岩石直接拉伸试验与劈裂试验的对比研究
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1、岩石力学定义:研究岩石的力学性状(behaviour)的一门理论科学,同时也是应用科学;是力学的一个分支;研究岩石对于各种物理环境的力场所产生的效应。
初期阶段(地应力):海姆静水压力假说,朗金假说,金尼克假说:经验理论阶段:普世理论,太沙基理论。
2、地下工程的特点:1).岩石在组构和力学性质上与其他材料不同,如岩石具有节理和塑性段的扩容(剪胀)现象等;2).地下工程是先受力(原岩应力),后挖洞(开巷);3).深埋巷道属于无限城问题,影响圈内自重可以忽略;4).大部分较长巷道可作为平面应变问题处理;5).围岩与支护相互作用,共同决定着围岩的变形及支护所受的荷载与位移;6).地下工程结构容许超负荷时具有可缩性;7).地下工程结构在一定条件下出现围岩抗力;8).几何不稳定结构在地下可以是稳定的.3、影响岩石力学性质和物理性质的三个重要因素:1).矿物:地壳中具有一定化学成分和物理性质的自然元素和化合物;2).结构:组成岩石的物质成分、颗粒大小和形状以及相互结合的情况;3).构造:组成成分的空间分布及其相互间排列关系。
4、岩石力学是固体力学的一个分支。
在固体力学的基本方程中,平衡方程和几何方程都与材料性质无关,而本构方程(物理方程/物性方程)和强度准则因材料而异。
岩石的基本力学性质主要包括2大类,即岩石的变形性质和岩石的强度性质。
5、研究岩石变形性质的目的,是建立岩石自身特有的本构关系或本构方程(constitutive law or equation),并确定相关参数。
研究岩石强度性质的目的,是建立适应岩石特点的强度准则,并确定相关参数。
6、岩石强度:岩石介质破坏时所能承受的极限应力;单轴抗压强度、单轴抗拉强度、多轴强度、抗剪强度。
7、研究岩石强度的意义:1).岩石分类、分级中的重要数量指标;2).作为强度准则判别:当前计算点处于全应力应变曲线哪个区;3).计算处或测定处的岩土工程是否稳定;4).在简单地下工程条件下,可作为极限平衡条件(塑性条件),求解弹塑性问题的塑性区范围,以及弹性区和塑性区的应力与位移.8、岩石的破坏形式:1).拉伸破坏: (a)为直接拉伸,(b)为劈裂破坏2).剪切破坏3)塑性流动4).拉剪组合9、岩石单轴强度定义:岩石试件在无侧限和单轴压力作用下抵抗破坏的极限能力;公式: σc=P/A 式中,σc——单轴抗压强度,MPa,也称无侧限强度;P——无侧限条件下岩石试件的轴向破坏荷载; A ——试件的截面面积。
第23卷 第2期岩石力学与工程学报 23(2):199~2042004年1月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Jan.,20042002年4月1日收到初稿,2002年6月14日收到修改稿。
* 国家自然科学基金(19872046)资助项目。
作者 王启智 简介:男,1946年生,1968年毕业于清华大学,现任教授、博士生导师,主要从事岩石力学和固体力学方面的教学和研究工作。
E-mail :qzw@ 。
用平台巴西圆盘试样确定脆性岩石的弹性模量、拉伸强度和断裂韧度——第二部分:试验结果*王启智 吴礼舟(四川大学土木力学系 成都 610065)摘要 根据前文理论分析的结果,对平台巴西圆盘大理岩试样进行了平台压缩试验。
试验结果表明,可以从一次有效的载荷-位移记录中同时确定脆性岩石的弹性模量E 、拉伸强度t σ和断裂韧度Ic K 。
判断有效试验的标志是:(1) 裂纹是从试样的中心部位引发的,并基本上沿着直径的方向扩展到临界点;(2) 能够在试验中记录到最大载荷以后的破坏过程,即在达到最大载荷后,载荷先下降后又上升的过程,但载荷的上升不超过前面的最大载荷。
基于内聚裂纹模型讨论了Ic K 的尺寸效应,利用Bazant 的尺度律推出考虑断裂过程区影响修正后的断裂韧度mIc K 。
关键词 断裂力学,弹性模量,抗拉强度,断裂韧度,平台巴西圆盘试样,载荷-位移曲线,尺度律 分类号 O 346.1+2,TU 458+.3 文献标识码 A 文章编号 1000-6915(2004)02-0199-06DETERMINATION OF ELASTIC MODULUS ,TENSILE STRENGTH AND FRACTURE TOUGHNESS OF BRITLE ROCKS BY USING FLATTENED BRAZILIAN DISK SPECIMEN——PART II: EXPERIMENTAL RESULTSWang Qizhi ,Wu Lizhou(Department of Civil Eng. and Applied Mechanics ,Sichuan University , Chengdu 610065 China )Abstract Based on the results of theoretical analysis in part I of this paper ,flattened Brazilian disk specimens made of marble were tested by compressive load applied on the flattens. The experimental results show that the elastic modulus E ,tensile strength t σ and fracture toughness Ic K of brittle rocks can be determined from a valid load-displacement record. The criteria for a valid test are :(1) the crack is initiated from the center region of the specimen ,and propagates essentially along the vertical diameter till the critical point ,(2) the fracture process after the maximum load ,which is characterized by the load descending and then ascending ,can be recorded in the test ,however the ascending load does not surpass the previous maximum load. The size effect on Ic K is discussedbased on the cohesive crack model. The modified fracture toughness mIcK considering the effect of fracture process zone is obtained by using Bazant ′s size effect law. Key words fracture mechanics ,elastic modulus ,tensile strength ,fracture toughness ,flattened Brazilian disk specimen ,load-displacement record ,size effect law1 引 言本文是分成两部分的研究报告的第二部分,第一部分即文[1]是解析和数值结果,第二部分即本文是试验结果。
劈裂抗拉强度试验劈裂抗拉强度试验是一种常用的材料力学试验方法,用于评估材料在拉伸条件下的抗裂能力。
本试验通过将试样沿其厚度方向切割成两半,然后施加拉伸载荷,观察材料抗裂能力的指标。
下面将从试验原理、设备和操作步骤、试验结果分析等方面详细介绍劈裂抗拉强度试验的相关内容。
一、试验原理:劈裂抗拉强度试验基于材料的裂纹扩展行为和断裂韧性理论。
试样上所施加的拉伸力会引起试样内部发生裂纹,而这些裂纹最终会导致试样破裂。
通过观察裂纹的扩展和试样破裂的情况,可以评估材料的抗裂能力和断裂韧性。
二、设备和操作步骤:1. 设备:劈裂抗拉强度试验机、试样制备设备、光学显微镜等。
2. 操作步骤:a. 材料试样的制备:首先根据要求选择合适的试样尺寸和几何形状,然后使用试样制备设备将试样制备成所需的形状。
b. 安装试样:将试样安装到试验机上,确保试样的握持夹具均匀施加力。
c. 施加载荷:按照预定的加载速率施加拉伸力,记录加载过程中的应力和应变值。
d. 观察裂纹扩展:在试验过程中,使用光学显微镜或其他合适的观察设备,观察并记录试样上裂纹的扩展情况。
e. 试样破裂:当试样破裂时,记录破裂位置和形态,取下试样用于后续分析。
三、试验结果分析:试验结果可通过测量试样的最大应力和断口形貌等来评估材料的劈裂抗拉强度。
最大应力表征了试样在破裂前所承受的最大拉伸力,而断口形貌则可以提供有关试样破裂方式和裂纹扩展路径的信息。
通过分析试验结果可以得出以下结论:1. 高劈裂抗拉强度表示材料在拉伸条件下具有较好的抗裂能力,适用于各种承受拉伸力的工程应用。
2. 断口的形貌和裂纹扩展路径可以用于检测材料的断裂韧性。
光滑的断裂面和呈弓形的裂纹扩展路径表明材料具有较高的韧性,适用于受冲击载荷的应用。
3. 进一步分析试验结果,可以通过应力应变曲线等数据得出材料的拉伸模量、屈服强度等力学性能指标。
简言之,劈裂抗拉强度试验通过切割试样并施加拉伸力,用于评估材料抗裂能力的试验。
岩石的巴西劈裂试验检索综述
岩石的巴西劈裂试验是一种常用的岩石力学试验方法,用于研究岩石的力学性质和破坏特征。
本文将对岩石的巴西劈裂试验进行综述。
巴西劈裂试验是一种静态试验方法,其原理是在岩石样品的两个平行面之间施加垂直于这两个面的力,使样品沿着中心线发生劈裂破坏。
试验时,将岩石样品放置在试验机的压力板上,然后施加垂直于样品中心线的压力,直到样品发生破坏。
通过测量试验过程中施加的压力和样品破坏时的应力,可以计算出岩石的弹性模量、抗拉强度、抗压强度等力学参数。
巴西劈裂试验具有以下优点:首先,试验方法简单,易于操作;其次,试验结果具有较高的可重复性和可靠性;再次,试验过程中不需要使用任何化学试剂,对环境无污染。
巴西劈裂试验的应用范围广泛,可以用于研究各种类型的岩石,如花岗岩、砂岩、页岩等。
此外,巴西劈裂试验还可以用于研究岩石的破坏机理和破坏特征,为岩石工程设计提供重要的参考依据。
岩石的巴西劈裂试验是一种重要的岩石力学试验方法,具有简单、可靠、环保等优点,广泛应用于岩石工程设计和科学研究领域。
岩石力学性质的实验与模拟研究引言:岩石是地壳中最常见的地质体,对于地球科学研究和工程实践至关重要。
岩石力学是研究岩石及其围岩的力学性质和力学行为的学科,对于矿山、隧道、地铁、水利、核工程等领域起着重要的作用。
在实验室和模拟研究中,通过探索岩石的物理、力学性质可以更好地理解岩石结构、变形、破裂及围岩的稳定性,为相关工程项目提供科学依据,也为资源勘探提供技术支持。
一、岩石力学实验方法岩石力学的实验研究旨在通过实验手段来获得岩石的物理力学参数,为后续的数值模拟和工程设计提供基础数据。
岩石力学实验方法多种多样,主要包括材料力学试验、岩石强度试验、变形试验等。
1. 材料力学试验材料力学试验是最基本的研究方法之一,它通过对岩石试样进行拉伸、压缩、弯曲等加载,测试岩石的力学参数。
常用的试验方法包括拉压试验、剪切试验、三轴试验等。
在这些试验中,通过加载试样并测量力和变形,可以得到岩石的荷载-变形曲线,从而计算出各种力学参数,如岩石的弹性模量、抗拉强度、抗压强度等。
2. 岩石强度试验岩石强度试验主要是通过加载试样,观察其破坏形态,以及测量岩石的破坏强度等参数。
其中,抗拉强度试验和抗压强度试验是常用的试验方法。
在抗拉强度试验中,通过加载试样,观察其是否发生断裂,同时测量拉断强度。
而在抗压强度试验中,试样在加载过程中发生破裂,测量岩石的抗压强度。
3. 变形试验变形试验主要研究岩石在外力作用下的变形行为,常用的方法包括岩石变形试验、弹塑性试验、弹性恢复试验等。
通过这些试验,可以大致了解岩石在不同应力条件下的变形特点,如岩石的应变硬化、塑性变形、岩石的弹性恢复等。
二、岩石力学的数值模拟方法岩石力学的数值模拟通过建立岩石性质的数学模型,模拟岩石在不同力学条件下的行为,为工程设计和科学研究提供定量预测和评估。
常用的数值模拟方法包括有限元法、离散元法和边界元法等。
1. 有限元法有限元法是最常用的数值模拟方法之一,它将连续体分割成有限数量的小单元,通过有限元的位移函数和加权残差方法,求解各个单元上的力学行为,最终得到整个岩石体系的应力、应变分布。
第二节岩石的强度特性一岩石的单轴抗压强度二岩石的抗拉强度三岩石的抗剪强度四岩石在三向压缩应力作用下的强度第二节岩石的强度特性工程师对材料提出两个问题1 最大承载力——许用应力[ ] ?2 最大允许变形--许用应变[ ]?本节讨论[ ]问题强度:材料受力时抵抗破坏的能力。
强度单向抗压强度单向抗拉强度剪切强度三轴压缩真三轴假三轴σεσ一 岩石的单轴抗压强度1.定义:指岩石试件在无侧限的条件下,受轴向压力作用破坏时单位面积上承受的荷载。
AP R c / 式中:P ——无侧限的条件下的轴向破坏荷载 A ——试件截面积2.试验方法: 在压力机上按一定加载速率 单向加压直至试件破坏。
圆柱形试件:φ4.8-5.2cm ,高H=(2-2.5)φ 长方体试件:边长 L = 4.8-5.2cm高 H =(2-2.5)L 试件两端不平度小于0.05mm ;尺寸误差±0.3mm ; 两端面垂直于轴线±0.25° 试件标准3.单向压缩试件的破坏形态破坏形态是表现破坏机理的重要特征,其主要影响因素:①应力状态②试验条件破坏形态有两类:(1)圆锥形破坏原因:压板两端存在摩擦力,箍作用(又称端部效应),在工程中也会出现。
(2)柱状劈裂破坏张拉破坏(岩石的抗拉强度远小于抗压强度)是岩石单向压缩破坏的真实反映(消除了端部效应)消除试件端部约束的方法:润滑试件端部(如垫云母片;涂黄油在端部)加长试件σ1试样端面的压应力分布图 岩块在单轴压缩条件下的破坏型式单轴压缩试样端面的应力分布及破坏型式劈裂破坏 σ1 剪切破坏 σ1 对顶锥破坏σ1 σ1σ14.影响单轴抗压强度的主要因素(1)承压板端部摩擦力及其刚度(加垫块依据)(2)试件的形状和尺寸形状:圆形试件不易产生应力集中,好加工尺寸:大于矿物颗粒的10倍;φ50的依据高径比:研究表明;h/d≥(2-3)较合理(3)加载速度:加载速度越大,表现强度越高(见图2-5),我国规定加载速度为0.5 -1.0MPa/s (4)环境①含水量:含水量越大强度越低;岩石越软越明显,对泥岩、粘土等软弱岩体,干燥强度是饱和强度的2-3倍。
巴西劈裂试验对岩石抗拉强度影响因素研究刘天宇;万文;王亚;罗世林;唐劲舟【摘要】在巴西劈裂试验中选用最基本的垫条加载的加载方式条件下,对不同厚径比的茅口灰岩岩石试件采用不同的加载速率进行巴西圆盘劈裂试验.通过试验数据分析发现,在相同的厚径比下,随加载速率的提高,岩石的抗拉强度小幅增加;当采用相同的加载速率时,茅口灰岩抗拉强度均随厚径比的增加而减小,存在一定的尺寸效应.运用FLAC3D数值分析软件,针对垫条加载进行了不同厚径比及加载速率的巴西劈裂数值模拟试验,结果表明水平拉应力最大值位于圆盘轴线上端面中心点,即圆盘开始起裂的位置位于端面中心点附近.随着加载速率增加,圆盘端面中心点等效应力增大;随着厚径比增加,圆盘端面中心点等效应力减小.最后提出了在垫条加载下抗拉强度的修正公式,消除厚径比及加载速率对岩石抗拉强度的影响,并验证了修正公式的有效性.【期刊名称】《矿业工程研究》【年(卷),期】2016(031)004【总页数】7页(P1-7)【关键词】巴西劈裂;垫条加载;厚径比;加载速率;抗拉强度【作者】刘天宇;万文;王亚;罗世林;唐劲舟【作者单位】湖南科技大学资源环境与安全工程学院,湖南湘潭411201;湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南湘潭411201【正文语种】中文【中图分类】TD313抗拉强度是表征岩石强度特性的重要参数之一,同时也是矿山设计中安全与稳定性分析的控制参数.茅口灰岩[1,2]表面无明显裂纹,孔隙率较低,主要矿物成分为方解石、石英等,是南方煤矿开采中广泛遇到的工程介质,故研究茅口灰岩抗拉强度具有重要意义.在试验过程中由于直接拉伸法试件制备不易、试验操作复杂和试验成功率低等原因,采用间接拉伸法中巴西劈裂法[3,4]进行试验较为常见.本文采用巴西劈裂法中最为常见的垫条加载方式[5,6]进行加载.厚径比是岩石抗拉强度的一个重要影响因素[7],国内学者做了大量研究取得了相当多的有价值的成果.喻勇[8,9]对二维弹性力学公式计算岩石抗拉强度提出了质疑,利用三维有限元对圆盘试件内部应力分布进行了分析.张盛等[10]利用三维有限元软件分析了不同厚度平台巴西圆盘中心轴线上等效应力的分布规律,为了控制相对误差建议采用厚径比为0.3以下的圆盘试样.尹乾等[11]通过对不同高径比圆盘试样进行巴西劈裂试验发现,随着高径比的增加,抗拉强度逐渐减小,呈近似三次函数关系.然而,国内学者研究加载速率对岩石抗拉强度的影响相对较少,早在20世纪80年代吴绵拔[12]认为随着加载速率的增大会导致岩石抗拉强度略有提高.席道英[13]认为随着加载速率的量级变化,岩石的强度和弹性模量会随之产生影响.吕志强[14]通过室内实验对煤岩体的研究,发现加载速率的变化影响煤岩的抗拉强度及破坏模式,煤岩抗拉强度较低,具有低强度高脆性的特征,且受加载速率影响很大.周辉[15]通过电镜扫描破坏后的巴西圆盘试件,通过宏、细观俩方面的分析并引入端口形貌学的分析方法,揭示了脆性岩石劈裂过程中的加载速率效应.但是,这些研究成果并未明确指出岩石抗拉强度与加载速率的关系.本文着重针对厚径比、加载速率这两大关键的影响因素分析茅口灰岩的抗拉强度特性,并运用有限差分软件进行数值计算,得出不同条件下的端面等效应力值,验证试验的有效性,最后提出了修正公式并加以验证. 1.1 试样的制取从长沙宁乡煤炭坝采集茅口灰岩岩样,根据《水利水电工程岩石试验规程SL 264-2001》试验要求,将岩样切割打磨,制备岩石抗拉强度圆盘试件的直径均为50 mm,厚度分别取20,25,30,35,40 mm,共计5组,厚径比依次为0.4,0.5,0.6,0.7,0.8.部分试件如图1所示.1.2 试验设备本文依托湖南科技大学能源学院三轴剪切流变试验室进行圆盘劈裂试验,试验设备为RYL-600剪切流变仪(如图1所示).该伺服流变仪为长春市朝阳仪器有限公司生产,具有刚度大、测量精确、控制精度高、稳定性好的特点.1.3 试件的加载垫条加载是巴西劈裂试验较为常见的一种加载方式,其试验方法是在上下承压板与试件之间各加入1根直径约1.5 mm的钢丝垫条,轴向加压时,在试件的上下端面形成线性集中载荷,圆盘试件端面在拉应力作用下,沿加载方向破裂.试验各分为3组,每组均包含不同高径比从0.4~0.8,第一组轴向载荷的加载速率0.1 MPa/s,第二组的轴向载荷加载速率0.2 MPa/s,第三组的轴向载荷加载速率0.3 MPa/s.2.1 圆盘受力分析根据二维平面应力弹性力学的理论,巴西劈裂试件根据弹性力学的平面应力问题求解,在距离圆盘中心最远处即两端处受压应力为最大,其中,以压应力为正,拉应力为负,正应力σxσy和剪应力τxy可表示为式中,p:最大载荷;D:试件的直径;L:试件的厚度.根据应力表达式式(1)~式(3),假定试件两端处受到集中荷载P,依据圣维南原理,距两端较远处应力集中的影响忽略不计;且在圆盘中心0处,即θ1=θ2=0,r1=r2=0.5,根据式(1)和式(2),可得圆盘试件直径平面内垂直加载方向的水平拉应力为直径平面内径向压应力为由式(4)~式(5)可得,压应力为拉应力的3倍.对于大部分岩石材料来讲,抗压强度为抗拉强度的10倍以上,由此可知,圆盘试件在端面中心点受到水平拉应力而破坏,将式(4)中的p替换成p1,即为抗拉强度计算公式.2.2 试验结果分析在不同加载条件下,剔除试验失败试件后,选取典型圆盘试件,不同加载速率与厚径比下茅口灰岩抗拉强度值如表1所示.试验结果表明,茅口灰岩抗拉强度值大多介于2~4 MPa之间,离散性较小.其中,最大值为4.87 MPa,最小值为2.58 MPa,算术平均值为3.54 MPa.加载速率为0.1 MPa/s时,算术平均值为3.2 MPa;加载速率为0.2 MPa/s时,算术平均值为3.46 MPa;加载速率为0.3 MPa/s时,算术平均值为3.95 MPa.2.3 厚径比对岩石抗拉强度的影响根据不同加载速率及厚径比下的试验结果,绘制应力应变曲线如图2所示.从图2应力应变曲线分析可知:各加载速率下的应力应变曲线特征表现大多表现为全应力应变5阶段:(1)微裂隙压密阶段;(2)弹性变形;(3)裂隙产生和扩展阶段;(4)裂隙发展到破裂阶段;(5)破裂后阶段.从微裂隙压密阶段加载到峰值阶段,应力应变曲线为一条近似光滑上凹的曲线,不存在应力跌落的情况,当试件到达峰值后,试件直接沿加载方向破裂,失去承载能力,各级加载条件下均未出现台阶式下跌的情况.峰后曲线表现为直线式下滑,这是线性集中载荷作用的结果.同时,同一加载速率下,抗拉强度均随厚径比增加而减小;同一厚径比下,加载速率的增加会增大岩石抗拉强度.在0.1 MPa/s时,各组试件的应变值差异较小,大多介于0.004~0.006之间;在0.2 MPa/s时,各组试件的应变值差异开始增大,由0.004~0.008;在0.3 MPa/s时,各组试件的应变值差异进一步增大,由0.002~0.007.因此,加载速率变化对试件应变值产生明显影响. 为了进一步更加明显地研究厚径比对抗拉强度的影响,将加载速率分别为0.1,0.2,0.3 MPa/s的3组试件分别进行一次线性拟合.拟合曲线图如图3,较好地反映试样随着厚度的增加抗拉强度总体呈衰减的趋势.加载速率为0.1 MPa/s时,试件抗拉强度的算术平均值为3.2 MPa;加载速率为0.2,0.3 MPa/s时,算术平均值为3.46,3.95 MPa.加载速率为0.1 MPa/s时,20 mm下试样的抗拉强度为4,25,30,35,40 mm下的抗拉强度依次为3.56,3.00,2.93,2.58 MPa,比20 mm下分别减小11%,25%,26.7%,35.5%.加载速率为0.2 MPa/s时,当厚径比从0.4变为0.8时,抗拉强度由4.48 MPa减至2.65 MPa,变化量为1.83 MPa,减幅为40.8%;0.3 MPa/s时,当厚径比0.4从变为0.8时,抗拉强度由4.87 MPa减至2.95 MPa,变化量为1.92 MPa,减幅为39.4%,随着试样厚度的增加,抗拉强度总体呈衰减趋势.另一方面,由于试样厚度的增加,试样内部存在的孔隙和弱面也随之加大,试样受载时抗拉强度也会相应降低,说明了岩石的尺寸效应对不同厚径比茅口灰岩的抗拉强度有一定影响.表2为平板加载下抗拉强度与厚径比的拟合方程,拟合度分别为0.93,0.91,0.93,拟合度较高.2.4 加载速率对岩石抗拉强度的影响加载速率会改变试件内部应力状态,影响其峰值强度,试件抗拉强度总体随加载速率增大而增大.不同加载速率下的峰值强度应力散点图如图4所示.通过图4可分析得出:加载速率为0.1 MPa/s时,试件抗拉强度的算术平均值为3.2 MPa;加载速率为0.2 MPa/s时,试件抗拉强度的算术平均值为3.46 MPa;加载速率为0.3 MPa/s时,试件抗拉强度的算术平均值为3.95 MPa.加载速率为0.1 MPa/s 时,在厚径比为0.4,0.5,0.6,0.7,0.8时,抗拉强度分别为4.00,3.56,3.00,2.93,2.56 MPa;加载速率为0.2 MPa/s下的抗拉强度分别为0.1MPa/s下抗拉强度的112%,115.4%,104.7%,99.6%,102.7%,较0.1 MPa/s下的抗拉强度略有提升;加载速率为0.3 MPa/s下的抗拉强度分别为0.2 MPa/s下抗拉强度的108.7%,106.8%,121%,128.8%,111.3%,比0.2 MPa/s下的抗拉强度进一步提升.但在0.2 MPa/s下厚径比为0.7时比0.1 MPa/s下试样的抗拉强度有所下降,结果存在一定的离散性.试件抗拉强度总体随加载速率增大而增大,0.2 MPa/s与0.3MPa/s下的岩石平均抗拉强度分别比0.1 MPa/s下的岩石抗拉强度增大8.1%与23.4%.根据理论与上述试验验证,加载速率对茅口灰岩抗拉强度值有一定影响,抗拉强度峰值随加载速率的提高而小幅增加.3.1 模型建立与边界条件为进一步验证圆盘劈裂试验的有效性,利用有限差分软件FLAC3D对其进行数值模拟.首先,在有限元软件ANSYS中将模型建好,再导入有限差分软件FLAC3D中进行数值模拟.试样直径为50 mm,厚度分别为20,25,30,35,40 mm共5种,对应的厚径比分别为0.4,0.5,0.6,0.7,0.8这5种,体积模量为2×108 Pa,剪切模量为2×108 Pa,密度为2.5 g/cm3.模型加载示意图如图5所示.线荷载加载方向为Z轴负方向,上述所有试样的中心线均为X轴.所有模型的边界条件:模型底部与加载线对称的底边在Y,Z方向没有位移,该底边的重点在X方向也没有位移,线荷载所通过平面的所有节点在Y方向均无位移.3.2 端面等效应力模拟结果在三维条件下,试件内部的应力分布状况复杂,具体从哪一点起裂,由强度理论决定.对于茅口灰岩这类脆性材料,一般采用Griffith强度理论进行分析.基于Griffith强度理论的等效应力σG,其受参数的影响直接表征了该参数对圆柱体内应力分布的影响,如图6所示.Griffith准则的具体表现形式为式中,σ1为第一主应力,σ3为第三主应力.从图6中可以看出,当厚径比r/h为定值时,随着加载速率取值的增加,距端面中心处相同间隔下的记录点的等效应力大小均表现出不同程度的增加,但是各曲线总的趋势变化不大.以厚径比r/h=0.4为例,随着加载速率的增加,等效应力没有出现明显凸起点且其最高点位置从17 mm变化到14 mm,故可知随着加载速率的增加应力集中的影响逐渐减少.当加载速率为0.2 MP/s,厚径比r/h=0.5和0.8时;以及加载速率0.3 MP/s,厚径比r/h=0.5和0.7时,可以明显看到应力凸起点,同时考虑到试件从有效应力最大点最先开始破裂,因此在这种情况下不能保证试件在端面中心点破裂,试验失效.当加载速率为0.1 MP/s时,0.4~0.8的厚径比时,试件端面加载点轴线上没有出现明显凸起点,且端面中心点处等效应力取得最大,又考虑到试件的破坏是从等效应力最大点处最先破裂,故在此种条件下可以保证试件从端面中心点最先起裂,劈裂试验的有效性得到保证.3.3 抗拉强度修正公式根据上述分析可知,试样的破坏最先起裂点是发生在圆盘试样的端面中心点,而不是圆盘内部中心点,如果采用基于平面应力假设的公式计算其抗拉强度得出结果会低于实际抗拉强度,故须对此进行修正.以试样端面中心点的等效应力σG与σt(P为临界荷载,即测试中的最大荷载)的比值k*为修正系数,根据有限差分法结果计算得到k*和厚径比r/h以及加载速率v的关系,进行曲面拟合.得到三维条件下巴西圆盘劈裂抗拉强度修正系数公式:式中,加载速率的单位:MPa/s.拟合曲面如图7所示,图中原点表示实际修正系数,拟合相关系数达到0.923 04,式(9)能够较好的反映厚径比和加载速率对巴西圆盘三维修正系数的影响.得到修正后的抗拉强度为为了进一步说明修正公式的有效性,选取一组0.2 MPa/s下的垫条加载数据代入式(9),各厚径比下修正前后的抗拉强度值如图8所示.从图8可知,修正前,厚径比为0.4下试样的抗拉强度为4.48 MPa,0.5,0.6,0.7,0.8下的抗拉强度依次为4.11,3.14,2.92,2.65 MPa,比厚径比为0.4下分别减小8.2%,29.9%,34.8%,40.8%.修正后,厚径比为0.4下试样的抗拉强度为3.99 MPa,0.5,0.6,0.7,0.8下的抗拉强度依次为3.46,3.57,3.54,3.54 MPa,比厚径比为0.4下分别减小13.3%,10.5%,11.3%,11.3%.修正后的岩石抗拉强度波动值约下降30%,修正后的岩石抗拉强度值几乎不受厚径比的影响.1)在相同的厚径比下,随加载速率的提高,岩石的抗拉强度小幅增加;当采用相同的加载速率时,茅口灰岩抗拉强度均随厚径比的增加而减小,存在一定的尺寸效应.2)圆盘轴线上端面中心点为水平应力最大值,即圆盘是由端面中心点开始起裂,随着加载速率增加,圆盘端面中心点水平拉应力增大,随着厚径比增加,圆盘端面中心点水平拉应力减小,与试验吻合较好.3)抗拉强度修正公式,可以消除厚径比及加载速率对岩石抗拉强度的影响.【相关文献】[1] 周述和.重庆松藻煤矿茅口灰岩岩溶水害与治理[J].中国煤田地质,2005,17(5):65-67.[2] He K Q, Yu Y J, Wang F. 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