水力耦合作用下裂隙岩体破裂扩展及声发射能量损伤规律
2022-08-01陈云娟高涛高成路尹延春李艳龙
陈云娟,高涛,高成路,尹延春,李艳龙
(1.山东建筑大学土木工程学院,山东济南,250101;2.山东科技大学矿山灾害预防控制重点实验室,山东青岛,266590;3.山东大学岩土与结构工程研究中心,山东济南,250061)
随着我国交通和地下工程建设快速发展,工程地质环境的复杂性不断加大。天然岩体中裂隙是地下水的储存和流动空间,水的存在会大幅降低岩体强度和承载能力,受到自身重力和水的削弱影响,裂隙岩体极易失稳引发安全隐患[1-2]。当裂隙处于不同位置时,岩石的破坏模式和影响范围有较大差异,因此,考虑岩体裂隙不同位置的分布,分析水力耦合条件下裂隙岩体的破裂过程具有重大工程意义。
在水力耦合作用下,岩体的裂隙开裂、扩展和贯穿规律更加复杂[3]。TAVALLALI等[4]从微观角度分析了水力耦合条件下层状砂岩的破裂情况,建立5种视觉上相似砂岩体,以巴西劈裂试验的破裂情况为基础,研究尺度参数差异性对样品宏观破坏的影响。CHITRALA等[5]对水力耦合条件下砂岩试样进行声发射试验,证明了岩石破坏过程中声发射活动为非连续性存在现象。陈子全等[6]开展了不同围压下砂岩的水力耦合试验,利用声发射和三维空间定位技术系统地分析岩石破坏中声发射规律,得到了三维状态下岩石内部裂纹的演化过程。连志龙等[7-8]基于ABAQUS有限元软件编写用户子程序接口,建立流固耦合数值计算模型,考虑岩石力学参数、水压力、地应力和边界条件等多种综合工况因素,研究了水压力作用下裂纹扩展机制。李刚等[9]应用FLAC3D有限差分计算程序,对半圆拱形巷道进行数值建模,分析了孔隙水压力作用对深部软岩巷道应力场和位移场的影响,认为孔隙水压力形成的渗流场与应力场演化特征具有同步性。
岩体裂隙扩展贯通是影响其稳定性的重要因素,裂隙扩展实质上是能量释放的过程[10-15]。宋璐璐等[16]进行单轴力学加载试验,并应用声发射技术监测岩石破裂过程,利用MATLAB 绘制声发射拟合曲线,得到了声发射时间-能量参数,提出了应用能量损伤判定指标KSN预测岩石的破坏情况。范濛等[17]对天然页岩展开真三轴水力压裂物理模拟实验,提取了声发射事件数目和能量,发现水力裂隙扩展中声发射信号与能量损伤预测具有一致性。刘刚等[18]以黄砂岩的单轴、三轴试验为基础,分析不同条件下岩石损伤破坏过程中的力学行为和能量演化规律。相对试验而言,数值模拟可以更好地监测系统能量[19-20]。SHIMIZU 等[21]利用流动耦合技术模拟裂隙岩体水压致裂过程,提出了一种基于流体渗透率的DEM算法程序,认为受水压力影响,部分声发射信号缺失,室内试验监测的声发射能量比数值模拟结果小。穆康等[22-23]建立了离散元颗粒流(PFC)能量追踪体系,研究裂隙砂岩在三轴压缩情况下裂纹扩展变化,得到岩石细观结构破坏和能量耗散规律。杨韬等[24]基于RFPA 建立离散裂隙网格模型,分析了岩体损伤-渗流-能量耗散的全过程,发现裂隙岩体在峰后阶段仍有大量的新生裂隙,同时伴随着能量的不断耗散。
鉴于此,本文基于RFPA-Flow 数值分析工具建立水力耦合试验模型,结合室内试验研究水力耦合条件下裂隙岩体的破裂过程,分析过程中声发射特征、能量耗散和水压特性等规律,并研究不同裂隙位置对隧道围岩稳定性的影响。
1 室内试验及数值模型
1.1 类岩石室内试验与裂隙扩展分析
本试验以砂岩为研究原型,采用水泥砂浆等材料配制类岩石试件[25],选取砂子、硅酸盐水泥、减水剂和水(质量配比为0.97∶1.00∶0.03∶0.30)作为类岩石材料,对类岩石试件进行综合测试。岩石试件物理力学性质如表1所示,其压拉比即抗压强度与抗拉强度之比近似为10∶1,符合高脆性材料,因此,可使用类岩石试件分析水力耦合条件下的岩体裂隙扩展规律。
表1 类岩石试件与砂岩物理力学性质对比Table 1 Comparison of physical and mechanical properties of rock-like specimens and sandstone
为研究裂隙位置对岩体破裂规律的影响,固定裂隙倾角α均为30°,试件长×宽×高为70 mm×45 mm×140 mm,裂隙位置自试件上部到下部分为5种工况:每条裂隙间距为20 mm,边缘处裂隙位置距试件端部30 mm,如图1所示。采用GAW-2000 电液伺服岩石刚性压力试验机测试其力学性能,5种工况下岩体的破裂形态如图2所示。
由图2可知:当裂隙处于上部和下部位置时,类岩石试件会沿预制裂隙的尖端开始开裂,并迅速扩展产生翼裂纹,翼裂纹方向平行于最大主应力方向,而试件会产生明显的张拉裂纹,方向也近似平行于最大主应力方向。当裂隙处于中上部和中下部时,预制裂隙处产生的翼裂纹扩展仍比较显著,同时有次生裂纹产生并扩展贯通,该工况下裂纹主要以张拉裂纹为主。当裂隙处于试件中部时,裂隙岩体基本未产生次生裂纹,最终试件以翼裂纹扩展贯通为主,发生剪切破坏。
1.2 数值模型建立与验证
采用RFPA应力-渗流耦合模块进行数值模拟,具体方法为:建立长×高为70 mm×140 mm 的平面应变模型,以库仑-摩尔模型为破坏准则判据,划分单元网格尺寸为1 mm,裂隙水压力采用空洞渗流加载方式,设置100 m 水头(1 MPa)为初始水压力,单步增量为2 m水头,对5种裂隙位置试件进行水力耦合计算模拟,模型的力学参数如表2所示。分析水力耦合条件下岩体的破裂规律前,首先验证该数值模拟方法的准确性,将通过该方法建立的中部裂隙试件的破裂形态与室内试验结果进行对比,发现2种方法的裂隙扩展形态和规模均一致,裂隙受控于翼裂纹扩展引起的剪切破坏,如图3所示。图3所示结果说明利用RFPA 模拟岩体裂隙扩展过程具有较高的准确度和可靠性,因此,下面的模拟分析将基于该方法进行。
表2 模型力学参数Table 2 Mechanical parameter of numerical model
2 数值模拟结果
2.1 水力耦合作用下裂隙岩体破裂形态
在RFPA2D-Flow 渗流版块数值模拟中,通过监测破裂过程中的应力场和声发射信号来分析岩体的破裂规律。试件在轴向压力和初始100 m水头(水压力为1 MPa)共同作用下,裂隙扩展过程和应力演化特征如图4和图5所示。
根据水力耦合条件下岩体裂隙扩展的应力变化和声发射信号特征,将裂纹扩展过程划分为4个阶段:压密阶段、微裂纹稳定扩展阶段、裂纹快速增长阶段和破坏阶段。每个阶段岩体的破裂规律均可以从裂纹扩展形态、应力场特征和破裂机理3个方面进行研究,特征如表3所示。
表3 裂纹扩展规律及应力演化特征Table 3 Crack propagation and stress evolution characteristics
2.2 水力耦合作用下孔隙水压力特征
2.2.1 相同初始孔隙水压力
对各工况裂隙施加相同的初始孔隙水压力(100 m 水头),岩体内部达到最大孔隙水压力的云图如图6所示,不同裂隙位置岩体最大孔隙水压力pw如图7所示。
由图6可知:当裂隙位于试件中部时,红色区域水压力(即较大水压力)扩散范围较小,水压力自预制裂隙和翼裂纹向四周均匀扩散且逐单元递减。应力场(图5)中拉应力沿孔隙水压力路径水平扩散分布,说明孔隙水压力对裂纹的扩展具有较大促进作用,试件内部产生的拉应力与孔隙水压力有直接关系,且水压力梯度递减方向与拉应力方向一致。
由图7可知:当裂隙位于试件中部时,最大孔隙水压力最低,当裂隙位于试件端部时,内部最大孔隙水压力最大。试件内部最大孔隙水压力随裂隙位置呈现“U”形分布,由此说明,当裂隙位于试件中部时,孔隙水压力对裂纹扩展仅具有一定的辅助作用,而当裂隙远离试件中部时,岩体裂隙内承受的最大孔隙水压力升高,导致对局部裂纹破坏起主导作用。
2.2.2 不同初始孔隙水压力
为了研究不同初始孔隙水压力对岩体破裂规律影响,特设置7种初始加载水压力,以初始水压力为横坐标,提取试件的峰值应力和最大水压力为纵坐标,结果如图8所示。
由图8(a)可知:裂隙位于试件不同位置时,试件峰值应力均与初始孔隙水压力呈反比关系;当初始孔隙水压力为低水压范围(0~1.5 MPa)时,工况1 和工况5(即裂隙位于试件端部)试件的峰值应力比其他工况的峰值压力大,工况2和工况4(即裂隙位于试件中上部或中下部对称位置时)的峰值应力随初始水压的演化规律具有高度重合性;当初始水压力超过1.5 MPa 时,工况1 的峰值应力下降幅度较大,工况2和工况4的峰值应力一直处于相对较低状态,二者随初始孔隙水压力的变化较类似,而工况3(即裂隙位于试件中部)的峰值应力降幅减小,表明在相对较高的初始水压情况下,裂隙越靠近试件中部,孔隙水压力对试件产生的破坏效应反而越小。
由图8(b)可知:当裂隙位于试件不同位置时,试件最大孔隙水压力与初始水压力呈正相关,工况1和工况5的试件裂隙内最大水压力较大,且二者随初始水压演化规律近似度较高;当初始孔隙水压力达到2.0 MPa 时,工况2 和工况3 的试件最大孔隙水压力并未超过初始孔隙水压力,主要原因为翼裂纹周围产生了较多的新生微裂隙,促进水压力扩散递减,导致在较高的初始孔隙水压下,裂纹扩展以轴向压力为主导作用,裂隙内水压力对破坏是非主要因素。
2.3 水力耦合作用下声发射能量损伤演化
2.3.1 声发射能量演化
基于裂隙位置的对称性及破坏规律的相似性,选取工况1、工况2 和工况3 的裂隙试件为例,模拟监测裂隙试件的应力-应变曲线、声发射数目和声发射累积能量变化规律,如图9所示。由图9可知:
1)在压密阶段(OA段),各工况试件未产生声发射现象,其原因主要是裂隙尖端产生较小的翼裂纹且水压力也会削弱声发射现象,因而声发射数目十分少,能量累积几乎为零。
2)在微裂纹稳定扩展阶段(AB段)的开始和结束区域,产生了相对较小的局部峰值声发射数目,且裂隙越靠近试件中部时声发射数目越多,其原因主要是裂隙受应力累积和水压力横向促进作用,导致该阶段声发射能量累积出现显著提升。
3)在裂纹快速增长阶段(BC段),孔隙水压力进一步扩散至裂纹内部,致使声发射信号部分缺失,从3类工况声发射数目来看,上部和中上部裂隙试件声发射几乎处于平静期,而中部裂隙试件声发射相对活跃,该现象主要是次生裂隙进一步扩展的结果。
4)在破坏阶段(CD段),声发射数目呈非线性急剧增长,试件内部的裂纹数目亦呈非稳定快速增长,出现了宏观主破裂面,岩体瞬间破坏且峰后残余强度较小。
综上所述,声发射能量累积具有明显的阶段性,能量增长往往发生在声发射数目急剧增长之前,而裂隙位置越接近试件中部,试件破裂路径越长,产生的声发射累积能量也越大,表明主破裂路径长度与能量累积呈正比关系。
2.3.2 损伤演化
岩体变形破坏的实质是内部能量的耗散与释放,在不同的应力变形阶段,岩石的能量释放具有不同特点,利用数值模拟声发射技术监测岩体破裂过程的声发射情况,分析得到砂岩损伤过程中的声发射能量释放特征。以加载过程中的声发射能量释放为依据,分析裂隙岩体水力耦合作用下的损伤演化规律,定义岩体的损伤变量D为
式中:Ad为岩体在单轴受压过程中损伤面积;A为岩体无损伤时的面积。
假设岩体发生完全破坏时声发射数目为W0,则岩体单位面积微元体破坏的声发射数目Wt为
当岩体损伤面积达到Ad时,结合(1)和(2)两式,可得该时刻声发射数目Wd为
故损伤变量D可表示为
根据数值模拟过程中声发射数目,得到水力耦合条件下裂隙岩体破裂过程中损伤变量D的分布曲线,如图10所示。
由图10可知:在岩体破裂过程中,损伤特性具有明显的阶段性,依然可以分为4 个阶段进行分析。
1)初始损伤阶段。损伤变量基本从零向微小数值增加,该阶段岩体表现为裂隙的压密闭合,处于能量积累储存期。
2)损伤稳定发展阶段。该阶段微裂纹萌生扩展,并伴随次生裂纹产生,导致损伤变量D呈现稳定增长,损伤约占整体损伤的1/5左右。
3)损伤加速发展阶段。该阶段裂纹快速扩展,各类工况的损伤变量呈直线增长,且最大增长幅值约占整体损伤的60%,表现出跳跃式的不稳定增长。
4)损伤破坏阶段。随着裂隙大范围扩展、贯通并释放体系能量,损伤变量曲线表现出平缓增长,但工况3试件产生二次跳跃式增长最终趋于稳定,说明裂隙位置处于试件中部时破坏具有一定延缓性。
3 裂隙位置对隧道围岩稳定性的影响
3.1 隧道围岩破坏特性
为研究水力耦合条件下裂隙的位置对隧道围岩稳定性的影响,特固定围岩裂隙初始水压为1.0 MPa,裂隙尺寸为8.0 m,隧道跨度为10 m,分别建立裂隙位于隧道右上侧、右中侧及右下侧3类工况,研究隧道开挖后围岩应力演化规律和水压力分布特征,结果如图11和图12所示。
由图11可知:当裂隙位于隧道右上侧时,其对隧道围岩破坏影响最大,整体破裂面贯穿至隧道,同时,隧道仰拱处也产生纵向剪切破坏,形成二次主破裂面,围岩产生拉剪复合型破坏;当裂隙位于隧道右中侧时,破裂面对隧道围岩稳定性影响最小,以裂隙为中心形成“Z”字形裂纹扩展,主破裂面仍然为拉剪复合型破坏;当裂隙位于隧道右下侧时,形成的主破裂面对隧道围岩稳定性影响不大,而当隧道开挖后,围岩拱顶产生较大范围剪切裂纹,方向基本与主破裂面平行。
由图12可知:当裂隙位于隧道右上侧时,裂隙水压超过3.6 MPa,极有可能沿着破裂面涌入隧道,造成隧道突涌水灾害;当裂隙位于隧道右中侧和右下侧时,高水压范围虽然较大,但有明显的水压扩散效应,更为关键的是没有形成贯穿到隧道的破裂面,所以,对隧道结构安全基本没有影响,但为确保隧道安全,可以采取适当措施降压疏水或者注浆改变涌水路径。
3.2 隧道围岩损伤特性
根据式(4),得到隧道开挖围岩的损伤变量演化规律,如图13所示。由图13可知:隧道开挖后,3 类工况的隧道围岩损伤变量前期阶段均较小;随着时间延长,裂隙位于右中侧和右下侧的隧道围岩先进入损伤稳定发展阶段,在该阶段,损伤变量增幅较大;而当裂隙位于右上侧时,隧道围岩损伤演化会有一定的滞后效应,经过较长时间后进入损伤稳定发展阶段,同时,呈多阶段跳跃式增长,这与该工况下形成主破裂面、二次破裂面有关。
4 结论
1)在水力耦合作用下,微观裂纹扩展,在裂隙两端产生拉应力集中区,受压区分布于裂纹扩展区域,各工况裂纹扩展以张拉破坏为主;当裂隙工况由中部向端部变化时,其破坏效应角β逐渐增大。
2)孔隙水压能够促进拉应力的产生,对端部裂隙工况破坏起主导作用,对中部裂隙工况破坏具有一定的辅助作用,裂隙内最大孔隙水压力随裂隙位置呈“U”形演化特征。
3)岩体峰值强度和最大水压力与初始孔隙水压力呈反比,主破裂路径长度与声发射数目和能量累积能力呈正比,岩体损伤变量呈“稳增长—剧增长—稳增长”演化规律。
4)隧道右上侧裂隙对围岩稳定性影响最大,裂隙扩展至隧道形成多处破裂面,更易诱发突水灾害,围岩损伤具有滞后性。