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相似文献
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1.
中间主应力对岩石强度的影响程度和规律   总被引:7,自引:3,他引:7  
本文根据普通三轴试验中随着围压的增加岩石的变形和破坏特性的变化,划分出低围压,中等围压及高围压的界限。通过分析国内外学者的岩石真三轴试验结果,总结出了中等围压下中间主应力对不同岩石强度的影响程度和规律,并指出了莫尔(Molr)准则的适用范围。  相似文献   

2.
一般三轴压缩下岩石的流动和破坏   总被引:3,自引:0,他引:3  
引言在天然条件下,岩石的破坏和流动是在复杂的组合应力下产生的.应力状态的影响在岩石力学里是个基本课题之一.为了研究这一影响,在各种组合应力状态下,进行了许多岩石变形的室内实验。  相似文献   

3.
沈扬  陶明安  王鑫  杜文汉 《岩土力学》2016,37(6):1569-1578
交通、波浪、地震等循环荷载引发不同主应力方向变化模式,对软土地基长期沉降与稳定产生显著影响。为研究饱和软黏土在交通荷载下的长期动力特性,借助空心圆柱扭剪仪开展偏应力空间中主应力轴心形线旋转、圆形旋转与定向剪切等3类主应力方向变化路径的室内模拟,对比研究了不同试验条件下试样不排水塑性累积变形、孔压、临界动应力比与动强度特性的发展规律,研究表明:(1)不同主应力轴旋转路径下土体临界应力比由低到高依次为主应力轴圆形旋转、主应力轴心形旋转、拉压非等幅三轴路径。与前面临界应力比分布相对应,在轴向累积应变稳定型中,产生的塑性累积变形与极限孔压依次减小;(2)振次大于一定数值时,不同主应力方向变化路径下稳定型试样的轴向累积应变与时间的对数具有良好的线性关系,并依此建立了轴向塑性累积变形方程;(3)与轴向塑性累积变形相对应,动力荷载下土体孔压增长也存在3种发展规律,主应力轴连续旋转路径下临界型破坏的土体孔压-应变时程曲线呈三阶段两相态点模式;(4)在其他条件均相同时,土体在主应力轴圆形旋转路径下强度最小,在主应力轴心形旋转路径下的次之,在拉压非等幅动三轴路径下最高。  相似文献   

4.
姜景山  程展林  左永振  丁红顺 《岩土力学》2018,39(10):3581-3588
粗粒料所处的应力状态具有随时间和空间而变的特点,往往处于较复杂的三维应力状态下。通过粗粒料大型真三轴各向等压固结等比例加载试验,研究了不同中主应力系数条件下粗粒料的强度特性。试验结果表明:中主应力对粗粒料的强度有重要影响,三维应力状态下,粗粒料的强度比常规三轴应力状态下有较大提高,大小主应力之差与大主应变关系曲线也更加陡峭;中主应力系数b从0增大到0.25时,破坏时大小主应力之差增加了39%~50%;摩尔–库仑强度参数咬合力c和内摩擦角? 均随着中主应力系数b的增大而增大,其中咬合力c的增长较为显著,特别是b从0增大到0.25时;相同小主应力条件下,b = 0时,破坏偏应力与球应力之比最小,b = 0.25时,破坏应力比达到最大值,随着b的增大破坏应力比又有所减小;相同中主应力系数条件下,随着小主应力的增大,破坏应力比逐渐减小。  相似文献   

5.
《岩土力学》2017,(5):1373-1378
剪正应力比综合反映了摩擦材料的变形与破坏特性。通过分析主应力的大小与方向变化所引起的剪正应力比,结合剪正应力比-剪应变分量的双曲线关系,提出了一种能考虑主应力方向的土体非线性弹性本构模型。考虑到土体初始剪切模量、各向异性峰值强度与应力历史、加载方向密切相关,给出了模型参数的取值方法,进而得到了分量形式的应力-剪应变关系。分别采用应力路径三轴试验、纯主应力轴旋转试验以及主应力方向固定的剪切试验验证了模型的合理性。预测结果与试验结果对比表明,提出的非线性弹性模型能较好地描述复杂应力路径下土体变形特性。  相似文献   

6.
考虑主应力轴旋转的基坑开挖应力路径研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
应宏伟  李晶  谢新宇  朱凯  周建 《岩土力学》2012,33(4):1013-1017
首先对应力路径的概念进行丰富和扩展,提出考虑主应力轴旋转的三维应力路径,然后采用数值方法,对基坑开挖过程中的应力路径进行了深入分析,研究了基坑内外各种应力路径及其规律,结果表明:开挖过程中无论横向还是竖向,应力路径都表现出卸荷特性,且坑内卸荷量大于坑外卸荷量,使得坑内应力变化及主应力轴旋转较坑外大;随着离基坑中心距离的增大,坑内应力变化减小,主应力轴旋转趋缓;开挖过程对坑外应力变化及主应力轴旋转的影响随离围护墙距离的增大而减小。坑内应力路径总体表现为平均压应力p减小,广义剪应力q减小,主应力轴偏转角? 增大;坑外应力路径总体表现为p减小,q增大,? 增大。最后归纳出基坑开挖过程中坑内与坑外的典型应力路径,以指导基坑工程实践设计分析和室内试验模拟。  相似文献   

7.
高孔隙性软弱砂岩在一般三轴应力状态下的力学特性   总被引:4,自引:1,他引:3  
许东俊 《岩土力学》1982,3(1):13-25
本文作者利用茂木清夫教授的岩石真三轴压缩仪,研究了抗压强度为300公斤/匣米2左右,孔隙度高选27%,容重仅为1.85克/厘米3的高孔隙性软弱砂岩的力学特性.在室温下,把围压加到500公斤/厘米2,就观测到变形和破坏特性,从脆性过渡到韧性的全过程.同时,分别在50和100公斤/厘米2的恒定围压下,成功地把中间主应力σ2从σ2=σ3的下限加到σ2=σ1的上限,观测到强度随中间主应力的增长而连渐增加到最大值后又逐渐下降的全过程;在100公斤/厘米2的恒定围压下以及σ3=100,σ2=295公斤/厘米2的一般三轴应力状态下。  相似文献   

8.
岩石受热后的强度,变形破坏特性的微观研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
李力  林睦曾 《岩土力学》1990,11(4):51-61
本文对砂岩、灰岩、大理岩在不同温度条件下的单轴抗压强度进行了实验研究,并对岩石在各种温度下结构变化进行了镜下分析,探讨了岩石受热后的破裂机理,定性定量地分析了岩石裂纹随温度变化而发展的规律。研究和分析结果表明:在热应力和外应力的作用下,随着温度增加,砂岩单轴抗压强度有增加的趋势,而灰岩、大理石的强度则有所降低。温度对这几种岩石的变形和破坏特性也有很大影响。  相似文献   

9.
为了研究复杂应力条件下原状黄土的增湿变形特性,利用改进的非饱和土湿陷真三轴仪,在测量吸力条件下对原状黄土进行双线法分级浸水增湿试验,探讨力?水耦合作用下吸力的变化特性,研究真三轴浸水试验的增湿变形特性,以及吸力、净围压、中主应力和应力比对增湿变形的影响。研究结果表明:由ei-lgp压缩曲线确定了非饱和土的屈服点,屈服点之前,曲线的斜率近似相等;屈服点之后,曲线的斜率随着初始吸力的减小而减小,且非饱和土与饱和土的交点随着初始吸力的增大呈右下方移动趋势。等向压缩过程中,吸力随着净平均应力的增加近似呈线性减小趋势,初始吸力越小,吸力减小的速度越慢,且吸力变化量越小。均压分级浸水增湿时,吸力s随着浸水量w的增加而减小,增湿体变 随着浸水量w的增加而增大,不同净围压下的 -w关系曲线相互有交叉。交叉区域之前,净围压越大,增湿体变越小,而交叉区域之后,净围压越大,增湿体变越大。在同一净围压条件下,浸水量相同时,初始吸力越大,增湿体变越大。真三轴剪切增湿试验中,应力比k、中主应力参数b值和净围压?3皆对增湿变形有一定的影响。当q/p≤1时,增湿变形曲线前段下凹后段上凹,主要表现为体积增湿变形;当q/p>1时,增湿变形曲线只有下凹部分,主要表现为剪切增湿变形。增湿变形曲线的形态取决于k值和b值的不同组合。  相似文献   

10.
土石坝所处的应力状态较接近平面应变应力状态或三维应力状态,而常规三轴试验低估了粗粒料的力学性能。应用大型真三轴仪对常规三轴应力状态、平面应变应力状态和真三轴应力状态( 0.25, 为中主应力系数, 、 、 分别为大、中、小主应力)下粗粒料的力学特性进行了压缩试验研究。试验结果表明:相同小主应力下,常规三轴试验、平面应变试验、真三轴试验的大、小主应力之差与大主应力方向应变的关系曲线依次变高变陡。某一试验加载条件下,体应变随球应力的增大而增大,初始剪切阶段增加较慢,随后呈线性增大,不同小主应力的体应变曲线较为接近。平面应变试验强度和真三轴试验强度比常规三轴试验强度有较大增长,真三轴试验强度增加百分比大于平面应变试验强度增加百分比。初始弹性模量随小主应力的增大呈线性增大。平面应变状态下中主应力系数随大主应力方向应变的增大而增大,初始剪切阶段增长较缓,之后近似呈线性增大。相同小主应力下,从常规三轴应力状态至平面应变应力状态再到真三轴应力状态,小主应力方向应变均为膨胀变形,且膨胀变形依次增大。同一试验加载条件下,小主应力较小时,应力比(偏应力与球应力之比)与偏应变的关系曲线位于上方。  相似文献   

11.
The rock deformation and failure tests are performed along various stress paths under true triaxial stress state. The experimental results have shown that the change of three principal stresses (the increase of the maximum principal stress, the decrease of the minimum principal stress, the decrease of the confining pressure and the increase or decrease of the intermediate principal stress ) can lead to deformation and failure in rocks. The strength, the deformability and the failure precursors of rocks are related with stress paths. Based on the results of the study, the problems of the stress path in rock engineering are discussed.  相似文献   

12.
In many wellbore stability analyses, the ability to forecast both the occurrence and extent of plastic deformation and failure hinges upon a fundamental understanding of deformation mode and failure mechanism in the reservoir rock. This study focuses on analyzing plastic zones, localized deformations, and failures around a borehole drilled overbalanced or underbalanced through a highly porous rock formation. Based on several laboratory experiments, porous rocks are prone to deform under both shear-induced dilation and shear-enhanced compaction mechanisms depending on the stress state. The shapes of the deformation and failure patterns around the borehole are shown, depending on the initial stress state and the local stress paths. The inquiry of the local stress paths in the near-wellbore zone facilitates the understanding of the reasons for different types of failure mechanisms, including the mixed-mode and the plastic deformation structures. The modification of the 2D plane strain condition by imitating third stress in the numerical scheme helps us bring the stress paths closer to the real state of loading conditions. Our modeling reveals that the transition from isotropic to anisotropic stress state is accompanied by an increase in the deviatoric part of effective shear tensor that leads to the development of inelastic deformation, degradation, and subsequent rock failure. Particular interest is devoted to the modeling of strain localization especially in compaction mode around a wellbore and computing the amount of stress concentration at the tips of dog-eared breakouts. Stress concentration can result in a change in irreversible deformation mode from dilatancy to compaction, elucidating the formation of the shear-enhanced compaction phenomenon at the failure tips in the direction of the minimum horizontal stress.  相似文献   

13.
The influence of the intermediate principal stress on rock strength has been studied comprehensively by previous researchers. However, the reason why rock strength firstly increases and subsequently decreases with the increase of intermediate principal stress is still unclear. In this paper, the mechanism of the intermediate principal stress effect on rock failure behaviour is revealed through a numerical method using the EPCA3D system (Elasto-Plastic Cellular Automaton). In this study, both homogeneous and heterogeneous rocks are considered. The heterogeneity of a rock specimen is modelled by introducing Weibull's statistical distribution. Two criteria, i.e. the Drucker–Prager and Mohr–Coulomb models, are used to determine whether a meso-scopic element in the rock specimen is in a failure state or not during the polyaxial stress loading process. The EPCA3D simulation reproduces the typical phenomenon of the intermediate principal stress effect that occurs in some rock experiments. By studying the EPCA3D simulated acoustic emission and complete stress–strain curves illustrating failure initiation, propagation and coalescence in the failure process of rocks, the essence of the intermediate principal stress effect is tracked. It is concluded that the heterogeneous stress distribution induced by the natural heterogeneity of rocks and the effect of the loading platen are two of the reasons producing the intermediate stress effect. Studies indicate that a moderate intermediate principal stress delays the onset of local failure, which in turn leads to an increase in the rock strength. However, once the intermediate principal stress reaches a certain value, local failure will be formed through the application of the intermediate principal stress. It is the number of failed elements in the pre-peak region that determines whether the rock strength decreases or not. The extent of rock strength reduction when the intermediate principal stress reaches a certain value is lessened with the increase in the minimum principal stress.  相似文献   

14.
刘自由  江学良  左文贵 《岩土力学》2010,31(9):2835-2839
为得到层状岩体在真三轴压缩情况下的强度变形特征,利用数值分析方法建立计算模型,得到不同结构面倾角? 下试样的应力和变形响应,结果表明,(1) 加载初期,结构面倾角? = 0°和? = 90°试样对应的初始弹性模量最大;随着试样变形的增大,对应的弹性模量以? = 90°、60°、0°的顺序逐渐减小;? = 90°和? = 0°试样发生破坏的脆性特征比较明显;(2) 随着围压? 3 = σ2的增大,压缩强度? 1不断增大;围压对强度极值发生的位置影响不大;(3) 最小主应力与结构面走向平行情况下,随着中间主应力? 2的增大,试样压缩强度呈现先增大后减小的趋势;随着最小主应力? 3的增大,? 1逐渐增大;当? 3较小时,二者符合线性关系;随着? 3的增大,二者的关系逐渐呈现非线性特征;并且结构面滑移破坏型试样的非线性特征更加明显;(4) 最小主应力与结构面走向垂直的情况下层状岩体的压缩强度与中间主应力和最小主应力的关系均呈现显著的线性特征。  相似文献   

15.
不同埋深的软硬岩层叠置复合地层变形破坏形式复杂而使得软岩大变形和硬岩岩爆位置相关关系不够明确。在拉张盆地中自重应力为主,侧压系数一般较小且多数在1.0以内。本文以在水平和铅垂叠置复合地层中TBM开挖圆形断面隧道为例,采用有限差分程序FLAC3D对拉张盆地中不同埋深、不同叠置型式复合地层中TBM开挖后的三维弹塑性位移变形、主应力和塑性破坏分布变化特征展开数值模拟研究。模拟结果表明,围岩变形主要发生在软岩层地层中,埋深超过800 m后沿隧道轴向软岩大变形藕节状分段开始显现;随埋深增加,硬岩稳定性变差,顶拱位移增加尤其明显;随埋深增加,软岩和硬岩地层之间主应力差异变小,硬岩中储能明显;埋深越大塑性区分布范围越大;埋深较小时岩层以拉张破坏为主,埋深较大时以剪切破坏为主,两种状态的转换埋深(临界深度)约为800 m。由此对拉张盆地中深埋界限值给予了理论验证。  相似文献   

16.
Determining anisotropic deformation surrounding underground excavations for tunnels is an intuitional task that involves many difficulties due to the inherent anisotropies in the strength and deformability of natural rocks. This study investigates joint-induced anisotropic deformation surrounding a tunnel via a numerical simulation that accounts for the mechanical behavior of intact rock, the orientations of joint sets, and the mechanical behavior of joint planes; this numerical simulation can model the complete stress–strain relationship with anisotropic rock mass characteristics. Simulation results demonstrate that the well-known excavation-induced stress variation–decrease in the radial component and increase in the tangential component–decrease shear strength and increase shear stress for the joint plane tangential to the tunnel wall, resulting in joint sliding failure and considerable shear deformation. This joint sliding failure and significant shear deformation account for the joint-induced anisotropic deformation surrounding a tunnel. When a rock mass has two joint sets with unfavorable joint orientations, the area with joint sliding failure can deteriorate mutually, resulting in large anisotropic deformation. Additionally, for a rock mass containing three joint sets with well-distributed orientations, joint sliding in various joint sets and associated stress variations can counter balance each other, resulting in less anisotropic deformation than those of rock masses containing one or two joint sets.  相似文献   

17.
煤层底板变形破坏除受地质因素控制外,还受开采因素影响。通过试验和理论分析,系统研究了煤炭开采对回采工作面底板应力、应变和破坏及渗透性的影响。研究结果表明,不同岩性岩石的渗透性在全应力-应变过程中为应变的函数,在微裂隙闭合和弹性变形阶段,岩石的原生孔隙和裂隙容易被压密,岩石的渗透率随应力的增加由大变小明显,当应力增大至极限强度时岩石试件破坏形成贯穿裂隙,岩石的渗透率迅速增大至最大,不同岩性岩石存在一定差异性;随着回采工作面推进,煤层底板岩层在横向上划分为原岩应力区、超前压力压缩区、采动矿压直接破坏区和底板岩体应力恢复区4个区。煤层底板岩体的渗透性随着煤炭开采底板岩体变形破坏而呈规律性变化。   相似文献   

18.
流变对工程岩体的长期变形稳定具有十分重要的影响,但目前关于卸荷流变的试验研究中通常只考虑恒轴压卸围压的应力路径,与隧洞开挖过程中围岩的应力调整过程存在一定的差距。以砂质泥岩为试验研究对象,设计进行了加轴压卸围压和恒轴压卸围压条件下的分级卸荷流变试验。试验结果表明:恒轴压卸围压和加轴压卸围压方案下岩样的流变变形趋势总体一致,但相同初始围压条件下,加轴压卸围压试样破坏的围压相对较高,偏应力相对较大,但长期强度与破坏应力的比值相对较小;在围压卸载至岩样临近破坏时,加轴压卸围压方案下岩样的流变应变增长速率明显较快,试样破坏的更加突然;恒轴压卸围压条件下岩样的破坏形态相对简单,一般只存在一条完整的剪切破坏面,而加轴压卸围压条件下岩样的破坏形态要复杂得多,除了控制性的剪切破坏面之外,还伴随有一定数量的次生剪裂纹和张拉裂纹,而且初始围压越大,试样的次生裂纹越多。因此,在隧洞围岩长期变形稳定分析过程中,单纯的恒轴压卸围压流变试验不能满足工程实际需求,应该尽量丰富岩石力学试验的应力路径,以便较好地模拟工程岩体应力的实际变化过程,研究成果为隧洞围岩的长期变形稳定性研究提供了较好的研究思路。  相似文献   

19.
通过泥质砂岩单轴压缩蠕变试验,揭示岩石蠕变变形与破坏的特点,反映了不同应力路径下的岩石蠕变速率与发展过程,建立了泥质砂岩的非线性蠕变模型,并通过对试件施加侧向刚性约束和锚固约束,以反映地下工程围岩在平面应变状态和支护状态下的蠕变特性。研究结果表明,锚固约束可以显著提高岩石发生稳定蠕变的应力阀值,减缓蠕变速率。根据改进的蠕变方程进行试验数据的拟合,确定了改进的西原模型蠕变方程中的各物理量。与单轴蠕变试验结果对比表明,该模型的计算结果与试验数据吻合较好,说明改进的西原模型可较好地反映岩石加锚后的蠕变特征。研究结果对深部地下工程围岩的变形与稳定控制研究具有重要的指导意义。  相似文献   

20.
作为一种典型的地质结构,软弱夹层与硬脆性岩体共同形成了围岩层状复合结构,进而显著影响着隧洞围岩的稳定。以往对含软弱夹层的复合岩石的研究多集中于单轴、双轴或常规三轴,对隧洞临空面处真三轴应力路径下的复合围岩力学性质和破坏特征缺乏分析讨论。通过制作的含不同厚度的软弱夹层复合岩样,探讨了软弱夹层厚度对隧洞临空面围岩力学响应和破坏特征的影响。研究表明:软弱夹层厚度显著影响着复合岩样峰值应力和应变,随着厚度的增大,软弱夹层上方岩块向临空面方向的滑移变形逐渐增大,软弱夹层压缩变形逐渐减小;复合岩样靠近临空面的岩石单元破坏模式随着软弱夹层厚度的增大逐渐由拉剪混合破坏转变为张拉破坏,且宏观裂隙数量和破坏范围均逐渐减小,而远离临空面的岩石单元则由剪切破坏逐渐转变为基本无损伤断裂;不同厚度的隧洞侧帮复合围岩的破坏区域均集中在软弱夹层及其上方围岩处,软弱夹层下方围岩则基本保持稳定;在应力分布方面,软弱夹层厚度越大,最大压应力越向深部软弱夹层处转移,而拉应力区分布范围越小,但拉应力区深度越大。  相似文献   

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