使用石膏围岩试件模拟巷道开挖卸荷效应的试验研究

为了掌握巷道(隧道)围岩在开挖卸荷条件下的变形规律及破坏机制,实现对巷道开挖卸荷过程中真实加、卸载过程的模拟,采用具有自主知识产权的巷道围岩开挖卸荷模型试验系统,对高强石膏材料制作的小型围岩试件(厚壁圆筒:高290 mm、外径200 mm、内径100 mm)进行了巷道开挖瞬态、缓慢卸荷以及破坏的模拟试验。试验过程中采集到围岩试件轴向和切向2个方向的应变随时间的变化关系,获得了开挖卸荷全过程的应变-时间曲线。试验结果表明:(1)围岩试件的轴向基本都呈现受压状态,部分测点出现拉压变化,轴向应变在缓慢卸荷时可充分展现其弹塑性变形,而在瞬态卸荷时大部分的变形是在卸荷后慢慢释放的,卸荷结束后围岩试件有轻微蠕变现象;(2)围岩试件的内测切向应变大于外侧,即离洞壁距离越远,应变越小,试件在卸荷过程中向内膨胀;(3)同一测点,卸荷过程中切向应变大于轴向应变,切向应变对卸荷过程的反应更敏感,具有瞬时性,在围岩变形中起主导作用;(4)卸荷破坏时,切向应变先于轴向应变发生突变,即围岩试件破坏方向朝向洞内,试件破坏主要是环向剪切破坏伴随有竖向劈裂。     

巷道围岩二次应力状态弹性阶段的试验研究

为了实现对巷道开挖卸荷过程中真实加、卸载过程的模拟,掌握巷道(隧道)围岩在开挖卸荷条件下的变形规律及破坏机制,采用具有自主知识产权的巷道围岩开挖卸荷模型试验系统,对有机玻璃围岩试件进行开挖卸荷条件下巷道围岩二次应力状态弹性阶段的模拟试验,并与已成熟的巷道围岩二次应力状态弹性阶段的理论解析进行对比分析.试验过程中监测到围岩试件的变形朝向洞内,试件内侧的变形要大于外侧,即离洞壁越近,围岩变形越大,且整个变形过程呈现弹性特征.对比围岩试件的卸荷应变试验值与所求得的理论值,分析结果表明,试验结果可以与理论值很好地对应,且变化趋势相同,理论值稍大于试验值,从而验证了所构建试验系统的性能稳定性及试验模拟方法的可行性.目前的巷道围岩弹性理论的求解是可以验证的.     

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。     

软岩巷道围岩卸荷破坏力学模型及影响因素分析

为了研究深部软岩巷道开挖卸荷作用下的力学响应量及大变形失稳机理,基于统一强度准则和岩石三线段力学模型,建立了巷道围岩开挖卸荷力学模型,依据巷道开挖后围岩次生切向应力、等效剪应力分布特征,将围岩力学结构划分为浅承载圈、深承载圈、自稳承载圈、主承载圈和关键承载圈,通过理论分析,求解得到软岩巷道开挖后次生应力场、位移场以及软化区与破碎区范围解析解,结合某软岩工程相关力学参数,分析了巷道开挖卸压作用下围岩屈服应力,围岩破裂区、软化区影响范围以及围岩承载结构的影响因素。研究表明:围岩屈服应力随着初始黏聚力和内摩擦角的减小以及掘进速度的增大而减小,围岩越容易达到屈服发生破坏;围岩软化区范围与围岩初始力学参数相关,初始黏聚力越大的围岩,围岩软化区范围减小;破碎区范围随着黏聚力软化模量、剪胀角、掘进速度以及支护结构间排距等的增加而增大;主承载圈和关键承载圈的范围、径向应力和轴向应力的峰值随着围岩软化程度的增加而增大,且向巷道深部转移。     

高应力巷道开挖围岩损伤分析

首先运用岩石破裂过程分析RFPA分别对有、无裂纹情况下的高应力巷道开挖围岩损伤过程进行了分析,随后,对有、无裂纹情况下的高应力巷道开挖围岩损伤进行了理论分析.模拟结果再现了巷道围岩开挖卸荷后声发射变化全过程.数值模拟与理论分析表明:高应力巷道围岩卸荷破坏是个损伤逐渐累积最终演致破坏的过程;垂直方向为最大主应力情况下,损伤主要从两帮开始,然后向两帮深部扩展,扩展到一定程度后沿大主应力方向扩展;卸荷损伤过程受裂纹影响很大,裂纹改变巷道围岩损伤演化过程,对损伤演化过程起主要控制作用;提出的理论分析方法可用于巷道围岩开挖卸荷后损伤破坏情况的分析.     

真三轴应力路径下花岗岩岩爆特征试验研究

为分析高应力条件下开挖卸荷对巷道围岩破坏特征的影响,利用真三轴岩爆试验系统,通过三向六面加载、单面快速卸荷的方法对花岗岩的破坏形态、能量演化特征和声发射基本特征参数进行研究.试验结果表明:岩石破坏过程分为小颗粒弹射、岩板劈裂、板折剥落、块状弹射４个阶段.试样在卸荷面形成“V 形”岩爆坑,内侧出现剪切裂纹,其整体破坏形态在空间分布上呈二元分布;通过对岩爆能量的研究发现,卸荷过程前岩石所吸收的能量主要以可释放的弹性应变储蓄在岩石自身,在卸荷过程后所累积的弹性应变能释放,促进岩石的破碎;声发射 AF 和RA 特征值的变化规律表明,试验过程中岩石试样产生张拉裂纹和剪切裂纹,且以剪切破坏为主.岩石的损伤变量曲线与应力曲线有较好的对应关系,可以反映岩石内部结构的破坏程度,为深部工程灾害监测提供一定的理论依据.     

煤岩轴向应力恒定卸围压条件下力学参数的研究

分析了煤岩轴向应力恒定卸围压破坏时极限强度、峰值应变和破坏方式等力学参数，运用卸载破坏围压差的概念，反应不同初始卸载围压煤岩破坏的难易程度。通过对不同初始卸荷速率煤岩试件变形破坏力学参数的对比，研究开挖卸荷速率对地下工程的影响。     

连拱隧道围岩变形和破坏形态的DDA分析

连拱隧道围岩一般为由节理结构面相互切割的非连续岩体,利用非连续性分析方法研究这类围岩的变形和破坏形态可以更好地反映工程实际情况。采用非连续变形分析方法DDA,对金鸡山连拱隧道围岩的变形和破坏过程进行了模拟,将整个变形破坏过程划分为了3个阶段：中墙上方岩体变形、地表下沉、滑移面产生阶段、隧道左右洞两侧滑移带（或滑移面）的形成阶段以及中墙顶部块体失稳、隧道上方岩体快速塌落阶段。研究了金鸡山隧道浅埋围岩和深埋围岩的变形破坏特征,其中边墙部位、靠近中墙的内侧拱顶或拱肩部位、外侧拱肩部位会首先受到变形破坏。     

卸荷条件下岩石破坏能量演化试验研究进展

岩石在变形破坏过程中不断与外界交换着物质和能量,是一个能量耗散的损伤演化过程,岩石破坏的实质是能量驱动下的状态失稳现象。综合介绍了在开挖瞬间,迅速增大的轴向应力随着时间增长逐渐趋于稳定和围压瞬间卸载的应力重分布情况,目前主要采用轴压升高、围压降低而轴压不变、围岩降低的室内试验方案。结果表明:岩石卸荷破坏具有明显的围压效应,总应变能、弹性应变能和耗散能与初始围压呈正相关关系;随着卸荷速率的增加,能量转化速率不断减小,岩石容易产生瞬间动态破坏;不同卸荷水平下能量演化存在明显的差异;碎屑岩块分形维数越大,扩容现象越明显,穿晶、沿晶裂纹越发育,消耗能量越多。基于现有的研究成果,提出完善试验系统、采用与工程实际相符合的应力路径、开展微细观裂纹研究、深入能量转化敏感阶段研究的发展趋势。     

单轴荷载下类煤岩组合体变形规律及破坏机理

煤岩组合体由于组成结构不同,其变形破坏过程表现出与单体不同的特性。为探究煤岩组合体整体破坏过程中的变形与破坏规律,特别是组合体不同位置处的径向变形与扩容特征,以加工制作的类煤岩组合体为研究对象,采用静态应变测试系统与RMT岩石力学试验系统开展单轴压缩试验。利用沿轴向不同位置处粘贴的径向应变片与煤、岩体中部的轴向应变片获得了试件峰前段的应变特征,并分析了组合体试件煤体部分的扩容特性。通过对破坏后的试件进行剥离分解,阐述了组合体试件整体失稳过程中的裂纹扩展与破坏机理。研究表明:组合体不同位置径向应变不同,靠近煤体端部处应变最大,煤体中部次之,结合面处大于岩体部分,岩体中部最小,说明组合体煤体与岩体两部分变形受到彼此影响。应力峰前段组合体煤体部分径向变形受到岩体部分限制作用较显著,峰后段岩体部分破坏则明显受到煤体部分劈裂拉伸作用。在岩体部分限制作用下,相对煤单体,组合体中煤体部分扩容段变化较为平缓,在进入扩容阶段后可承受更久的荷载作用,且扩容点体积应变偏小,破坏机制的不同使得组合体整体冲击倾向性有所减弱。在对煤岩复合岩体开挖时,应加强距结合面相对较远处煤体的支护,同时应避免煤体部分破坏后裂隙扩展贯穿结合面所导致的岩体破坏情况,以保证围岩整体的稳定。     

加卸载条件下煤岩变形特性与渗透特征的试验研究

以原煤为研究对象,利用自主研制的含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流试验系统,采用加轴压、卸围压的应力控制方式开展煤岩加卸载试验,分析加卸载条件下煤岩变形特性和渗透特征的演化规律。研究结果表明：① 加卸载试验峰值强度明显低于常规三轴压缩试验峰值强度,在加卸载过程中,主应力差有一个明显增加趋势,卸载第2阶段速率越大,其曲线斜率也越大,但峰值强度越小,对应的径向应变ε3 、体积应变εV增加速率也越快,而到峰值后破坏阶段,均呈下降趋势。② 加卸载过程中,煤岩渗透率、应力差与应变关系可以分为3个阶段,初始压密和屈服阶段、屈服后阶段、破坏失稳阶段。试件达到峰值后瓦斯渗透率出现突然小幅度上升,持续一段时间后,渗透率出现急剧陡增趋势。③ 煤岩渗透率的变化与煤岩的变形损伤演化过程密切相关,渗透率随变形的增大均呈二次多项式函数递增。     

卸载条件下二向不均等地应力场中圆形冻结壁弹性应力分析

为获得二向不均等地应力场中圆形冻结壁的受力变形规律,考虑开挖卸载工况,建立了冻结壁与围岩相互作用弹性力学模型,推导并用有限元软件验证了其解析解,且与传统加载模型进行了对比。着重分析了冻结壁内缘环向应力与径向位移的分布情况及其与各影响因素间的关系。研究表明:加载模型较本文卸载模型计算结果总体偏大;在冻结壁与围岩弹性模量的比值β较小时,考虑其相互作用可有效减小冻结壁的应力与位移;若地应力均匀系数λ较小,冻结壁内缘会出现环向拉应力,不利于其承载能力的发挥;卸载率、β、λ、冻结壁内外半径比均对冻结壁的应力、位移有较大影响,而泊松比的影响相对较小。本文计算模型能较真实地反映冻结壁的受力变形情况,研究成果对冻结壁的设计与施工具有一定的指导作用。     

采动应力下急倾斜煤层顶板砂岩的力学及渗透特性

针对煤矿开采过程中垂直应力集中及水平应力卸载所引起的岩体变形破坏和渗透特性等问题,运用自主研制的含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流试验装置,以急倾斜煤层顶板砂岩为研究对象,开展不同静水压力条件下,砂岩定轴压卸围压瓦斯三轴渗流试验,研究应力集中状态对砂岩卸围压破坏过程中变形规律及渗流特性的影响。得出的主要结论有：岩样屈服阶段存在一点,为岩样卸荷由张拉破坏向压剪破坏的转折点,且卸荷点越接近屈服强度,岩样卸荷破坏越突然和剧烈,岩体破碎度越高;初始围压(轴压)相同时,砂岩的峰值强度随初始轴压(围压)增大而有所提高;砂岩卸荷破坏卸荷量百分比随轴压增大而减小,随初始围压增大而增大;砂岩卸荷破坏后,峰值瓦斯流量与体积应变之间存在指数函数关系;砂岩卸荷破坏形态主要表现为沿层理方向的张剪混合裂缝,且微裂缝十分发育,岩样的渗透性与裂缝的发育程度具有较好的相关性。岩体渗透性与其所处的应力状态密切相关,开展采动应力下煤系砂岩的变形破坏规律及瓦斯流动特征研究对指导急倾斜煤层开采中瓦斯抽采钻孔的合理布设、提高瓦斯抽采效率具有重要的理论及现实意义。     

岩石卸荷破坏的变形特征及本构模型

对闪长岩试样进行了加轴压、卸围压试验,研究了卸荷条件下闪长岩的变形和破裂特征.结果表明：与加载试验相比,卸荷试验中岩样轴向应变没有明显的应变强化过程,轴向应变峰值较小,弹性模量与围压呈非线性关系降低,泊松比与围压呈非线性关系增加,岩样破坏特征以主剪切破坏为主.基于试验认识,采用损伤力学理论,通过岩石强度的随机分布假设和摩尔-库仑强度理论,引入比例系数,建立了一个能够反映岩石卸荷特征的三维损伤本构模型.基于试验结果给出模型参数, 模型能够反映岩石卸荷条件下的强度及脆化特征,理论结果和试验结果吻合较好.     

轴压和循环冲击次数对砂岩动态力学特性的影响

利用岩石动静组合加载SHPB试验装置,研究不同轴压的岩石在循环冲击过程中动态强度和变形特性。首先,对具有不同轴压的岩石进行循环冲击;进而考察了在循环冲击过程中岩石的典型动态应力-应变曲线;最后,研究轴压和循环冲击次数对岩石动态强度和变形特性的影响。研究结果表明：随着循环冲击次数的增加,加载段和第2卸载段的变形模量、峰值应力、恢复的应变与峰值应变之比和恢复的应力与临界卸载应力之比值逐渐降低;平均应变率、峰值应变、第1卸载段的变形模量以及单位体积吸收能逐渐增大。当轴压为其单轴抗压强度的22%,51%和65%时,岩石对外部冲击载荷的抵抗能力与冲击次数间的关系整体上呈现“平缓发展-急剧下降”,当轴压为0或为其单轴抗压强度的87%时,岩石抵抗冲击的能力随冲击次数的增加基本呈现匀速降低的趋势。当轴压为其单轴抗压强度的22%时,抵抗外部循环冲击载荷的能力最高。     

软岩隧洞围岩稳定分析及施工方法研究

在软岩地层中开挖大跨度引水隧洞,围岩自稳能力差,如何保证围岩稳定,进行安全施工是最突出的问题。通过现场踏勘调研,根据引水隧洞的工程地质条件,建立三维模型,基于卸荷岩体力学理论与方法,对开挖后的围岩稳定性进行了详细计算分析。计算结果表明,考虑开挖过程中的动态卸荷效应后,围岩产生了较大的变形,但主要集中在断层和隧洞相交的局部位置附近,洞轴线剖面其它位置的拱顶沉降大约在10 mm左右,隧洞周边位移相对值在规范允许范围之内,没有大范围失稳趋势。断层、不整合接触带位置附近的卸荷效应影响尤为明显,出现了明显的塑性区,产生了局部变形和应力集中,应该引起足够的重视,在开挖的过程中要及时或超前支护。最后,根据计算分析结果,提出了一些切实可行的施工方法建议措施。研究成果为引水隧洞的设计和施工支护提供了重要的参考。     

深井沿空巷道合理位置确定及围岩控制技术

针对深井高地应力矿井煤柱应力大、巷道围岩变形严重及煤柱宽度大造成资源浪费等特点,以麦地掌煤业21214工作面为研究背景,通过地应力测试、钻孔应力测试了解工作面侧向应力峰值位置及大小。通过现场实测及分析得侧向应力峰值约为43MPa,且位于距巷帮约17m处。并运用理论计算、数值模拟,研究沿空掘巷围岩在掘采期间的变形破坏特征、合理窄煤柱尺寸的确定及沿空巷道的围岩控制。结果表明：煤柱宽度为6.5m时巷道围岩稳定性较好,掘进初期,围岩变形量及变形速率较大,后逐渐减小,掘进影响期为15天,回采期间由于小煤柱侧的支护强度大于工作面侧,小煤柱侧的变形量小于工作面侧的变形量,最大变形量分别为110mm和248mm,均在可控的范围内。