基于FLAC3D的节理岩体采动损伤本构模型的 开发及应用

矿山开采沉陷是具有各种裂隙的岩体在采动应力作用下所发生的再变形和再破坏过程,裂隙随着开采的推进不断扩展.如果把矿山岩体原始裂隙看作是初始损伤,则可将随井工开采推进形成的裂隙扩展看作是损伤的演化.根据几何损伤理论中的裂隙张量和FLAC3D莫尔-库仑模型的塑性流动格式建立考虑初始损伤的节理岩体弹塑性本构模型的数值格式,在VC 开发环境中编写这种本构模型,供FLAC3D调用.通过一个单轴压缩数值试验对比,验证该模型应用于节理岩体的合理性.结合采矿工程实际,考虑初始损伤的演化,建立节理岩体采动损伤本构模型,对安家岭露天矿南端帮边坡下的井工开采进行数值模拟,得出露天煤矿台阶状边坡地表不同于平地地表的移动变形规律:台阶处的地表移动范围比平地处大;各级台阶处的变形比较集中.井工开采对上覆边坡岩体造成较大的扰动,不利于边坡的稳定:坡体地表出现安全度小于1的区域,坡体台阶受拉处安全度最小.模拟结果可为露井联采条件下井工开采设计和维护边坡稳定提供合理建议.     

基于微结构张量的岩石各向异性弹塑性本构及其应用

提出了一种基于微结构张量理论的各向异性弹塑性本构关系,引入了微结构张量表征横观各向同性材料强度参数的空间分布函数,将莫尔–库仑准则拓展到各向异性。基于FLAC3D实现了自定义本构模型的二次开发,对柱体倾角为75°的柱状节理试样进行了三轴数值试验模拟,模拟结果与实验成果基本吻合验证了模型的合理性。将所开发本构模型应用于白鹤滩高坝坝基开挖工程的数值仿真计算,结果表明:坝基岩体开挖工况下各向异性模型较各向同性模型的变形特征更接近于现场监测。研究成果可为白鹤滩水电工程建设提供理论参考。     

考虑损伤效应的岩体裂隙扩展数值模拟研究

岩体在工程扰动作用下,内部裂隙极易出现扩展并相互贯通,进而造成工程岩体失稳,严重威胁工程建设的安全。首先,提出采用统计损伤本构模型反映微裂隙萌生对裂隙岩体应力状态造成的影响,在此基础上提出考虑损伤效应的数值流形方法,推导平面应变条件下损伤本构的数值流形离散格式,给出刚度矩阵和荷载矩阵的具体表达形式,提出采用修正的Newton-Raphson方法求解非线性方程组,并给出具体的算法流程。最后,通过典型算例,验证了考虑损伤效应数值流形算法的合理性,并以平煤一矿典型巷道为工程实例,分析裂隙扩展过程和破坏形式。结果表明,改进方法由于考虑到微裂隙造成的试样损伤与强度降低,降低了裂隙起裂和试样失稳强度,能够更合理地描述加载过程中岩体裂隙扩展力学行为。研究结果为裂隙岩体工程的科学设计和安全施工提供了科学依据。     

岩体离散裂隙网络稳定性计算的节理有限元法

通过对广乐高速公路坪石至樟市段大量裂隙岩体边坡的稳定性研究认为：客观的地质模型、恰当的本构关系、正确的计算参数、有效的计算方法是裂隙岩体模拟计算的4个关键问题,抓住并解决好这4个方面的问题,是裂隙岩体数值分析取得可靠成果的关键。提出裂隙岩体稳定性模拟计算的节理有限元法(JFEM),视裂隙岩体为由岩块和离散裂隙网络组成的二元结构,同时考虑岩块和离散裂隙的属性,充分体现岩块和岩块接触作用的非线性关系。首先,基于Jaeger单结构面理论,应用JFEM计算裂隙岩体的抗压强度,以验证JFEM的可靠性;其次,引入离散裂隙网络模型(DFN),重点探讨基于Voronoi模型、Baecher模型和Veneziano模型的裂隙岩体稳定性计算问题,岩块和节理的本构关系分别采用广义的Hoek-Brown准则和Barton-Bandis剪切强度准则,应用强度折减法计算裂隙岩体的稳定系数,并对裂隙岩体网络模型中关键参数取值对岩体的稳定性影响进行探讨。研究结果可为裂隙岩体的稳定性评价提供一个新的思路,为工程决策提供理论依据。     

节理岩体脆弹性断裂损伤模型及其工程应用

根据Ｂｅｔｔｉ能量互易定理并考虑节理裂纹扩展过程中的能量转换和节理裂纹扩展过程中的相互作用建立了裂隙岩体的损伤演化方程和三维脆弹性断裂损伤本构模型,并将该本构模型应用于三峡船闸高边坡,进行了边坡裂隙岩体开挖卸荷稳定三维非线性有限元计算,获得了比较理想的结果。     

膨胀岩湿度应力场本构模型二次开发研究

为合理反映膨胀岩湿度应力场对围岩变形与次生应力状态的影响,首先,根据增量理论和膨胀变形机制,建立膨胀岩湿度应力场弹塑性本构模型,并推导其差分格式。其次,基于FLAC3D提供的二次开发程序接口,实现本构模型的二次开发,给出该模型的程序流程图和代码编写中的关键问题。最后,结合工程实例,将湿度应力场模型与传统的莫尔–库仑模型对比研究,验证自定义本构模型的正确性,研究表明所开发的湿度应力场本构模型能更好地反映膨胀力对巷道围岩变形与次生应力状态的影响。     

裂隙岩体渗流损伤耦合模型的理论分析

 基于自洽理论推导了复杂应力状态下含水裂隙岩体的本构关系及损伤演化方程, 提出了考虑断裂损伤效应的裂隙岩体渗透张量表达式, 综合以上两个方面, 建立了多裂隙岩体渗流损伤耦合的理论模型。     

多裂隙岩体三维加锚损伤断裂模型及其数值模拟与工程应用研究

 博士学位论文摘要　利用断裂力学理论、损伤力学理论和三维非线性有限元数值分析方法系统研究了断续多裂隙岩体的力学变形特性、强度特性和空间损伤岩锚支护效应。(1) 根据断续节理面几何特征的概率统计模型, 推导出了节理面主要几何特征参数的数学计算表达式, 为正确分析裂隙岩体的力学变形特性提供了重要的节理面几何特征参数保证。(2) 根据节理裂纹压剪应力场中的扩展变化过程和扩展过程中的能量转换与能量变化, 建立了多裂隙岩体的能量损伤演化方程。(3) 根据脆性岩体的损伤变形机制, 建立了脆性岩体在初始损伤和损伤演化状态下的三维脆弹性损伤断裂本构关系。(4) 考虑多裂隙岩体的损伤变形机制, 通过引入有效应力反映损伤与塑性变形的耦合效应, 并根据能量损伤演化方程、不可逆热力学定律、广义正交法则和塑性损伤一致性条件建立了多裂隙岩体在初始损伤、损伤演化和塑性损伤变形状态下的三维弹塑性损伤本构关系。(5) 根据锚杆、锚索对裂隙岩体的支护、加固作用机理, 建立了多裂隙岩体锚杆支护的空间损伤岩锚单元支护模型和锚索加固的空间加索损伤岩体联合作用模型。(6) 根据脆性岩体的断裂破坏机制, 建立了脆性裂隙岩体的起裂准则和初裂强度计算公式, 并推导出了成组有序分布的平面裂隙岩体和三维币状裂隙岩体的脆性断裂破坏强度计算公式。(7) 将上述损伤断裂本构模型和岩锚支护、加固作用模型编制成三维非线性有限元计算程序, 应用于三峡船闸高边坡开挖卸荷稳定分析, 获得了较为满意的计算结果, 验证了模型的有效性和正确性。     

MC模型与SSC模型在数值模拟中的对比分析

土体本构模型是工程数值计算的基础。针对某河堤公路工程,通过数值计算,对比分析了摩尔—库仑(M-C)模型与软土蠕变(SSC)模型的特点,计算结果表明:摩尔—库仑(M-C)模型与软土蠕变(SSC)计算结果基本一致,说明软土蠕变(SSC)模型比摩尔—库仑(M-C)模型更能反映出时间对计算结果的影响,更适用于对固结时间较长的土体。     

基于界面黏结–滑移模型的等间距破裂层状岩体裂隙间距分析

等间距破裂是层状岩体中常见的一种地质现象，如何合理预测裂隙间距，对岩体的稳定性分析具有重要的理论及工程意义。考虑层状岩体界面剪应力在滑移过程中的应力软化现象，基于界面的三线式黏结–滑移本构关系，推导岩层界面处于不同黏结状态下破裂岩层内拉应力和的岩层界面剪应力解析表达式；建立考虑覆岩压力的岩体拉伸破坏准则并给出等间距破裂岩体的裂隙间距计算公式；通过有限元数值计算和现场实测数据验证所提出理论计算公式的可行性；并进一步分析影响层状岩体中裂隙间距的主要因素。结果表明建立的黏结–软化–滑移解析模型可用于分析岩体界面处于黏结、部分滑移、应力软化及完全滑移等不同状态下的裂隙间距计算。     

考虑扩容碎胀特性的岩石本构模型研究与验证

 高应力卸荷条件下岩石扩容碎胀非连续变形行为研究对揭示深部巷道围岩稳定性演化及控制机制,分析预测围岩稳定性具有至关重要的意义。为此,依托室内岩石三轴卸荷试验,首先研究全应力–应变曲线各特征应力值随围压变化的演化特征,提出岩石进入峰前损伤扩容与峰后破裂碎胀阶段的临界条件准则,并考虑扩容碎胀破裂演化过程中岩样力学性质劣化规律,建立描述卸荷条件下岩石损伤扩容和破裂碎胀演化机制的本构模型,采用VC++编程语言将该模型嵌入到UDEC软件中,实现其非线性数值计算功能。同时,通过室内岩石试验曲线的模拟拟合,表明该模型在描述岩石扩容碎胀特性方面的合理性。最后,将该模型应用于一典型深部巷道围岩破损区分布的模拟研究中,通过与经典模型的对比分析,验证该模型在工程应用方面的可行性,并有针对性地提出深部巷道稳定性分析与维护的合理化建议。     

当前岩石力学研究中若干关键问题的思考与认识

 本文作者对当前岩石力学发展中的若干关键问题提出了自己的看法和建议。其中首先涉及到高地应力对软弱围岩稳定性和硬质围岩的稳定性问题。第二方面涉及节理裂隙岩体和某些非线性软弱围岩及支护的研究。这其中涉及到复杂岩体的破裂机制和施工过程的影响。第三方面对模型试验方法的作用做了论述,并建议应着重在数值分析效果不佳的问题上采用模型试验。第四方面对于数值分析方法存在的问题作了评述,指出它们分别适用的条件、存在的问题和可能解决的途径。特别指出当前非连续介质分析法不能解算大工程问题的解决思路,还对复杂岩体的本构关系、今后研究的思路提出了建议。最后对其它几个热点和难点问题谈了认识和建议,包括工程岩体稳定性的判据、应发展非确定性方法作为围岩稳定性判据,及用非连续分析法分析节理岩体进行真正裂隙网络固流耦合模型的渗流问题研究等。     

Whole section anchor–grouting reinforcement technology and its application in underground roadways with loose and fractured surrounding rock

Strata control technology for roadways with loose and fractured surrounding rock is one of the most challenging areas in underground roadway support. Based on the case of the serious deformations that occurred in a western main roadway of a Chinese coal mine, this paper analyzes the characteristics and influencing factors of deformation of roadways with loose and fractured surrounding rock. A mechanical model of the roadway’s surrounding rock has been established to study the different forces at play in the plastic zone of the roadway via means of site observation, theoretical analysis, numerical simulation and onsite experiments. Based on the double shell anchor–grouting reinforcement mechanism, whole section anchor–grouting reinforcement technology (WSAGRT) was implemented in the coal mine with the pertinent support parameters optimized by numerical simulation. The results show that the deformation of the rock surrounding the roadway has been held in check effectively, and thus WSAGRT warrants a safer and more effective mining environment.     

大刚度高强度二次支护巷道控制机理与应用

通过理论研究和现场多种支护方式的对比试验,建立了大刚度高强度二次支护巷道黏弹、黏塑性力学模型;进行了软岩巷道一次锚网喷支护、二次大刚度高强度支护围岩稳定控制的理论计算、分析与应用。根据理论计算结果,分析了二次支护前后围岩体应力状态的转化结果,得出了二次支护最大工作阻力值的黏弹、黏塑性理论解析解;并确定了第二次大刚度高强度支护的合理参数,选择了安全可靠的支护方法,实现了巷道的长期稳定。二次支护巷道围岩稳定控制的机理为:一次支护让压围岩体受力达到较低变形速率下的力学平衡,充分发挥围岩的承载作用;二次大刚度高强度支护避免围岩体处于高应力状态下及再次应变软化与蠕变劣化导致的承载力降低、状态恶化,减少巷道岩体偏应力,促进围岩应力向长期强度和巷道稳定的流变停止状态转化。     

风化破碎围岩巷道锚网(索)支护设计参数研究

处于煤层露头附近强风化、氧化带中的回采巷道,由于煤岩体内风化裂隙增多,强度降低,使这样围岩条件下的回采巷道的支护设计与维护管理都面临着与普通围岩条件巷道不一样的新问题.巷道顶部的破碎围岩能否形成稳定的承载压力拱结构,是决定巷道稳定状态、支护形式与支护参数的主要因素之一.论文以松散、破碎围岩的压力拱理论为基础,结合龙东煤矿7144材料道的工程实际背景,对风化破碎围岩巷道的锚网(索)支护设计参数进行了系统分析.     

Numerical evaluation of strength and deformability of fractured rocks

Knowledge of the strength and deformability of fractured rocks is important for design, construction and stability evaluation of slopes, foundations and underground excavations in civil and mining engineering. However, laboratory tests of intact rock samples cannot provide information about the strength and deformation behaviors of fractured rock masses that include many fractures of varying sizes, orientations and locations. On the other hand, large-scale in situ tests of fractured rock masses are economically costly and often not practical in reality at present. Therefore, numerical modeling becomes necessary. Numerical predicting using discrete element methods(DEM) is a suitable approach for such modeling because of their advantages of explicit representations of both fractures system geometry and their constitutive behaviors of fractures, besides that of intact rock matrix. In this study, to generically determine the compressive strength of fractured rock masses, a series of numerical experiments were performed on two-dimensional discrete fracture network models based on the realistic geometrical and mechanical data of fracture systems from feld mapping. We used the UDEC code and a numerical servo-controlled program for controlling the progressive compressive loading process to avoid sudden violent failure of the models. The two loading conditions applied are similar to the standard laboratory testing for intact rock samples in order to check possible differences caused by such loading conditions. Numerical results show that the strength of fractured rocks increases with the increasing confning pressure, and that deformation behavior of fractured rocks follows elasto-plastic model with a trend of strain hardening. The stresses and strains obtained from these numerical experiments were used to ft the well-known Mohr-Coulomb(MC) and Hoek-Brown(H-B) failure criteria, represented by equivalent material properties defning these two criteria. The results show that both criteria can provide fair estimates of the co     

穿采空区巷道围岩特性分析及稳定性控制

针对芦岭煤矿穿采空区巷道围岩工程环境特性问题,采用现场测试,钻孔窥视,数值模拟等方法,分析巷道在穿采空区不同区段围岩损伤区及矿压显现规律。研究结果表明,巷道穿采空区不同区段围岩具有明显分区特性,采空区上段巷道在逐渐靠近采空区时,损伤区范围逐渐扩大,完整性变差,围岩压力却较小;远离采空区下区段巷道围岩,裂隙发育程度较低,但是围岩压力表现更为明显。因此,结合巷道围岩的工程环境特点提出分区段控制技术方案,远离采空区卸压范围的围岩,主要采用锚杆、锚索加喷层的联合支护技术,改变浅层裂隙岩体的力学性能与围岩形成整体性结构,抵抗更大的围岩应力;采空区及附近围岩采用以U型钢为主体的刚性支护,防止裂隙岩体进一步碎胀扩容而产生的变形。现场支护表明,巷道顶底板及两帮位移量均小于30 mm,现场支护效果明显。     

区间分析方法在深部岩体工程中的应用

在深部巷道围岩力学分析和稳定性设计时,由于信息的有限性,影响围岩稳定性的基本参数只能确定其数值范围,很难得到大量的数据样本,确定其分布函数或隶属函数就存在很大的困难。因此,把岩体和支护物理力学参数当作区间变量,采用区间分析方法研究围岩的力学状态,较好地解决了上述困难。并提出了一种区间模型计算程序及其在深部巷道分析中的应用,研究的工程实例也显示该方法具有较好的适应性。     

跨采巷道围岩应力集中系数解析

为了确定上覆工作面采动对底板巷道稳定性的影响程度,首先,以海孜煤矿7煤工作面开采为例,根据其工作面支承压力分布形态,基于弹性力学理论建立了底板应力分布的力学模型,分析了采动支承压力在底板中的传递规律,并将采动支承压力与巷道围岩应力有机结合在一起,得到了上覆工作面开采过程中,底板巷道围岩的最大、最小主应力集中系数的变化规律,开采过程中围岩最大主应力集中系数的极值为1.28;其次,应用数值模拟软件FLCA3D建立了跨采巷道计算模型进行了验证,得出巷道围岩最大主应力集中系数极值为1.22,结果证明理论模型是可靠的。此模型可为底板巷道围岩控制提供基础的理论和技术支持。     

深部巷道围岩承载结构的数值分析

围岩承载结构的稳定是深部巷道支护成功的关键。应用岩石峰后应变软化本构模型对深部巷道进行数值模拟研究,分析了深部巷道与浅部巷道围岩承载结构的差别,探讨了支护阻力对深部巷道围岩承载结构的影响。研究结果表明:深部巷道围岩中存在围岩强度强、弱软化区域交替出现的现象;而提高支护阻力可以缩小围岩强度软化区域范围,减小围岩强度软化程度,改善巷道围岩应力分布状况。得出了支护阻力通过控制围岩强度软化,提高围岩自承能力,实现深部巷道围岩承载结构稳定的目的的结论。