真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制.pdf

真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制许文松1,2,3，赵光明1,2，孟祥瑞1,2，刘之喜1,2，刘崇岩1,2，戚敏杰1,2(1.安徽理工大学深部煤矿采动响应与灾害防控国家重点实验室,安徽淮南232001；2.安徽理工大学安全科学与工程学院,安徽淮南232001；3.中国矿业大学(北京)地球科学与测绘工程学院,北京100083)123V31232313133213摘要：地下工程开挖过程中围岩处于极其复杂的应力环境中，尤其是在其各向异性的影响下，动力灾害的发生存在隐蔽性。采用真三轴卸荷扰动岩石测试系统对砂岩进行不同主应力方向加卸载试验，研究真三轴不同主应力加卸载条件下高应力岩体力学特性与破坏特征，分析不同主应力加卸载岩体次生各向异性及能量演化机制。结果表明：在岩体次生各向异性影响下，(第一主应力)进行循环加卸载过程中，(第二主应变)和(第三主应变)呈现相反变化，(体积应变)先压缩再膨胀，最终表现出膨胀的宏观现象；高围压岩体(第三主应力)卸载时，产生压缩，和产生膨胀变形，变化量小于，卸荷方向变形由线弹性状态转变为弹塑非线性；和卸载岩体积聚的能量差异较大，卸载是一个能量释放的过程，卸载是一个能量积聚的过程，卸荷方向的能量变化特征决定了其余 2 个诱发方向的能量积聚、释放规律，卸载岩体的极限储存能量降低，且(第二主应力)卸荷时随着的增大加快了岩石的破坏，表明岩体卸载比加载更容易破坏；卸荷速度越快，破坏时所释放的能量增加、耗散能降低，卸荷方向岩体能量密度和总积聚能量密度减小。动力事故发生的主要原因是岩体内部能量的积聚释放，岩体次生各向异性对岩体自身极限储存能存在很大影响，研究真三维加卸载次生应力对岩石极限储存能的影响特征为冲击地压防止提供了参考。关键词：真三轴加卸载；各向异性；能量积聚；释放应变能中图分类号：TD324文献标志码：A文章编号：02539993(2023)04150214Anisotropy and energy evolution mechanism of rock mass undertrue triaxial loading-unloadingXUWensong1,2,3,ZHAOGuangming1,2,MENGXiangrui1,2,LIUZhixi1,2,LIUChongyan1,2,QIMinjie1,2(1.Laboratory of Mining Response and Disaster Prevention and Control in Deep Coal Mines,Anhui University of Science and Technology,Huainan232001,China;2.School of Safety Science and Engineering,Anhui University of Science and Technology,Huainan232001,China;3.School of Earth Sci-ences and Geomatics Engineering,China University of Mining and Technology-Beijing,Beijing100083,China)Abstract:Intheprocessofundergroundexcavation,thesurroundingrockisinaverycomplexstressenvironment,espe-ciallyundertheinfluenceofitsanisotropy,theoccurrenceofdynamicdisasterishidden.Inthispaper,theloadingandun-loadingtestsofsandstoneindifferentprincipalstressdirectionswerecarriedoutbyusingthetruetriaxialunloadingdis-turbedrocktestsystem.Themechanicalpropertiesandfailurecharacteristicsoftruetriaxialunderdifferentprincipalstresseswerestudied,theenergyevolutionmechanisminotherdirectionsinducedbyloadingandunloadingofdifferent收稿日期：20220504修回日期：20220823责任编辑：钱小静DOI：10.13225/ki.jccs.2022.0766基金项目：国家自然科学基金资助项目(52004006，51974009)；安徽省科技重大专项、安徽省“省特支计划”的领军人才资助项目(T000508)作者简介：许文松(1986)，男，河南焦作人，副教授，硕士生导师。E-mail：通讯作者：赵光明(1976)，男，安徽桐城人，教授，博士生导师。E-mail：引用格式：许文松，赵光明，孟祥瑞，等.真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制J.煤炭学报，2023，48(4)：15021515.XUWensong，ZHAOGuangming，MENGXiangrui，et al.Anisotropy and energy evolution mechanism ofrockmassundertruetriaxialloading-unloadingJ.JournalofChinaCoalSociety，2023，48(4)：15021515.第48卷第4期煤炭学报Vol.48No.42023年4月JOURNALOFCHINACOALSOCIETYApr.2023principalstresseswasanalyzed.Resultsshowedthatundertheinfluenceofrockmasssecondarystressanisotropy,duringthecyclicloadingandunloadingprocessofthefirstprincipalstress,thestraininotherdirectionsshowsoppositedeforma-tion.Thevolumetricstraincompressesfirstandthenexpands,andthefinalvolumetricstrainshowsamacroscopicphe-nomenonofexpansion.Whenthethirdprincipalstressofhighconfiningpressurerockmassisunloaded,thefirstprincip-alstressproducesacompressiondeformation,whilethesecondandthirdprincipalstressesproduceanexpansiondeforma-tion.Thedeformationofthesecondprincipalstressislessthanthatofthethirdprincipalstress,andthedeformationinun-loadingdirectionchangesfromlinearelasticstatetoelastic-plasticnonlinearstate.Theaccumulatedenergyofrockmassisagreatdifferencebetweenthefirstprincipalstressunloadingandthethirdprincipalstressunloading.Theenergyvari-ationcharacteristicsofunloadinginthedominantdirectiondeterminetheenergyaccumulationandreleaselawintheoth-ertwoinduceddirections.Thelimitstoredenergyofthethirdprincipalstressunloadingrockdecreases,andthesecondprincipalstressacceleratestherockfailurewiththeincreaseofthefirstprincipalstress,whichverifiesthattherockiseasi-ertobedestroyedbyunloadingthanbyloading.Thehighertheunloadingrateofthethirdprincipalstress,thehighertheenergyreleasedandthelowerthedissipatedenergy,andthelowertheenergydensityandtotalaccumulatedenergydens-ityintheunloadingdirectionofrockmass.Themaincauseofdynamicaccidentsistheaccumulationandreleaseofen-ergyinrockmass.Thesecondaryanisotropyofrockmasshasagreatinfluenceontheultimatestoredenergyofrockmass.Thestudyontheinfluencecharacteristicsofthree-dimensionalloadingandunloadingsecondarystressontheultimatestoredenergyofrockmassprovidesareferenceforpreventingrockburst.Key words:truetriaxialloadingandunloading；anisotropy；energyaccumulation；releasestrainenergy地下工程开挖是一个复杂的加卸载过程，卸荷条件下岩石的力学特性与加载条件下存在很大差异，尤其在高应力作用下，岩体本质属性和开挖衍生的卸荷扰动附加属性形成的叠加效应，使高应力岩体的组织结构、基本行为特征和工程响应均发生根本变化，造成深部开采中动力灾变事故出现多发性和突发性。2=3各向异性是岩体的重要性质，根据各向异性产生的原因和表现的不同，主要分为原生各向异性和次生各向异性(固有各向异性和应力诱导各向异性)1。原生各向异性是指岩体在沉积过程中，不同方向的矿物颗粒因排列不同所引起的力学特性和参数存在差异；次生各向异性是指随着岩体材料应力状态的变化，不同应力方向上的变形特征有所不同。在各向异性方面国内外专家在各向异性方面进行了诸多研究，研究表明，岩体内部存在的层理、节理、裂隙等结构面导致了其具有明显的各向异性2，结构面会破坏岩体的完整性，对其力学特性产生重大的影响3，在外载荷作用下，岩体的破坏可能沿着这些不连续面进行扩展4，从而降低岩体强度。因此，研究采动裂隙诱发地层各向异性对矿山灾害防治及环境保护至关重要5。DAN等6对砂岩、片麻岩、板岩进行巴西劈裂试验，研究层理倾角、加载方向角对抗拉强度和破坏模式的影响；ABBASS 等7研究发现，岩体内部层理角度越大，其抗拉强度和破坏耗散能越低；但大多数的分析主要集中在原生各向异性方面，在次生各向异性方面的研究还需要继续深入开展。在第一主应力加卸载方面大多数研究是借助的三轴实验，分析循环加卸载过程岩体的损伤特征8-10；在第三主应力卸载研究方面任建喜等11通过岩石全过程卸荷 CT 试验，发现卸荷岩体比加载岩体更容易破坏，且具有突发的特性；陈景涛和冯夏庭12获得了卸荷破坏比加载破坏更加剧烈，并且破坏主要向卸荷面扩展，同时发生拉伸劈裂剪切破坏的阶段性复合破坏；哈秋舲等13针对三峡工程永久船闸陡高边坡开展了研究，提出了各向异性卸荷岩体力学理论及其新概念；李建林等14分析了节理开挖卸荷岩体的各向异性，发现岩体自身强度和节理面强度是影响节理岩体力学特性的主要因素；在真三轴加卸载方面，FENG15、宫伟力16、李夕兵17和 SU18等做了大量的研究，但在真三轴条件下，不同主应力方向加卸载诱导其他方向主应力方向的变化特征还需要进一步研究，从而揭示最小主应力卸荷相邻岩体对其影响破坏机理。岩体在不同地应力和不同工程扰动类型作用下表现出极其复杂的力学特性。在局部高应力作用下，使岩体发生损伤，但仍然呈现出高强度未发生整体破坏的状态，已有的强度理论和破坏准则无法很好地分析这种复杂的破坏特征14。近几年，国内外学者希望通过研究岩体加卸载过程中能量积聚、耗散和释放能量守恒，分析其破坏全过程的能量变化、强度特性和损伤破坏特征之间的联系，揭示岩体不同主应力卸荷条件下岩体破坏的机理。左建平和宋洪强19考虑了煤岩体的力学特性与能量积聚性质的差异，表征了煤岩系统失稳过程中储存弹性能的释放速率；吴拥政等20利用改进的分离式霍普金森压杆(SHPB)装置，第4期许文松等：真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制1503探究了动静载叠加作用下冲击失稳破坏机制；刘之喜等21进行了单轴循环加卸载、分级蠕变及蠕变后的循环加卸载试验，提出了研究岩体蠕变条件下岩体能量变化的新方法；来兴平等22研究了不同含水状态煤岩样单轴压缩全过程，分析煤岩样损伤演化过程能量释放规律；谭云亮等23研究了“煤体”自身能量释放型和“煤体+顶底板”共同能量释放型 2 类煤巷帮部失稳诱冲机理；众多研究成果对巷道稳定性控制起到积极意义，而对于真三维应力状态，不同加卸载条件下岩体各向异性强度、能量演化机制的研究并不多见；在实际工程中，岩体所处的应力状态多数为三向六面受力的情况，当一个主应力发生改变势必对其余 2 个主应力产生影响，因此研究真三维条件下不同方向加卸载时岩体的各向异性及能量演化规律，对巷道围岩稳定性的预测和控制起着重要的作用。笔者采用真三轴卸荷扰动岩石测试系统，研究不同加卸路径下岩体的次生各向异性及能量演化规律，分析高应力岩体不同主应力加卸载条件下应力应变演化规律和岩体破坏特征，考虑第二主应力的影响，探讨最大主应力加卸载和最小主应力加卸载的差异性，阐明最小主应力不同卸荷速率的影响机理，揭示不同主导方向(应力应变状态发生改变的方向)加卸载诱导其余方向的能量演化机制，研究结果对深部岩体开挖卸荷诱发的矿井灾害预防和控制具有重要的指导意义。1开挖卸荷巷道围岩能量演化机理深埋巷道在开挖前，岩体在原始三维应力作用下处于平衡状态。巷道开挖后的围岩产生临空面，打破岩体原始应力平衡，围岩表面瞬时回弹，产生“卸载”效应，致使巷道附件围岩应力重新分布，其切向应力表现为加载、径向表现为卸载的现象；随着切向加载相互挤压的加剧形成应力集中，不断产生局部和大面积损伤，使巷道表面附近围岩承载能力降低，破碎区逐渐向深部转移；在开挖面向深部分为 3 个区域：松动1 区破裂区(完全丧失承载能力)、松动2 区应力软化区(具有一定承载能力)、塑性区(图 1)24，其破坏问题与连续加载情况下的破坏机理不同，岩体在不同区域应力状态处于近似单向受力、双向受力、三向受力一侧减小、三向受力 4 种情况；由能量守恒定律可知，不同应力状态下岩体的极限储存应变能是不同的，在相同压力条件下，4 种受力状态的岩体极限储存应变能呈递增的趋势；当岩体的积聚能大于自身极限储存应变能时，多余的能量将用于耗散和释放、转移，造成巷道附件围岩产生损伤、塑性变形或者破坏，越靠近巷道表面极限储存应变能越小，围岩变形的能力变差，同时在巷道围岩深部产生大量的能量积聚，使巷道在仅仅锚网索支护稳定后仍有发生破坏的潜在可能。岩块节理岩体松动 1 区破裂区松动 2 区应力软化区塑性区受围岩强度最敏感13i211353432336330313i12图1巷道开挖围岩加卸载破坏特征Fig.1Failurecharacteristicsofsurroundingrockduringloadingandunloadingduringroadwayexcavation2试验2.1试验设备真三轴扰动卸荷岩石测试系统(图 2)可进行 3 个轴向独立加、卸载实验，2 个方向(Z、Y)最大可施加5000kN 载荷，1 个方向(X)最大施加 3000kN 载荷。独特的相互独立控制系统，允许在 X、Y、Z 三个方向独立进行不同位移和应力速率加卸载，恒位移速率保持和恒应力保持等，从而模拟真实岩体在不同加卸载过程中应力变化。采用自主研发的真三轴卸荷扰动卸荷岩石测试系统模拟真三轴三向六面受力状态下，开展最大主应力和最小主应力加卸载试验，试件采用完整性和均匀性较好的砂岩，尺寸为 100mm100mm100mm；同时配套软岛 DS5 声发射监测系统，监测试验过程岩石材料微观损伤特征。2.2试验方案设计地下工程的开挖导致地应力向开挖面释放，由于1504煤炭学报2023年第48卷岩体本身具有承载能力，从而导致应力集中。当应力集中产生局部高应力超过岩体本身的强度，岩体将向开挖面变形从而产生破坏，并随着时间的推移逐渐向深部延伸。由开挖面向深部分为 3 个区域：破坏区(完全丧失承载能力)、软化区(具有一定承载能力)、弹性区(具有本身承载能力)，软化区岩体承载特性是巷道围岩稳定主要控制指标。因此，分析岩体破坏值90%、85%、80%(软化区)的力学特性对巷道稳定性有重要的作用。为了分析不同围压最大主应力和最小主应力加卸载岩体的各向异性及能量演化规律，采用砂岩试样(密度为 2487kg/m3，弹性模量为 19.3GPa，黏聚力为 0.123MPa，内摩擦角为 40)设计 4 个实验方案，如图 3 所示，试验方案的初始围压等参数见表 1。根据力学实验国家标准，本文在加载初始地应力录像系统声发射系统控制主机真三轴测试系统卸荷面提升阀三向独立加载单面卸荷xzYxzY卸荷面图2真三轴扰动卸荷岩石测试系统Fig.2Truetriaxialdisturbanceunloadingrocktestsystemt初始加载阶段1(Z)2(Y)3(X)初始状态加载至破坏(a)方案 1t初始加载阶段1(Z)2(Y)3(X)初始状态加载至破坏(b)方案 2加载至破坏值90%、85%、80%t初始加载阶段1(Z)2(Y)3(X)初始状态(c)方案 3加载至破坏值90%、85%、80%t初始加载阶段1(Z)2(Y)3(X)初始状态(d)方案 4加载至破坏值 90%图3不同加卸载试验路径Fig.3Steploadingandunloadingtestpath第4期许文松等：真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制1505采用恒应力加载速度加载，随后采用恒位移速度进行加、卸载。方案 1。首先，采用恒力速率加载 3 个方向的应力同时达到初始围压，模拟地下工程围岩的初始应力状态，然后采用恒位移速率 0.1mm/min 加载最大主应力直至破坏。方案 2。首先，加载至初始应力状态(与方案 1 相同)，随后加载最大主应力至 1 号试件峰值破坏值的90%、85%、80%，然后卸载最大主应力至初始应力，最后再加载最大主应力直至破坏，加卸载过程恒位移速率为 0.1mm/min。方案 3。首先，加载至初始应力状态(与方案 1 相同)，随后加载最大主应力至 1 号试件峰值破坏值的90%、85%、80%，然后卸载最小主应力至试件破坏，加卸载过程恒位移速率为 0.1mm/min。方案 4。首先，加载至初始应力状态(与方案 1 相同)，随后采用恒位移速率 0.1mm/min 加载最大主应力至 1 号试件峰值强度的 90%，然后分别以 0.1、0.5、1.0mm/min 的速率卸载最小主应力至试件破坏。3真三轴加卸载岩体各向异性分析123312由于岩体的各向异性，随着主应力状态的变化，不同方向上的强度、变形等自身本质属性存在差异性。尤其是的加卸载对和的影响，的加卸载对和的影响存在较大差异。3.1最大主应力加卸载应力应变分析123123为了更好的分析不同加卸载过程对和的影响，分别进行全围压压缩试验、同围压破坏值的 90%、85%、80%循环加卸载实验，研究不同条件下，和方向应力应变的响应特征，图 4 为不同加卸载条件下试样的应力应变关系曲线(应变以压缩为正，膨123V胀为负)，其中、及分别为第一、二、三主应力方向的应变和体积应变。112323V由图 4 可以看出：在真三轴压缩条件下，当试样第一、二、三主应力分别为 30、10、5MPa 时，进行第一主应力持续加载峰值破坏强度为 111.9MPa。随着的增大，在方向岩体产生压缩变形，和方向则处于膨胀状态，变化量小于。应力应变曲线可以划分为如下 5 个阶段：裂纹闭合、线弹性变形、裂纹起裂和稳定发展、裂纹加速损伤和不稳定扩展、峰后破坏阶段，损伤扩容应力作为耗散能急剧增加的转折点，宏观上表现为由压缩为主转变为膨胀，之后试件损伤逐步累积，形成不可逆的损伤。11V123V1当第一主应力分别加载至 1 号试件峰值破坏值的 90%、85%、80%后，再卸载到初始围压，试样上循环加载曲线斜率大于下循环二次加载曲线斜率，应力应变曲线出现明显回滞环；和、的扩展处于相反方向，体积应变经历了先压缩再膨胀的过程，且最终体积应变表现出膨胀的宏观现象，形成不可逆的损伤；且越大，卸载产生的损伤越大，由此可以看出：在岩体各向异性的影响下，第一主应力降低，其余方向的应变进入压缩状态，有利于岩体的稳定。在真三轴加载条件下，岩石在达到屈服强度极限之后，经历一段非线性塑性硬化过程直至峰值强度极限；在此阶段，岩石自身强度随应变的增大而逐渐提高，即为岩石塑性硬化现象；在第一主应力循环加卸载时，随着第一主应力的减小，岩石很大变形甚至有局部破坏现象，形成的碎屑可能脱落，或者充填到附近的裂纹中，裂纹间充填的碎屑增加了摩擦，提高了岩石的承载力9。破坏值的 80%循环加卸载后，峰值抗压强度增加了 2MPa，岩体产生硬化现象，在 90%、85%循环加卸载，抗压强度降低了 6MPa；这是由于表 1 试验方案参数Table 1 Parameters of the test program岩石编号初始围压/MPa1加载/MPa1卸载/MPa3卸载/MPa加载速率/(mmmin1)卸载速率/(mmmin1)1231号30105至破坏0.12号30105破坏值90%300.10.13号30105破坏值85%300.10.14号30105破坏值80%300.10.15号30105破坏值90%至破坏0.10.16号30105破坏值85%至破坏0.10.17号30105破坏值80%至破坏0.10.18号30105破坏值90%至破坏0.10.59号30105破坏值90%至破坏0.11.01506煤炭学报2023年第48卷岩体达到塑性区范围内后进行卸载，岩体产生了不可逆的损伤，能量出现了耗散。因此可以得到岩体在进入塑性阶段后循环加卸载是一个应力软化的过程，岩体在弹性区域循环加卸载是一个应力硬化的过程。3.2最小主应力卸载应力应变分析在巷道开挖过程中，巷道围岩切向应力处于加载状态，径向应力处于卸载状态，沿巷道走向方向的应力不发生变化。因此，在保持第二主应力不变的高应力条件下，分析第三主应力卸载诱发其他方向变形特征对巷道围岩稳定控制起到至关重要作用。当第一主应力分别加载至破坏值的 90%、85%、80%时卸载第三主应力，岩体处于塑性变形阶段，因此试验中第三主应力卸荷采用恒位移速率卸荷。通过图 5 可以看出：在第三主应力卸载过程，第二主应力方向呈现膨胀状态，第一主应力处于压缩状态。当第一主应力加载至破坏值的 90%时，由于岩体内部储存了大量的能量，卸载第三主应力致使围压降低，第二主应力方向呈现出线弹性应力释放状态，第一主应变急速直线上升，内部裂隙迅速发展，从而发生剧烈的破坏；当第一主应力加载至破坏值的 85%、80%时，卸载第三主应力呈现出弹塑非线性应力释放，第 1个阶段处于稳步上升(裂纹起裂和稳定发展)，达到一定值时上升速度加快(裂纹加速损伤和不稳定扩展)直至破坏。在最小主应力卸荷试验中，随着卸荷时的第一主应力的减小，岩体自身存储的积聚能减小。第三主应力卸荷过程中，弹性能释放速率减小，耗散能速率增加，因此，岩体发生破坏时第三主应力方向应变增大，破坏临界应力减小。由此可以看出，高围压岩体第三主应力卸荷，更容易发生破坏，随着岩体能量积聚的减小，卸荷方向变形由线弹性状态转变为弹塑非线性状态。在实际工程中，当开挖临空面开始变形较小时，巷道处于稳定阶段，当变形较大时，巷道内部将产生内部将产生极大的应变能，这也是发生冲击地压的原因。13卸载与卸载试验存在较大的差异：第一主应力卸荷岩体在第一主应力方向呈现膨胀状态，在第二、三主应力方向处于压缩状态，总能量是一个减小的过程，有利于保持围岩的稳定性，说明了通过切顶卸压留巷25-26、深孔预裂爆破27等措施减小第一主应力值，从而有效保证围岩的稳定性。而第三主应力卸荷2520151050510152025406080100120应变/103(a)全围压加载破坏第一主应力/MPa 123V3528211470714212835406080100120应变/103(b)破坏值 90%循环加卸载第一主应力/MPa 123V3024181260612182430406080100120应变/103(c)破坏值 85%循环加卸载第一主应力/MPa 123V2520151050510152025406080100120应变/103(d)破坏值 80%循环加卸载第一主应力/MPa 123V图4循环加卸载应力应变曲线Fig.4Cyclicloadingandunloadingstress-straincurves第4期许文松等：真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制1507岩体在第一主应力方向呈现加载状态，在第二、三主应力方向处于卸载状态，总能量是一个增加的过程，围压减小致使破坏值减小，发生剧烈破坏，因此通过控制围岩的变形减小围岩的能量积聚，从而提高围岩的极限储存能，增强围岩的承载能力。3.3不同加卸载路径破坏特征c裂纹萌生和裂隙扩展伴随着能量的积累与耗散，不同加卸载路径下岩体的储存能与释放能量迥异，从而致使试样的破坏方式和破坏形态不同28-30，结合宏观破坏形态和声发射参数分析岩石破坏机理，如图 6、7所示(其中，为破坏值)。在第一主应力加卸载过程中，岩样的破坏表现为张剪复合破坏模式，宏观主破裂面两侧局部伴生有剪切破裂面，同时在剪切带附近轴向张裂纹发育密集，这些裂缝形态从侧面反映出岩样破坏所需能量的差异。在第一主应力分别加载至破坏值的 90%、85%、80%后卸载的过程中，微裂隙已经产生，为颗粒间的摩擦提供了空间，无论是加载阶段还是卸载阶段，AE能量幅值明显增大；由于岩石试件内部存在微裂隙，并非完全的弹性体，循环加卸载过程中微裂隙活动对试件造成一定的损伤，当卸载至初始围压再进行加载时，微裂隙开始扩展联通，裂纹的扩展需要能量做功，在裂纹的扩展中，裂纹尖端逐渐蓄能，达到储能极限后便形成张开裂缝；即能量演化受尖端裂纹吸收集聚应变能和裂纹张开释放耗散能共同决定，使得试件内部结构发生根本性的改变。从岩样的宏观破裂形态、内部裂纹产状与岩样破坏所需能量可知，这 3 者间形成了良好的对应关系，从侧面反映了第一主应力加卸载过程中破坏能量和破裂特征的各向异性。在第三主应力卸载过程中，岩体主要呈现张拉破坏，砂岩的破坏面均沿着垂直最小主应力方向，但裂纹发育程度与破坏模式有明显的差异。由于仅第三主应力卸荷，卸荷初始阶段即发生扩容，无明显的扩容起始点，随着卸荷的持续，岩体的主应力差不断增大，AE 能量幅值明显增大；侧向扩容主要沿卸荷方向发生，形成的张拉裂纹，第一主应力越小，裂纹扩展速度越慢，破坏越充分，试件完全失稳后破碎程度越高。4不同主应力加卸载能量演化机制岩体在不同的加卸载条件下，其极限储存能、弹性能、耗散能是不同的。动力灾害的发生主要是积聚的弹性能的突然释放，考虑岩体自身各向异性的影响下，分析不同主应力方向的能量变化规律，对动力灾害的发生具有指导性意义。4.1能量守恒定律岩体在最大主应力加载和最小主应力卸载过程，3.84.04.24.44.64.85.02.52.01.51.00.50第三主应变/103321第三主应力/MPa(a)破坏值 90%0.60.50.40.30.20.10第二主应变/10300.30.60.91.21.51.8第一主应变/1032.01.52.53.03.54.04.55.055.543210第三主应变/103321第三主应力/MPa(b)破坏值 85%1.20.90.60.30第二主应变/10300.40.81.21.62.0第一主应变/10310234586420第三主应变/103321第三主应力/MPa(c)破坏值 80%0.40.30.20.10第二主应变/10300.51.01.52.02.5第一主应变/103图5分级加卸载应力应变曲线Fig.5Stress-straincurvesforgradedloadingandunloading1508煤炭学报2023年第48卷耗散能使得岩体强度逐渐弱化，从而致使岩体的极限储存能力降低，在总能量持续增加的过程中岩体发生能量驱动破坏。假设一个单元体在外力作用下和外界没有热交换，根据热力学第 1 定律14可知：U=Ud+Ue(1)UdUe式中，U 为输入能；为单元体耗散能；为单元体可释放应变能。UdUe根据图 8 应力应变曲线中能量关系，表示单元耗散能用于形成单元内部损伤和塑性变形，其变化满足热力学第二定律，即内部状态改变符合熵增加的趋势；阴影面积表示单元中储存的可释放应变能，该部分能量为岩体单元卸载后释放的弹性应变能。U=w101d1+w202d2+w303d3(2)02004006008001 00006 40012 80019 20025 60032 00000.0650.1300.1950.2600.325振铃计数能量/(106 mVms)时间/s 能量(a)破坏值 90%1=c90%1=c90%3302004006008001 00005 40010 80016 20021 60027 00000.0440.0880.1320.1760.220振铃计数能量/(106 mVms)时间/s 能量(b)破坏值 85%1=c85%1=c85%3302004006008001 00001 6003 2004 8006 4008 00000.0230.0460.0690.0920.115振铃计数能量/(106 mVms)时间/s 能量(c)破坏值 80%1=c80%1=c80%33图6第一主应力循环加卸载 AE 信号与破坏特征Fig.6FirstmainstresscycleloadingandunloadingAEsignalanddamagecharacteristics02004006008001 000041 00082 000123 000164 000205 00000.0420.0840.1260.1680.210振铃计数能量/(106 mVms)时间/s 能量(a)破坏值 90%1=c90%1=c90%3302004006008001 000079 000158 000237 000316 000395 00000.070.140.210.280.35振铃计数能量/(106 mVms)时间/s 能量(b)破坏值 85%1=c85%1=c85%3302004006008001 000048 00096 000144 000192 000240 00000.140.280.420.560.70计数能量/(106 mVms)时间/s 能量(c)破坏值 80%1=c80%1=c80%33图7第三主应力卸载 AE 信号与破坏特征Fig.7AEsignalanddamagecharacteristicsofthethirdprincipalstressunloading第4期许文松等：真三轴加卸载岩体各向异性及能量演化机制1509Ue=121e1+122e2+123e3(3)ei=1Euivu(j+k)(4)Ue=12E021+22+232k(12+23+13)(5)123123eikvu其中，U 为主应力在主应变方向上做的总功；、为第一、二、三主应力(i、j、k=1、2、3)；、为第一、二、三主应变；为 3 个主应力方向上的弹性总应变；为各向异性系数；Eu为卸载弹性模量；为泊松比。其中式(2)是概念性公式，式(5)是式(2)结合式(4)中弹性变形与应力关系得到的。UdUeEu图8单位体积中能量耗散和释放应变能的关系Fig.8Quantitativerelationshipofenergyreleaseandenergydissipation4.2最大主应力加卸载能量演化特征为了更好的分析第一主应力加卸载过程中岩体总能量、应变能、耗散能及诱发第二、三主应力方向能量变化特征，本文进行了同围压破坏值的 90%、85%、80%第一主应力加卸载能量密度规律变化研究，如图 9、10 所示。由图 9 可以看出：随着第一主应力的加载，在其方向上试验机持续对岩石做正功产生压缩变形，岩体能量不断积聚，在岩体自身各向异性的影响下，诱发第二、三主应力方向试验机对岩石做负功致使能量释放(文中能量密度为负值代表岩体产生膨胀扩容，对试验机产生负功)；由于岩体存在向弱面扩展的特性，第二主应力方向释放能量小于第三主应力方向，但总体呈现出能量积聚的现象。在第一主应力卸载过程中，其方向产生膨胀回弹致使应变能的释放，在第二、三主应力方向同步产生压缩能量积聚，总体呈现能量释放现象。第一主应力越大，各个方向加卸载的能量密度越大；在第一主应力加载过程中，第一主应力能量密度的变化约为第三主应力能量密度的 10 倍；在第一主应力卸载过程中，随着第一主应力的降低，第一、三主应力方向能量密度比减小，由此可得到：第一主应力的加卸载岩体能量的积聚和释放主要是依赖于第一主应力，而其余 2 个方向对岩体自身积聚能量的影响较小。岩样在加载过程中，岩样变形积聚部分弹性能，051015202504002002006008001 0001 2001 400第一主应力能量密度/(kJmm3)第一主应变/103(b)破坏值 85%7080503010604020010第二主应力能量密度/(kJmm3)14012010080604020020第三主应力能量密度/(kJmm3)051015202503006009001 2001 5001 800第一主应力能量密度/(kJmm3)第一主应变/103(c)破坏值 80%120100806040200第二主应力能量密度/(kJmm3)14012010080604020020第三主应力能量密度/(kJmm3)05101520253003006009001 2001 5001 800第一主应力能量密度/(kJmm3)第一主应变/103(a)破坏值 90%10080604020020第二主应力能量密度/(kJmm3)18016014012010080604020020第三主应力能量密度/(kJmm3)第一主应力能量密度第二主应力能量密度第三主应力能量密度图9第一主应力加卸载不同主应力能量变化Fig.9Energyvariationofdifferentprincipalstressesduringloadingandunloadingofthefirstprincipalstress1510煤炭学报2023年第48卷卸载过程中可以完全释放，环荷载过程中伴随着能量的损失，岩样发生塑性变形、损伤或以其他形式消耗的能量是不可逆的。从图 10 和表 2 可以看出：峰值前加载阶段岩体弹性应变能、耗散能随着轴向应变的增加而增大，耗散能在塑性屈服阶段持续增长，直至在岩体破坏点并达到峰值。随着第一主应力的降低，总变化能量密度降低，可释放应变能和耗散能也随着降低。在加载阶段，当