尹光志,馬 波,劉 超,李銘輝,魯 俊,尹思禹
(1.重慶大學(xué) 煤礦災(zāi)害動(dòng)力學(xué)與控制國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,重慶 400030; 2.重慶大學(xué) 資源及環(huán)境科學(xué)學(xué)院,重慶 400030)
近年來,礦井開采、水利工程、硐室開挖以及地質(zhì)鉆探等地下工程正逐步向深部延伸[1]。隨著埋深的增加,地下工程的地質(zhì)環(huán)境更加復(fù)雜,這些內(nèi)外環(huán)境作用特點(diǎn)可概括為“三高一擾動(dòng)”[2]。由于地質(zhì)構(gòu)造作用,地層中巖石常處于三向不等壓狀態(tài)(σ1>σ2>σ3)。因此,常規(guī)巖石力學(xué)試驗(yàn)(σ1>σ2=σ3)無法研究真實(shí)應(yīng)力狀態(tài)下的巖石力學(xué)特性。此外,由于地下工程開挖的擾動(dòng)作用,圍巖應(yīng)力場(chǎng)重新分布,具體表現(xiàn)為圍巖的切向應(yīng)力升高,徑向應(yīng)力降低[3]。地下工程施工中常通過減慢開挖速率,減小開挖進(jìn)尺來降低巖體失穩(wěn)發(fā)生的風(fēng)險(xiǎn),其本質(zhì)是調(diào)整開挖引起的圍巖應(yīng)力加卸荷速率的大小,以降低巖體失穩(wěn)與巖爆發(fā)生的可能性[4]。可見,巖體的力學(xué)特性和能量特征與加卸荷速率有密切關(guān)系。因此,采用真三軸加卸荷試驗(yàn)?zāi)M地下硐室開挖過程中的圍巖應(yīng)力路徑,可更真實(shí)地反映地下巖體的實(shí)際情況,得出更為符合實(shí)際的結(jié)果。
目前,已有大量學(xué)者研究了加卸荷速率對(duì)巖石力學(xué)性質(zhì)的影響。黃潤(rùn)秋等[5]對(duì)大理巖在不同卸荷速率下的力學(xué)特性進(jìn)行了試驗(yàn)研究,指出卸荷速率對(duì)錦屏大理巖的變形特征、斷裂特征和強(qiáng)度特征有較顯著的影響。謝和平等[6-7]利用常規(guī)三軸加卸載試驗(yàn)進(jìn)行了3種不同開采方式(不同加卸荷速率比)下原煤力學(xué)特性研究,結(jié)果表明不同開采方式下煤巖力學(xué)特性有顯著差異。邱士利等[8]進(jìn)行了不同卸荷速率下的三軸卸圍壓試驗(yàn),對(duì)大理巖的變形破裂特征、體積擴(kuò)容特征以及強(qiáng)度變化規(guī)律進(jìn)行了較詳細(xì)地研究。何滿潮等[4]基于真三軸巖爆試驗(yàn)系統(tǒng),對(duì)北山花崗巖進(jìn)行三向六面加荷,然后單面以4種不同速率突然卸載的試驗(yàn)方法來進(jìn)行研究,找到了卸載速率對(duì)巖爆的影響機(jī)制。從能量角度開展巖石破壞研究方面。LIU等[9]以能量耗散為橋梁定義了損傷變量,計(jì)算了泥砂巖和粉砂巖在循環(huán)加卸載條件下的損傷演化方程。張黎明、許國安、從宇等[10-12]分析了單軸試驗(yàn)、常規(guī)三軸試驗(yàn)和加卸載試驗(yàn)條件下巖石破壞過程的能量轉(zhuǎn)化特征,探討應(yīng)力路徑對(duì)能量演化的影響規(guī)律。呂有廠等[13]得出恒定軸壓、卸載圍壓試驗(yàn)過程中煤巖的能量耗散與卸圍壓速率有關(guān),且含瓦斯煤巖的能量耗散隨著卸圍壓速率的增大而減小。蘇國韶等[14-15]利用自主研發(fā)的真三軸巖爆試驗(yàn)系統(tǒng),進(jìn)行了不同加荷、卸荷速率下的單面臨空試驗(yàn),探討不同支護(hù)力失效、不同失效時(shí)機(jī)及不同失效速率對(duì)巖爆破壞特征的影響。
以上研究成果對(duì)于正確認(rèn)識(shí)加卸荷條件下巖石力學(xué)特性與能量特征具有重要的意義,但由于實(shí)驗(yàn)設(shè)備條件的限制,前人大多是基于常規(guī)三軸試驗(yàn)所進(jìn)行的巖石加卸荷研究,鮮有最小主應(yīng)力方向上單面變速率卸荷試驗(yàn)報(bào)道。鑒于此,本文利用自主研發(fā)的多功能真三軸流固耦合試驗(yàn)系統(tǒng)研究了單面卸荷條件下不同加荷、卸荷速率對(duì)砂巖力學(xué)特性與能量特征的影響。研究成果可為制定硐室的開挖與支護(hù)方案,預(yù)測(cè)圍巖的穩(wěn)定性提供借鑒。
試驗(yàn)采用自主研發(fā)的“多功能真三軸流固耦合試驗(yàn)系統(tǒng)”[16]進(jìn)行,如圖1所示。該裝置由框架式機(jī)架、真三軸壓力室、加荷系統(tǒng)、內(nèi)密封滲流系統(tǒng)、數(shù)據(jù)測(cè)量與采集系統(tǒng)及聲發(fā)射測(cè)試系統(tǒng)等組成??蓪?shí)現(xiàn)多種復(fù)雜應(yīng)力路徑下(單向、雙向、三向應(yīng)力狀態(tài)下)巖石力學(xué)特性與滲透規(guī)律試驗(yàn)研究。
圖1 多功能真三軸流固耦合試驗(yàn)系統(tǒng)Fig.1 True triaxial fluid-solid coupling experiment system
試驗(yàn)所用砂巖取自重慶市北碚地區(qū),視密度為2 260 kg/m3,泊松比ν=0.17,平均單軸抗壓強(qiáng)度為σc=61 MPa。其主要礦物成分為長(zhǎng)石和石英,該砂巖均質(zhì)度好,離散性較小,呈灰青色,表面無明顯節(jié)理、裂隙。用切割機(jī)將巖石切割成100 mm×100 mm×100 mm的正方體試件,然后利用磨床進(jìn)行精加工,保證其端面不平行度和不垂直度均小于0.05 mm。
為研究不同加荷、卸荷速率下的砂巖力學(xué)特性及能量特征,進(jìn)行了恒定加荷速率變卸荷速率和恒定卸荷速率變加荷速率兩組試驗(yàn),分別稱為A組和B組。具體試驗(yàn)條件見表1。每個(gè)速率水平試驗(yàn)獨(dú)立重復(fù)3次,以降低試驗(yàn)結(jié)果的離散性。試驗(yàn)步驟如下:
(1)初始應(yīng)力加荷階段。以力控制方式(2 kN/s)同步加荷三向應(yīng)力至靜水壓應(yīng)力σ1=σ2=σ3=40 MPa。保持最小主應(yīng)力σ3(Z向)不變,以2 kN/s的速率同步增加最大主應(yīng)力σ1(Y向)和中間主應(yīng)力σ2(X向)到60 MPa。保持σ1,σ2不變,增加σ1到80 MPa。
(2)加卸荷階段。以位移控制方式增加σ1,同時(shí)以力控制方式單面卸σ3,并保持卸荷面對(duì)面加荷壓頭的位移不變,直至砂巖試樣破壞,停止試驗(yàn)。加卸荷應(yīng)力路徑如圖2所示。
表1不同加卸荷速率試驗(yàn)方案
Table1Experimentalschemesofdifferentloadingandunloadingrates
試件編號(hào)加荷速率/(mm·s-1)卸荷速率/(kN·s-1)試件編號(hào)加荷速率/(mm·s-1)卸荷速率/(kN·s-1)A10.20B10.001A21.00B20.003A30.0032.50B30.0051A43.00B40.008A53.75B50.012A65.00
圖2 加卸荷應(yīng)力路徑Fig.2 Paths of stress loading and unloading
以加卸荷起始點(diǎn)應(yīng)變作為應(yīng)變測(cè)量的參考基點(diǎn),不同卸荷速率下巖樣加卸荷階段應(yīng)力-應(yīng)變曲線如圖3所示。
圖3 不同卸荷速率下砂巖應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.3 Stress-strain curves of sandstone specimens under different unloading rates
由圖3可見,巖石在不同卸荷速率條件下應(yīng)變與峰值應(yīng)力呈一致性規(guī)律。同一加荷速率條件下,隨著卸荷速率增加,最大主應(yīng)變隨著最大主應(yīng)力的增加逐漸變緩,砂巖破壞時(shí)的峰值應(yīng)力降低,對(duì)應(yīng)的最大主應(yīng)變也隨之減小。究其原因,在同一位移加荷速率條件下,Y向應(yīng)變隨時(shí)間增加的幅度大致相同,卸荷速率越快,Z向力急劇減小,使得砂巖的承載變形能力降低,導(dǎo)致其峰值應(yīng)力減小。因此,巖石破壞時(shí)Y方向應(yīng)變也較小。與此相反,在最小主應(yīng)力方向上,隨著卸荷速率的增加,Z向力急劇減小,使得巖石發(fā)生破壞時(shí)Z向膨脹量逐漸增大。中間主應(yīng)力在加卸荷過程中保持不變,由于泊松效應(yīng),Y向壓縮作用導(dǎo)致X向和Z向膨脹,Z向卸荷面作為主要的膨脹面,X向膨脹量隨著卸荷速率的增大逐漸減小,且X向膨脹量小于Z向膨脹量。此外,不同卸荷速率下巖石破壞時(shí)均發(fā)生擴(kuò)容現(xiàn)象,但擴(kuò)容的起點(diǎn)不一樣。卸荷速率較低時(shí),巖石在加卸荷初期階段逐漸被壓縮,接近峰值應(yīng)力時(shí),巖石出現(xiàn)擴(kuò)容現(xiàn)象,表現(xiàn)出明顯的應(yīng)變硬化特征。卸荷速率較高時(shí),巖石在加卸荷初始階段即發(fā)生擴(kuò)容現(xiàn)象,接近峰值應(yīng)力時(shí),擴(kuò)容速率加快,擴(kuò)容量增大,巖石的承載能力迅速降低,表現(xiàn)出明顯的脆性破壞特征。此時(shí),Z向卸荷作用對(duì)巖石的擴(kuò)容起主導(dǎo)作用。
砂巖在不同卸荷速率條件下的破壞形態(tài)如圖4所示,本文以卸荷速率0.2,1和3.75 kN/s時(shí)的試驗(yàn)結(jié)果為例,以說明不同卸荷速率下砂巖宏觀破壞形態(tài)上的差異??梢钥闯?,砂巖的破壞面均沿著垂直最小主應(yīng)力方向發(fā)育形成,但裂紋發(fā)育程度與破壞模式有明顯的差異。卸荷速率為0.2 kN/s時(shí),砂巖主要是以宏觀剪切面的貫通形成而失穩(wěn)破壞,裂紋發(fā)育較為充分。1 kN/s和3.75 kN/s卸荷速率下砂巖在σ1和σ2方向加荷面上形成多條近垂直于卸荷方向的張拉裂紋,且裂紋多集中于卸荷面附近,遠(yuǎn)離卸荷面的裂紋則呈現(xiàn)出張剪復(fù)合特征,最終劈裂形成巖石板塊。不同卸荷速率下的砂巖破壞時(shí)裂紋的成分有差別,高卸荷速率有利于張性裂紋的形成,導(dǎo)致砂巖產(chǎn)生的宏觀破壞形態(tài)有所差異。表2為不同卸荷速率下砂巖的特征力學(xué)參數(shù)。
不同加荷速率下巖樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線如圖5所示。可見,砂巖在不同加荷速率條件下變形過程基本一致。隨著加荷速率的增加,砂巖破壞時(shí)的峰值應(yīng)力明顯增大,相應(yīng)的最大主應(yīng)變也隨之增大。同一卸荷速率條件下,加荷速率越大,巖石內(nèi)部的裂隙發(fā)育時(shí)間相對(duì)縮短,裂紋擴(kuò)展滯后于載荷的增加,試件在破壞時(shí)Y向能承受更大的壓縮作用,峰值應(yīng)力也增加到更高的水平。隨著加荷速率的增加,巖石發(fā)生破壞時(shí)Z向膨脹量減小。此外,加荷速率為0.001 mm/s時(shí),巖石在加卸荷初始階段即發(fā)生擴(kuò)容,無明顯的擴(kuò)容起始點(diǎn);加荷速率較高時(shí),加卸荷初始階段巖石逐漸被壓縮,進(jìn)入屈服階段后發(fā)生擴(kuò)容,擴(kuò)容點(diǎn)隨著加荷速率的增大逐漸滯后,巖石發(fā)生破壞時(shí),擴(kuò)容特征越不明顯。此時(shí),Y向的壓縮作用對(duì)巖石的擴(kuò)容占主導(dǎo)作用。
圖4 不同卸荷速率下砂巖破壞形態(tài)Fig.4 Failure modes of sandstone specimens under different unloading rates
試件編號(hào)卸荷速率/(kN·s-1)峰值最大主應(yīng)力σp1/MPa峰值最小主應(yīng)力σp3/MPa峰值最大主應(yīng)變?chǔ)舙1/%峰值中間主應(yīng)變?chǔ)舙2/%峰值最小主應(yīng)變?chǔ)舙3/%峰值體應(yīng)變?chǔ)舙V/%A10.2161.5137.010.536-0.194-0.3020.039A21.0159.3929.610.433-0.150-0.383-0.010A32.5124.2120.260.216-0.087-0.396-0.267A43.0118.3320.270.155-0.074-0.408-0.328A53.75116.3418.070.110-0.067-0.413-0.370A65.099.0114.130.072-0.044-0.583-0.555
圖5 不同加荷速率下砂巖應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.5 Stress-strain curves of sandstone specimens under different loading rates
不同加荷速率下砂巖的破壞形態(tài)如圖6所示。本文以加荷速率0.001,0.003和0.008 mm/s時(shí)的試驗(yàn)結(jié)果為例,以說明不同加荷速率下砂巖在宏觀破壞形態(tài)上的差異。不同加荷速率下砂巖的破壞面均沿著垂直最小主應(yīng)力方向形成,但裂紋的發(fā)育程度與破壞形式有明顯的差異。加荷速率為0.001和0.003 mm/s時(shí),砂巖主要以張剪破壞為主,在卸荷面附近伴有張拉裂紋產(chǎn)生,而遠(yuǎn)離卸荷面的裂紋則呈張剪復(fù)合特征,0.008 mm/s加荷速率下的砂巖主要發(fā)生剪切破壞。加荷速率越大時(shí),恒定的最小主應(yīng)力卸荷速率引起的對(duì)砂巖強(qiáng)度與變形影響效果變得不明顯,也就是卸荷面效應(yīng)減弱,砂巖以產(chǎn)生剪切裂紋為主。表3為不同加荷速率下砂巖的特征力學(xué)參數(shù)。
加卸荷條件下,隨著σ1增大和σ3減小引起的砂巖破壞,實(shí)質(zhì)上是偏應(yīng)力q增大導(dǎo)致其發(fā)生破壞。偏應(yīng)力計(jì)算公式如下:
(1)
(2)
式中,Δεi(i=1,2,3,V)分別表示最大主應(yīng)變、中間主應(yīng)變、最小主應(yīng)變和體積應(yīng)變?cè)隽俊?/p>
圖6 不同加荷速率下砂巖破壞形態(tài)Fig.6 Failure modes of sandstone specimens under different loading rates
試件編號(hào)加荷速率/(mm·s-1)峰值最大主應(yīng)力σp1/MPa峰值最小主應(yīng)力σp3/MPa峰值最大主應(yīng)變?chǔ)舙1/%峰值中間主應(yīng)變?chǔ)舙2/%峰值最小主應(yīng)變?chǔ)舙3/%峰值體應(yīng)變?chǔ)舙V/%B10.001118.0518.050.178-0.130-0.406-0.358B20.003159.4029.610.400-0.149-0.396-0.145B30.005160.7231.810.421-0.163-0.366-0.108B40.008173.7736.520.603-0.216-0.3600.026B50.012175.9038.160.603-0.219-0.3570.027
圖7 砂巖破壞時(shí)應(yīng)變偏應(yīng)力柔量與加卸荷速率關(guān)系Fig.7 Relationships between strain-deviatoric stress compliance and loading or unloading rates when sandstone failure
對(duì)于砂巖真三軸加卸荷試驗(yàn),將其視為一個(gè)封閉系統(tǒng),在試驗(yàn)過程中系統(tǒng)與外界沒有熱交換,外力做的功即為試件吸收的總能量U。總能量U分兩部分組成,即單位體積所儲(chǔ)存的可釋放彈性應(yīng)變能Ue和用于形成巖樣內(nèi)部損傷以及塑性變形的耗散能Ud。其中[17]:
U=Ue+Ud
(3)
(4)
(5)
為了簡(jiǎn)化計(jì)算,將初始應(yīng)力加荷階段中靜水壓力做的功視為恒定值,全部以可釋放彈性應(yīng)變能的形式存儲(chǔ)起來。式中:U0為初始應(yīng)力加荷階段靜水壓力對(duì)巖石所做的功,因此[18]:
(6)
本文僅分析巖石峰前加卸荷能量特征。巖石在受力過程中,從微破裂出現(xiàn)、擴(kuò)展直至貫通整個(gè)過程中都伴隨著能量的轉(zhuǎn)化。巖石在孔隙、裂隙壓密階段(oa)以及進(jìn)入線彈性階段(ab)所吸收的能量大都以可釋放彈性應(yīng)變能的形式存儲(chǔ),耗散能很小;進(jìn)入微破裂穩(wěn)定發(fā)展階段(bc),彈性應(yīng)變能增速變緩,耗散能開始增加;巖石屈服后(c點(diǎn)),彈性應(yīng)變能基本不變,耗散能增加明顯,但此時(shí)彈性應(yīng)變能仍大于耗散能,微破裂不斷發(fā)展;至峰值應(yīng)力時(shí)(d點(diǎn)),彈性應(yīng)變能達(dá)到最大值,而后,彈性應(yīng)變能逐漸釋放,耗散能急劇增大,裂紋貫通,巖石發(fā)生破壞。A組與B組加卸荷試驗(yàn)過程的能量變化曲線規(guī)律相似,圖8為試樣B1加卸荷過程的能量變化曲線。
圖8 砂巖試樣B1應(yīng)力和應(yīng)變能與應(yīng)變的關(guān)系曲線Fig.8 Variation of stress and strain energy with strain for sandstone specimen B1
砂巖破壞過程中伴隨著能量耗散,耗散能量主要用于巖石內(nèi)部裂紋的萌生與擴(kuò)展,是引起巖石損傷的原因。本文定義耗散能比例為巖石變形破壞過程中累積耗散能Ud與巖石吸收的總能量U的比值。以A組為例,圖9為A組試樣耗散能比例隨最大主應(yīng)變變化的關(guān)系曲線。由圖9可以看出,巖石的耗散能比例隨最大主應(yīng)變的增加呈現(xiàn)出先增大后減小,然后再變大的規(guī)律,大致分為3段。oa段處于壓密變形階段,耗散能量用于巖石原生裂隙的壓密與顆粒之間的咬合,耗散能比例逐漸增大。ab段處于彈性變形階段,這個(gè)階段的能量耗散較少,主要以可釋放彈性應(yīng)變能的形式存儲(chǔ),耗散能比例逐漸降低。bd段為微破裂穩(wěn)定發(fā)展階段至峰值應(yīng)力階段,裂紋逐漸擴(kuò)展,耗散能比例隨應(yīng)變?cè)黾臃€(wěn)定增長(zhǎng),巖石內(nèi)部損傷加劇。隨著卸荷速率的增加,裂隙的傳播和應(yīng)力的轉(zhuǎn)移不充分,大量的彈性能以顆粒彈射、小塊剝離的形式釋放,巖石在破壞時(shí)所釋放的能量越大。因此,砂巖破壞時(shí)可釋放彈性應(yīng)變能占總能量的比例越高。
圖9 A組砂巖耗散能比例與應(yīng)變關(guān)系曲線Fig.9 Variation of proportion of dissipated energy to total energy with strain for group A sandstone specimens
(7)
圖10為巖樣峰值應(yīng)力處應(yīng)變能和應(yīng)變能轉(zhuǎn)化速率與加卸荷速率的關(guān)系曲線。卸荷速率越大,巖石在峰值應(yīng)力點(diǎn)處吸收的總能量U、彈性應(yīng)變能Ue和耗散能Ud越小。相反,隨著加荷速率增大,巖石在峰值應(yīng)力點(diǎn)處的U,Ue和Ud越大。究其原因,隨著卸荷速率增大,巖石發(fā)生破壞時(shí)峰值應(yīng)力越小,故峰值彈性應(yīng)變能越小;最大主應(yīng)變?cè)叫?,壓頭對(duì)試樣輸入的能量越少,即U也越小。同理,加荷速率越大,巖石破壞時(shí)峰值應(yīng)力越大,對(duì)應(yīng)的彈性應(yīng)變能Ue越大,最大主應(yīng)力對(duì)試件輸入的能量也越多,巖石主要發(fā)生剪切破壞,剪切裂紋的產(chǎn)生需要消耗大量能量,導(dǎo)致巖石的耗散能比例也越高。由圖10還可以看出,應(yīng)變能轉(zhuǎn)化速率與應(yīng)變能隨著加卸荷速率的增大變化趨勢(shì)較為一致。峰前卸荷速率越大,U,Ue和Ud的轉(zhuǎn)化速率越低。峰前加荷速率越大,U,Ue和Ud的轉(zhuǎn)化速率越大。在地下硐室開挖過程中減慢開挖速率(卸荷速率),有利于提高巖體的承載能力,控制圍巖的變形量,提高圍巖的穩(wěn)定性;另一方面,可以有效地降低巖石破壞時(shí)釋放的能量,保障施工人員的生命安全與降低財(cái)產(chǎn)設(shè)備的損失。
圖10 砂巖峰值時(shí)應(yīng)變能-加卸荷速率和加卸荷速率-應(yīng)變能轉(zhuǎn)化率關(guān)系曲線Fig.10 Variation of strain energy and conversion rates with loading or unloading rates for sandstone at peak strength
(1)真三軸加卸荷應(yīng)力條件下,隨著卸荷速率的增大,砂巖破壞時(shí)的最大主應(yīng)力、最大主應(yīng)變和最小主應(yīng)變均減小,擴(kuò)容特征逐漸明顯,擴(kuò)容量增大。巖樣破壞模式逐漸由剪切破壞轉(zhuǎn)為張拉破裂,且張性裂紋多集中于卸荷面附近;隨著加荷速率的增大,砂巖破壞時(shí)的最大主應(yīng)力、最大主應(yīng)變和最小主應(yīng)變均增大,擴(kuò)容點(diǎn)逐漸滯后,擴(kuò)容量減小。巖樣在低加荷速率下主要以張剪破壞為主,在高加荷速率下以產(chǎn)生剪切裂紋為主。
(3)巖樣在峰值應(yīng)力前能量演化過程可大致分為4個(gè)階段,與峰前應(yīng)力-應(yīng)變曲線對(duì)應(yīng)較好。峰前耗散能比例隨最大主應(yīng)變的增加呈現(xiàn)出先增后降再增的趨勢(shì),且?guī)r石破壞時(shí)的耗散能比例隨卸荷速率的增大而減小。
(4)巖樣在峰值應(yīng)力點(diǎn)處吸收的總能量U、彈性應(yīng)變能Ue和耗散能Ud隨卸荷速率的增大而減小,相應(yīng)的應(yīng)變能轉(zhuǎn)化速率也越小。隨著加荷速率的增大則相反。加卸荷速率對(duì)巖石的力學(xué)特性與能量演化特征影響表現(xiàn)出明顯的差異性。