初始裂隙几何要素对岩石裂隙分维演化的影响

采用岩石破裂过程RFPA数值分析系统对特定应力条件下岩石裂隙演化过程进行数值模拟,根据获得的不同应力状态下裂隙扩展的图片研究初始裂隙长度、裂隙数量对岩石裂隙分形维数的影响,根据岩石裂隙分维-应力曲线将岩石裂隙扩展演化过程分为五个阶段,分析不同阶段裂隙分形维数随岩石内部应力的演化特征,揭示初始裂隙几何要素对岩石裂隙分形维数的影响规律。所获得的理论成果,对于研究裂隙岩体在外界荷载作用下的裂隙扩展演化规律具有一定的参考价值。     

含孔多裂隙岩石力学特性与破裂分形维数相关性研究

为研究含孔多裂隙岩石破裂及分形特征,制备含孔多裂隙岩石试件并对其进行单轴压缩试验,运用RFPA2D软件数值研究破裂过程,构建悬臂梁和结构面力学模型解释拉伸裂纹的形成机制以及裂隙倾角对试件抗压强度的影响效应。此外,引入盒维数法计算分形维数,以此定量表征最终破坏后的物理、数值模型试件裂纹的几何分布特征及其与破裂特性的相关性。研究结果表明:(1)试件破坏模式可划分为穿切裂隙剪切破坏(I型)和沿裂隙剪切破坏(II型)2类,试验与数值模拟结果吻合;(2)孔洞两侧的岩桥可简化为悬臂梁模型,由于非几何对称部位作用的弯矩较大,导致孔洞周边出现较多的拉伸裂纹;(3)预制多裂隙显著弱化了试件的抗压强度,随着裂隙倾角的增大,抗压强度呈先减小后增大的趋势,弱化系数W的变化规律与之相反,与结构面力学模型的解释一致;(4)最终破坏后的含孔多裂隙岩石新生裂纹几何分布的分形维数D与破坏特性密切相关;相比于II型破坏,发生I型破坏的试件抗压强度更大,受力过程中出现的宏观裂纹更多且扩展更充分,导致分形维数更大,数据拟合进一步证明抗压强度与分形维数近似服从正相关关系。     

单轴压缩下含孔洞裂隙砂岩力学特性试验分析

利用岩石力学伺服试验机与岩石声发射仪,对含孔洞裂隙砂岩(尺寸为60 mm×120 mm×30 mm)的力学特性进行单轴压缩试验。基于试验结果,首先分析含孔洞裂隙砂岩岩样的强度和变形特性,结果表明,含孔洞裂隙砂岩岩样的力学参数均显著低于完整岩样,但降低幅度与孔洞直径及缺陷对称分布密切相关,随着孔洞直径的增加,含单孔洞砂岩的峰值强度与峰值应变均呈衰减趋势,而不对称分布的孔洞裂隙砂岩岩样的力学参数均低于对称分布;然后基于含孔洞裂隙砂岩加载过程中的声发射特征,揭示声发射分布显著受孔洞裂隙等缺陷分布的影响,这主要是由于含不同孔洞裂隙砂岩中裂纹扩展模式存在着显著差异;最后通过照相量测技术,探讨含不同孔洞裂隙砂岩的裂纹扩展特征,分析含缺陷砂岩裂纹扩展过程及其对宏观应力–应变曲线的影响规律。     

基于边缘检测的含缺陷岩石裂纹扩展分析

文章通过对含缺陷的类岩石材料(石膏)进行单轴压缩试验,结合边缘检测技术对裂纹扩展过程进行研究。研究发现,单轴压缩时,对含单一孔洞试样,其孔洞中心上下部位产生沿加载方向扩展的裂纹;对含裂隙和孔洞试样,裂隙会使孔洞边缘裂纹的扩展路径发生变化,当预置裂隙角度为15。,裂隙使孔洞中心上部裂纹扩展路径发生偏移,但裂隙角度为45。和75。时则表现不明显。     

地下开挖影响下岩体分形性质演化问题探讨

提出了天然岩体的分形性质;研究并总结了地下开挖影响下岩体初始裂隙分布分维、裂纹扩展或断裂表面生成分维、采动岩体再生裂隙分维等一系列能用分形几何来描述的现象随时间的动态演化规律;揭示了岩体受力变形过程中的应力状态、力学性能、物理和化学性质的演化与其相关分维值的关系;展望了岩体分形性质及其受力演化规律的研究意义,为从更深层次认识岩体变形破坏的非线性、复杂性架起了桥梁,包括岩体动力学演化过程的混沌特征、岩体分形演化力学行为中的突变现象和岩体裂纹演化的协同效应;最后展望了岩体分形性质及其受力演化规律的应用领域及其发展前景。     

裂隙岩体损伤演化本构模型的实现及应用

裂隙岩体在裂隙起裂、扩展损伤至失稳破坏过程中,同时存在损伤和断裂两种缺陷的累积和发展,且断裂又会造成损伤的进一步累积,岩体的断裂与损伤密切相关。将裂隙岩体视为含损伤连续介质,通过综合考虑压剪应力状态和拉剪应力状态下裂纹起裂、扩展损伤演化,用初始损伤张量和裂纹扩展附加损伤张量描述裂隙岩体的损伤演化过程,将压剪应力状态和拉剪应力状态下裂纹的初始损伤张量以及裂纹起裂扩展后附加损伤张量引入到自定义本构模型中,用VC++开发了可模拟裂纹在各种应力状态下起裂、扩展损伤演化的自定义本构模型动态链接库(DLL),该模型中用体积模量和剪切模量的损伤度来表示损伤。用该自定义本构模型对一隧道稳定性进行了分析。经分析发现:隧道围岩的断裂损伤范围比屈服破坏的范围大一倍左右;不考虑损伤的隧道围岩的最大位移量为0.05 m,考虑损伤的隧道围岩的最大位移量在达到0.1 m,断裂损伤区岩体的体积模量和剪切模量也有较大程度的降低。该自定义本构模型可以用来模拟裂隙岩体的损伤演化过程,模拟的结果能够为工程实践提供合理建议。     

卸荷条件下岩体裂隙扩展贯通及能量演化机制

采用颗粒流软件PFC模拟了单轴压缩、双轴压缩和卸围压条件下裂隙倾角和岩桥倾角分别对含单裂隙和双裂隙岩体的裂纹扩展贯通的影响,对比分析了不同应力路径下裂隙岩体破裂演化过程,总结了裂纹扩展贯通模式,揭示了裂纹扩展贯通的细观力学机制和裂隙岩体损伤破裂的能量机制。研究表明:卸围压条件下岩样张性破坏略弱于单轴压缩条件但远强于双轴压缩条件,而剪性破坏远强于单轴压缩条件但略弱于双轴压缩条件;裂隙尖端应力集中导致岩体开裂,随后张性翼裂纹受拉应力场驱使沿拉应力释放区与压应力区边界延伸扩展,剪切裂纹受压应力场驱使,其扩展路径处压应力释放;裂隙岩体发生卸荷破坏时,内部损伤和贯通裂隙的产生会导致耗散能的急剧增加。     

张开度影响的水平裂隙类岩试件破断试验与分析

为探究张开度影响的水平裂隙岩体破断机理,利用水泥砂浆制备不同张开度水平单裂隙类岩体试件,基于RMT-150B岩石力学试验机对制备的类岩体试件进行单轴加载试验。结果表明:同一预制裂隙长度下,随着裂隙张开度的减小,微裂纹萌生位置由预制裂隙中部向尖端转移。为验证此现象,基于PFC数值仿真平台的平行黏结接触单元构建了裂隙体数值模型进行分析,在数值计算边界条件与试验测试环境相一致的条件下,得到了与试验测试结果相一致的微裂纹起裂模式与破断特征。为进一步探究水平裂隙岩体微裂纹起裂扩展机制,结合微裂纹起裂扩展过程中数值模型颗粒位移场演化规律,基于裂纹面变形屈服特征,提出了固支梁简化计算力学模型,对不同张开度下水平裂隙岩体出现的微裂纹起裂扩展机制进行了分析和阐释。     

结构性煤体间歇性破坏行为的实验及数值模拟研究

不连续结构弱面广泛分布于煤岩材料内部,导致其在单轴压缩条件下获得的应力–应变曲线在峰前阶段反复出现应力突降现象。为探究富含不连续结构弱面煤岩材料受载后产生间歇性破坏行为的内在机制,自大同塔山煤矿选取层理裂隙较密集煤块,加工标准煤样,进行单轴加载测试,并实时监测单轴加载过程中煤样声发射信号,从应力及能量演化、声发射特征、宏观破坏形态等角度分析煤样间歇性破坏行为;依据煤样结构性特征建立颗粒流数值模型,探究煤样在间歇性破坏过程中的内部破裂行为及裂隙演化规律,并将数值模型与实验室煤样破坏形态进行对比分析。研究表明:(1)弹性变形能演化趋势与应力–应变曲线形态相似,在峰值强度时达到最大,试件破坏后完全释放;能量耗散量在应力突降时激增,试件破坏后增长至与输入总能量相等。(2)声发射事件振铃计数及能量演化规律与应力–应变曲线具有良好对应关系,应力平稳上升时,声发射事件较少,且多为低能级事件;应力突降时,大量高能级声发射事件丛集。(3)声发射b值及分形维数D反映微破裂尺度分布及其有序性,临近破坏前二者剧烈震荡,表明煤样内部不同尺度裂隙交替出现,由无序向有序反复调整,完全丧失承载能力前存在多次间歇性局部破坏。(4)数值计算发现,原生裂隙尖端最先产生张拉破裂,当应力突降时,颗粒间黏结及裂隙数量激增,微破裂相互沟通形成大尺度裂纹,或裂纹向试件表面迅速扩展。不同空间位置的局部破坏造成峰前应力–应变曲线锯齿张爬升,大尺度裂纹的产生将试件切割成为独立承载的结构单元,破坏试件承载整体结构,是试件强度劣化的内在原因。     

一种岩体裂隙时效扩展的数值模拟方法及验证

 鉴于岩体中存在大量的微缺陷,假定数值模型中每个单元均含有一条长度和倾角具有正态分布的无厚度虚拟微裂纹。通过断裂力学理论及裂隙扩展模式,判定这些微裂纹的扩展速率及模式,当微裂扩展至单元边界,则此单元破坏。这些破坏的单元相互搭接连通,则形成宏观破裂面。以改进的Burgers模型为例,将上述方法嵌入FLAC数值软件,对完整岩石、单裂隙岩体及双裂隙岩体进行单轴压缩和双轴压缩蠕变数值试验。将数值模拟结果与试验结果对比,验证所提出的岩体裂隙时效扩展数值模拟方法的有效性。     

不同尺寸裂隙岩石损伤破坏特性光弹性试验研究

为了充分认识试件尺寸与裂隙倾角对裂隙岩石损伤破坏的影响,开展了不同试件尺寸、不同裂隙倾角的光弹性单轴压缩试验。利用反射式光弹仪直观形象地记录试件损伤破坏全过程的彩色条纹变化,基于光学-应力定律计算得到裂隙岩石损伤破坏过程中试件表面的全场应力应变,分析岩石裂隙扩展失稳的尺寸效应及裂隙倾角对岩石强度及破坏模式的影响,研究裂隙岩石损伤—扩展—破坏的力学机制。试验结果表明:裂隙岩石单轴压缩的应力应变曲线可分为弹性阶段,塑性阶段,峰后软化阶段,残余阶段不明显;裂隙岩石峰前阶段的弹性模量随着试件高宽比的增加而增大,随着裂隙倾角的增加而减小;单轴抗压强度随着高宽比的增加呈减小趋势;峰后的软化阶段受试件尺寸与裂隙倾角的共同影响,裂隙倾角与高宽比越大,岩石的破坏越具有突然性,即脆性越明显;岩石损失破坏时最大应变与应力分布在预制裂纹中心,损伤首先从预制裂纹处发生。随着加载的不断进行,最大应变与应力的位置转变为裂纹的两端,逐渐向平行于轴向加载方向发展直至试件端部。岩石损失破坏时,最大应变与应力分布在预制裂纹中心,损伤首先从预制裂纹处发生。随着加载的不断进行,最大应变与应力的位置转变到裂纹的两端,裂纹逐渐向平行于轴向加载方向发展直至试件端部。     

含交叉裂隙岩石试样单轴力学特性与破坏机理

为系统性地研究节理岩体在单轴压缩试验条件下其力学特性及破坏机理,利用MTS-815岩石试验装置对完整岩石试样、不同构型单裂隙和交叉裂隙岩石试样进行单轴压缩试验,分析了各构型试样的力学参数及能量演化规律。与完整岩石试样力学参数相比,含单裂隙岩石试样的强度和弹性模量相对较小,含交叉裂隙岩石试样各项参数值最小。在加载过程中,含交叉裂隙岩石试样用于裂纹产生及发展的耗散能远大于完整岩石试样和含单裂隙岩石试样。一般地,含交叉裂隙岩石试样裂纹从预制交叉裂隙尖端起裂,首先贯通同侧预制裂隙形成反翼型裂纹,最终呈拉伸劈裂型破坏。     

裂隙随机分布时岩体力学性质对应力状态的依附性

在不考虑裂隙相互作用和裂隙断裂扩展并假设裂隙随机分布的情况下，运用线弹性断裂力学理论和闭合裂隙模型探讨了在三轴压缩、单轴压缩以及单轴拉伸3种情况下裂隙岩体变形模量的变化规律。对裂隙岩体变形而言，裂隙密度参数和裂隙面摩擦系数是最重要的2个影响因素。随着裂隙密度参数的增加，变形模量有减小的趋势；随着裂隙摩擦系数的增加，变形模量有逐渐增加的趋势。通过计算分析可以看出，三轴压缩时的变形模量最大，单轴压缩时的次之，单轴拉伸时的最小。     

不同破坏类型岩石的声发射及分形特征研究

为了研究在单轴压缩下不同破坏类型岩石的声发射及分形特征,利用声发射监测仪和岩石力学伺服试验系统对砂岩和泥岩试样进行了实验研究。并且对砂岩、泥岩的力学特性、声发射计数和累计计数以及声发射序列的分形特征进行了对比研究。研究结果表明:砂岩发生的是脆性破坏,泥岩发生的是塑性破坏。脆性破坏岩石的应力-应变过程可分为三个阶段:初始压密阶段、线弹性阶段和塑性破坏阶段,塑性破坏岩石可分为四个阶段:初始压密阶段、线弹性阶段、塑性破坏阶段和残余应力阶段。在初始压密阶段、线弹性阶段和塑性破坏阶段中脆性破坏岩石的声发射累计计数平均增长率要比塑性破坏的高。脆性破坏和塑性破坏岩石的声发射序列都具有分形特征,分形维值在岩石破坏前会出现突降现象,但是塑性破坏岩石出现突降现象的时间要比脆性破坏的长很多。     

岩石裂纹扩展的实验与数值分析研究

详细地研究了闭合裂纹在单轴，双轴载荷作用下，裂隙扩展，贯通的规律，应用8节点奇异等参单元模型来模拟节理尖端应力场的奇异性，实验和数值计算结果所得到的闭合裂隙的扩展规律具有较好的一致性，实验结果对研究裂隙岩体在开挖卸荷条件下的力学特性具有一定的参考价值。最后，将砂岩圆柱梁三点弯曲测试验得到的KIC，计算万家寨引黄工程总干一、二级泵站地下厂房在开挖和支护过程中围岩的破损区。     

岩石损伤破坏过程中分形与逾渗演化特征

通过细观非均匀单元破坏事件的累积来反映岩石宏观上的逐渐损伤,而通过分析破坏单元的三维空间位置来建立岩石破坏过程中的分形和逾渗模型,并采用RFPA3D软件来模拟不同随机分布的岩石在单轴加载条件下的破裂过程,研究岩石在逐渐损伤破裂过程中的微破裂的分形与逾渗演化特征。微破裂的分形和逾渗特征反映了岩石的非均匀程度,岩石损伤破裂分形维数随着均质度和单轴抗压强度的增加而变小。逾渗分析也表明,在非均匀程度较高的岩石中破坏单元分布更为弥散。当外加载荷逐渐增加时,破裂集团和分形维数都表现出逐渐增加的趋势,但外载达到临界值时,应力突然下降的同时伴随着破裂单元急剧增多、破裂集团合并减少以及微破裂、分形维数增加等突变行为。模拟结果表明,岩石破裂过程中的分形和逾渗变化的规律性并不是偶然的,不同层次(不同尺寸)的岩石材料其力学行为具有的自相似性才是问题的本质。     

Generalized crack initiation and crack damage stress thresholds of brittle rock masses near underground excavations

The rock mass failure process is characterized by several distinct deformation stages which include crack initiation, crack propagation and coalescence. It is important to know the stress levels associated with these deformation stages for engineering design and practice.Extensive theoretical, experimental and numerical studies on the failure process of intact rocks exist. It is generally understood that crack initiation starts at 0.3 to 0.5 times the peak uniaxial compressive stress. In confined conditions, the constant-deviatoric stress criterion was found to describe the crack initiation stress level.Here, generalized crack initiation and crack damage thresholds of rock masses are proposed. The crack initiation threshold is defined by σ₁−σ₃=A σ_cm and the crack damage threshold is defined by σ₁−σ₃=B σ_cm for jointed rock masses, where A and B are material constants and σ_cm is the uniaxial compressive strength of the rock masses. For a massive rock mass without joints, σ_cm is equal to σ_cd, the long-term uniaxial strength of intact rock. After examining data from intact rocks and jointed rock masses, it was found that for massive to moderately jointed rock masses, the material constants A and B are in the range of 0.4 to 0.5, 0.8 to 0.9, respectively, and for moderately to highly jointed rock masses, A and B are in the range of 0.5 to 0.6, 0.9 to 1.0, respectively. The generalized crack initiation and crack damage thresholds, when combined with simple linear elastic stress analysis, assist in assessing the rock mass integrity in low confinement conditions, greatly reducing the effort needed to obtain the required material constants for engineering design of underground excavations.     

Reinforcement of rock mass with cross-flaws using rock bolt

Rock bolting is one of the most effective and economical means of rock mass reinforcement. Existing studies of rock bolt reinforcement are mostly focused on rock masses without flaw, with a single flaw, or with parallel flaws. However in rock masses, cracks or flaws usually exist in the form of cross-flaws. In order to understand the impact of cross-flaws on rock bolt reinforcement and to further explore the differences of bolt reinforcement between rock mass with cross-flaws and rock mass with a single flaw, reinforced analog specimens with cross-flaws and with a single flaw were tested under uniaxial compressive condition. The experimental results show that the uniaxial compressive strength of the reinforced rock mass with cross-flaws in this research is higher than that of reinforced rock mass with a single flaw. This observation can be explained by the difference in the failure modes of reinforced specimens: the reinforced rock masses with a single flaw fail due to the formation of a shear crack while reinforced rock masses with cross-flaws fail as a result of a tensile fracture or interaction between tensile fracture and shear fracture.     

单轴压缩下非贯通节理岩体损伤破坏能量演化机制研究

能量的积聚与释放伴随发生在节理岩体受荷变形全过程。为探寻加载过程中节理岩体能量演化规律,基于单轴压缩试验及岩石能量原理,研究非贯通节理岩体变形破坏过程中总能量U、弹性应变能U~e及耗散能U~d的转化特征,揭示节理岩体损伤破坏能量演化机制,建立了基于弹性能耗比变化率(dK/dε)的非贯通节理岩体裂缝扩展及强度失效准则。研究表明:节理存在对岩体中能量的存储具有明显的削弱作用,峰值点总能量与弹性应变能随节理数量的增加逐渐减小;节理岩体的弹性应变能U~e及耗散能U~d变化曲线存在"阶梯状"突减或突增,双节理岩样弹性应变能和耗散能突增或突减的数值明显小于单节理岩样;峰前与峰后阶段弹性能耗比变化率发生连续突变(dK/dε正负交替变换)与突变(dK/dε保持为正无穷)作为节理岩体裂缝扩展及强度失效判据。