶6的充填体为研究对象, 开展了单轴压缩及声发射监测试验, 计算损伤变量D、总比能U、弹性比能Ue及耗散比能Ud。结果表明, 充填体的损伤过程可划分为初始损伤(OA')、损伤稳定发展(A'B')、损伤快速发展(B'C')和损伤破坏(C'点以后段)4个阶段, 分别对应压密(OA)、弹性(AB)、屈服(BC)和破坏后(C点以后段)等阶段。损伤变量D在OA段、AB段、BC段和C点以后段分别呈快速增长、缓慢增长、急剧增长、缓慢增长;总比能U和弹性比能U_d不断增大, 且增长速率逐渐加快, 耗散比能U_e先增大后减小。OA'段, U、U_e和U_d均缓慢增长;A'B'段, U、U_e增长较快, U_d增长较慢;B'C'段, U、U_d快速增长, 而U_e增长速率逐渐下降;C'点以后段, U、U_d先快速增长后急剧增长, 且U_d增长速率更高, 而U_e先缓慢下降后急剧下降。试验充填体U_d随D呈指数增长。     

裂隙岩体冻融损伤研究进展与思考

 裂隙岩体具有不同于土体的结构和强度特征,现有冻土理论不能解决低温岩体裂隙冻胀开裂、扩展演化问题,冻融过程中水分迁移机制、冻胀力的量值与萌生消散机制以及裂隙冻融扩展演化机制等是研究裂隙岩体冻融损伤的关键问题。对裂隙岩体中的水分迁移机制研究应立足于微观尺度,从分凝冰理论入手,关注于未冻水膜的迁移机制。低温裂隙岩体冻融损伤程度受到裂隙中冻胀力大小控制,而冻胀力大小和裂隙冻融扩展机制与裂隙的空间位置形态、未冻水含量、冻结温度以及岩石的物理力学性质等因素有关。几十年来,对岩体冻融裂隙扩展的研究主要集中在理论模型探究、室内裂隙岩体冻融试验和现场监测分析3个方面,取得了丰硕的成果,但目前关于冻岩的研究还远未成熟,要深入揭示裂隙岩体冻融损伤演化机制,还应借助于室内试验从裂隙岩体冻融水分迁移机制入手,以探究冻胀力量值的求解方法为初步目标,进而结合岩体裂隙扩展准则研究冻胀力对岩体裂隙网络发展的影响。     

露天矿最终帮坡角及采深协同优化研究

最终帮坡角和采深是露天矿境界设计中2个相互影响的关键参数,其取值与露天矿的安全经济性密切相关。为探讨上述2个参数的合理取值,以西藏某露天铜矿12#典型勘探线剖面为研究对象,按经验类比法初步确定该剖面西、东边帮的最终帮坡角取值范围为38°~44°,选取不同的两帮坡角度值组合,根据境界剥采比小于经济合理剥采比的原则,计算得到底部标高取值范围为+ 4 135~ + 4 108 m。构建了该剖面的露天境界最终边帮有限元数值模型,采用强度折减法计算得到西、东帮的稳定安全系数,根据实际工程设计需要的边帮安全系数以及开采的经济性,得到该剖面合理的最终帮坡角与采深。研究表明：露天边帮稳定性随着最终帮坡角和采深的增加逐渐降低,且最终帮坡角的变化对本侧边帮稳定性的影响远大于对侧边帮,两参数之间互相影响,共同决定露天矿的安全经济性;计算得到该剖面合理的西、东帮最终帮坡角分别为42°、43°,底部标高为+ 4 117 m,总采深为920 m。所采用的露天矿最终帮坡角及采深的协同优化思路可为露天矿山科学确定相关参数提供参考。