基于遍布节理模型的边坡稳定性强度折减法分析

采用非线性数值分析方法分析边坡稳定性问题时,强度折减法因其具有较多的优点而得到广泛应用。岩土体一般采用理想弹塑性模型,屈服准则为广义米赛斯准则。对于密集节理岩质边坡稳定性问题,采用遍布节理模型可同时考虑岩块和节理属性,更符合岩体状态及工程实际,认为岩体经强度折减后潜在破坏可能首先出现在岩体中或沿节理面或二者同时破坏。结合工程实例,基于遍布节理模型的强度折减法计算结果表明,潜在滑移面为折线型滑面,下部潜在滑移面倾角与节理面等效内摩擦角基本一致,上部潜在滑移面与岩体拉破坏相关;节理倾角与边坡安全系数、潜在滑动范围密切相关,陡倾角节理对边坡稳定性影响较小。通过对边坡失稳判据和边坡滑移面确定的探讨,认为以力或位移不收敛作为边坡失稳判据是适当的,而边坡的剪应变速率物理意义十分明确,适于作为边坡潜在滑移面的确定依据。     

含横向节理的柱状节理岩体力学特性试验研究

针对柱状节理岩体的构造特性,采用水泥砂浆等材料制作出具有不同柱体倾角且含有横向节理分布的柱状节理岩体模型,并通过单轴压缩试验,研究柱体倾角和横向节理对岩体各向异性力学特性及破坏机制的影响。结果表明：试样峰值强度和变形模量随柱体倾角变化曲线均近似为U形,并体现出典型的各向异性特征;随着柱体倾角的变化,试样单轴压缩破坏模式可分为垂直于柱体轴向的劈裂破坏、沿纵向节理面的剪切滑移破坏、滑移破坏与劈裂破坏同时发生的复合破坏和平行于柱体轴向的劈裂破坏4类;横向节理的存在降低了柱状节理岩体沿柱轴方向的完整性,并影响了劈裂破坏裂纹的分布与扩展,因此,横向节理切割柱体是影响柱状节理岩体承载能力的重要因素。     

节理岩体法向蠕变特性的数值模拟

对含节理面的岩体模型进行数值模拟,研究节理面倾角、间距和条数等对节理岩体的轴向瞬时应变、轴向蠕变应变的影响。结果表明：(1)含单组平行贯通节理时,且节理面等间距均匀分布时,当节理面的倾角β为90°时,轴向瞬时应变和蠕变应变随节理面条数的增加几乎没有变化。当节理面条数保持不变,随着节理面的倾角β由0°增加至90°时,轴向瞬时应变和轴向蠕变应变呈先增加后减小的变化规律。(2)当节理岩体模型中含有2条交叉的贯通节理面时,竖直荷载方向与第1条节理面间的夹角,以及两条节理面间的夹角对节理岩体的轴向瞬时应变和蠕变应变均有所影响。     

预制节理岩体试件强度及破坏模式的试验研究

采用相似材料模型试验对不同节理倾角、节理贯通度、节理组数、载荷应变率、试件长径比、节理充填物厚度及类型等7种工况下的预制节理岩体在单轴压缩下的峰值强度及破坏模式进行了研究。结果表明：节理岩体的破坏模式及峰值强度与节理构造形态密切相关。贯通节理岩体将产生沿节理面的剪切破坏或穿切节理面破坏,且与第1种破坏模式对应的岩体峰值强度更低。非贯通节理岩体的强度介于完整岩体和贯通节理岩体之间。随着平行节理组数的增加,岩体峰值强度逐渐下降。随着载荷应变率的增加,岩体峰值强度逐渐增大,相应地试件的破坏模式也变得更加复杂。试件长径比基本没有改变其破坏模式,完整试件仍主要是以张拉破坏为主,而节理试件仍以剪切破坏为主。随着长径比增加,试件峰值强度逐渐增大。随着节理充填物厚度增加,试件峰值强度降低。不同节理填充物对试件峰值强度也有一定影响。     

含顺层断续节理岩质边坡地震作用下的破坏模式与动力响应研究

基于二维颗粒流软件PFC2D的人工合成岩体技术（SRM）,研究了岩桥倾角和节理间距不同组合形式的含顺层断续节理岩质边坡在地震作用下的破坏模式与动力响应规律。研究结果显示：在地震动力作用下,含单潜在滑动面的顺层断续节理岩质边坡呈现出滑移-倾倒的混合破坏特征,含多潜在滑动面的顺层断续节理岩质边坡则主要发生倾倒破坏;由顺层断续节理以及岩桥交替连接所组成的潜在滑动面是控制边坡动力稳定性的关键因素。在地震动力作用下,最靠近坡脚的岩桥段首先萌生翼裂纹,使得拉应力得到释放,随后各节理相继萌生裂纹并扩展、贯通,最终导致坡体发生阶梯状整体失稳。裂纹扩展受顺层断续节理控制,萌生裂纹中以张拉裂纹为主,且裂纹数量与输入地震波的加速度曲线具有同步性。另一方面,节理面的存在对边坡动力响应产生明显影响,沿坡表以及沿水平方向上的峰值速度、峰值位移随着岩桥倾角的增大、节理间距的减小而增大,同时节理间距和岩桥倾角对于峰值加速度（PGA）放大系数的影响范围主要集中在坡表、坡肩;沿竖直方向上,峰值位移随着岩桥倾角、节理间距的增大而减小,PGA放大系数曲线随高程变化总体呈现U型分布特征。     

双轴应力下非贯通节理岩体压缩损伤本构模型

针对目前节理岩体损伤变量定义中大多仅考虑节理长度、倾角等几何性质,而未考虑节理抗剪强度等力学性质的不足,基于断裂力学中的由于单个节理存在引起的附加应变能增量与损伤力学中的损伤应变能释放量相关联的观点,推导出了在双轴应力下含单条非贯通闭合节理岩体的损伤变量计算公式,并根据断裂力学理论对双轴压缩荷载下的单个节理尖端应力强度因子计算方法进行了研究,得出了应力强度因子KⅠ、KⅡ的计算公式;同时考虑多节理间的相互作用,给出了单组单排及单组多排非贯通节理尖端应力强度因子计算公式,由此建立了相应的节理岩体双轴压缩损伤本构模型,并利用该模型进行了相应的算例分析。结果表明：对含单条非贯通闭合节理的岩体而言,当节理倾角小于其内摩擦角时,岩体强度与完整岩石相同,岩体损伤为0,而后随着节理倾角增加,岩体强度、损伤随节理倾角的变化分别呈开口向上及向下的抛物线,当节理倾角约为60°时,岩体损伤最大,强度最低。随着节理长度增加,岩体损伤增加,而随着节理内摩擦角的增加,岩体损伤则减小;对含单组单排非贯通闭合节理的岩体而言,当节理总长度一定时,随着单条节理长度的减小及节理条数的增加,岩体损伤则逐渐减小,但其减小幅度与节理条数并不呈线性关系。     

多节理岩体裂纹扩展及变形破坏试验研究

为了研究不同倾角下多节理岩体力学行为,采用10 MN微机控制电液伺服大型多功能动静力三轴仪,开展包含较多预制非贯通节理类岩石试件的单轴压缩试验,研究了多节理岩体裂纹的特征、贯通模式、破坏模式、应力-应变特征等与节理倾角之间的关系。试验结果表明,（1）多节理岩体的裂纹类型主要有翼裂纹和次生共面裂纹,翼裂纹的扩展路径与单个节理情况下的扩展路径差异较大,翼裂纹起裂后沿起裂方向存在较长的扩展长度,直接与相邻节理或翼裂纹形成贯通,并且裂纹的贯通表现出四种不同的模式;（2）多节理岩体的破坏模式归纳为3种类型：平面破坏、块体转动式破坏和台阶式破坏;（3）根据多节理岩体的应力-应变曲线在应变软化阶段所表现出的不同非线性变形行为特征,可以将曲线归纳为4种类型;（4）多节理岩体的强度和变形各向异性特征非常显著,强度和弹性模量均在节理倾角30°时最小,90°时最大。     

非贯通非共面凝灰岩节理岩体各向异性及其能量特征分析

通过预制平行非贯穿节理试件进行单轴压缩试验,系统研究在节理倾角和节理间距组合形式下,对岩石试件的应力-应变曲线、峰值强度、变形参数、能量特征等的影响。试验研究发现:(1)平行节理岩体强度和变形曲线随节理倾角都呈现U型,当节理倾角为60°时,岩石单轴抗压强度取得最小值,表现出强烈的各向异性,随着节理间距的增大,岩石的单轴抗压强度逐渐增大;(2)试件破坏模式主要与节理倾角有关,在倾角为30°、45°时为张拉破坏或者张剪破坏特征,在倾角为60°时表现出剪切破坏特征,倾角为75°时为张剪破坏;(3)岩石在变形各阶段中吸收能量与耗散能成非线性增长,弹性应变能呈现先增加后减小,能量曲线随节理间距成指数增加关系。 更多还原     

节理岩体动态破坏的SHPB相似材料试验研究

采用相似材料模型试验对不同节理倾角、节理贯通度、节理条数、载荷应变率、节理充填物厚度、节理充填物类型及试件长径比等7种工况下的节理岩体动态强度及破坏模式进行了分离式Hopkinson压杆(SHPB)试验研究。结果表明：节理岩体动态破坏模式及强度与节理构造形态密切相关。对于单节理岩体,其强度及破坏特征在很大程度上受节理倾角控制,节理倾角0°、90°试件动强度分别为完整试件的90%和71%,且其破坏形式均为张拉破坏;倾角60°试件动强度几乎为0;倾角30°、45°试件的动强度分别为完整试件的50%和18%,且其破坏以剪切破坏为主,兼有张拉破坏。中心1/4、1/2、4/5及全贯通节理试件的峰值强度分别为完整试件的95%、74% 、28%和17%,即随节理贯通度增加,试件动强度逐渐降低。含1~3条节理的试件动强度分别为完整试件的54%、23%和10%,即随节理条数增加,试件动强度随之有较大幅度降低,但节理条数的增加并没有改变其破坏模式。随着节理充填物厚度增加及节理充填物强度降低,试件强度依次递减,但破坏模式并没有改变。完整试件和节理试件的动强度均随着载荷应变率的增加而变大,且前者对载荷应变率的敏感性要远远高于后者,相应地试件的破坏模式也变得更加复杂。两类试件的动强度均随着试件长径比的增加先增大后减小,即存在一个最佳长径比。     

不同节理表面形貌下非贯通节理岩体强度特性直剪试验研究

通过直剪模型试验,研究节理表面形貌下非贯通节理岩体扩展贯通强度特性。非贯通节理岩体的扩展贯通过程分为4个阶段：初裂前阶段、稳定扩展阶段、非稳定扩展阶段和摩擦阶段。结合试验现象和切向变形曲线,研究了非贯通节理岩体的初裂强度、临界强度、贯通破坏强度、残余强度等特性。在相同的法向应力下,节理表面越粗糙,不仅非贯通节理岩体的贯通破坏强度越大,而且初裂强度、临界强度、残余强度也越大。在不同的节理表面形貌下,初裂强度与贯通破坏强度的比值约为70%;临界强度与贯通破坏强度的比值约为90%;不过,残余强度与贯通破坏强度的比值变化较大,约为50%～90%。试验为进一步研究非贯通节理岩体破坏理论提供试验验证。     

含预制节理岩体卸荷条件下力学特性试验研究

节理对卸荷条件下岩体的力学性质有重要影响。通过含2条不同间距预制断续节理岩体的三轴卸荷破坏试验,研究了节理岩体在卸荷应力条件下的应力-应变特征、强度、变形特征、破坏规律及节理间距对岩体力学性质的影响。研究表明：相比于完整岩体,节理岩体卸荷破坏时从峰值强度跌落至残余强度过程中轴向应变较大,为完整岩体的3～4倍,岩体破坏时极限强度明显低于完整岩体,脆性特征不如完整岩体明显;节理岩体卸荷破坏时,变形模量有较大幅度的降低,其降低程度是同条件下完整岩体的6～7倍,节理间距越大,变形模量降低程度越大;与含预制节理岩样三轴加载试验结果相比,节理岩体卸荷条件下破坏程度更为强烈,除剪切破裂面外,沿最大主应力方向分布的不同级别的张性裂隙非常发育,预制节理的间距对岩体破坏形态影响不大。     

节理化岩体复合式滑移破坏的模型试验研究

针对节理化岩体的自身特点,提出沿岩体层面产生的应力集中以及层面与节理之间的残余完整岩桥破坏,将可能导致岩体产生复合式滑移破坏。并在室内利用岩石三轴刚性伺服机,通过模型试验对岩体的层面和一组与层面正交的节理的情况进行模拟研究,分析了结构面性状和围压对复合式滑移破坏的影响,给出了在贯通性结构面(层面)倾角、非贯通性结构面以及围压等因素共同作用下,节理化岩体发生复合式滑移破坏的条件以及破坏面特征。在与前人的试验资料进行对比分析的基础上得到可靠的结论,期望为在将来的实践工作中正确评估节理化岩体的破坏模式提供指导性意见。      

基于宏细观损伤耦合的非贯通裂隙岩体本构模型

针对非贯通裂隙岩体工程结构中的受荷岩体,提出受荷细观损伤与裂隙宏观损伤的概念。以完整岩石的初始损伤状态作为基准损伤状态,综合考虑裂隙宏观缺陷的存在、微裂纹细观缺陷在受荷下的损伤扩展以及宏细观缺陷在受荷过程中的耦合,基于Lemaitre应变等效假设,推导了考虑宏细观缺陷耦合的复合损伤变量,并给出同时考虑试件尺寸、裂隙几何与力学特性的宏观损伤变量的计算公式,从而建立了基于宏细观缺陷耦合的非贯通裂隙岩体在荷载作用下的损伤本构模型。用宏细观损伤耦合的本构模型来描述非贯通裂隙岩体在受荷过程中的细观损伤演化与宏观损伤行为,与非贯通裂隙岩体实际受荷情况符合较好。研究结果表明：（1）完整岩样和裂隙岩样的应力-应变行为在峰值强度之前差异较大,峰值强度以后差异逐渐减小,最后趋于一致,二者具有相近的残余强度;（2）裂隙岩体强度随裂隙贯通率的增加而增大,随裂隙倾角的变化具有明显的各向异性,同时还与裂隙面的内摩擦角有关;（3）裂隙倾角为90°时,裂隙岩样的峰值强度最高;张开型裂隙岩样的裂隙倾角为45°时,峰值强度最低;（4）非贯通裂隙岩体工程结构中的受荷岩体,其力学性能由受荷细观损伤与裂隙宏观损伤及其耦合效应所决定,基于宏细观损伤耦合的复合损伤变量可以较好地反映非贯通裂隙岩样的力学特性。     

基于统计岩体力学的岩体强度特征分析

结构面的存在改变了岩体力学性质,影响了岩体强度特征。基于统计岩体力学强度判据,结合摩尔-库仑准则,得到了含单组结构面岩体破坏的4种不同方式和相应的结构面倾角范围,推导了岩体强度由结构面控制转化为应力控制的临界围压表达式。在此基础上,根据岩石和结构面参数之间的关系,将含单组结构面岩体分为4类,并探讨了可能破坏方式和发生破坏的条件。最后,举例分析了含单组结构面闪长岩的强度特征,结果表明,该岩体属于第I类岩体,在垂向受压时先沿结构面后沿岩块破坏,临界围压为9.12 MPa;从全空间分析,该岩体强度各向异性显著,围压增大可使岩体在一些方向上受力时强度由结构控制转化为应力控制。     

节理化岩体复合式滑移破坏的模型试验研究

针对节理化岩体的自身特点,提出沿岩体层面产生的应力集中以及层面与节理之间的残余完整岩桥破坏,将可能导致岩体产生复合式滑移破坏。在室内利用岩石三轴刚性伺服机,通过模型试验对岩体的层面和一组与层面正交的节理的情况进行模拟研究,分析了结构面性状和围压对复合式滑移破坏的影响,给出了在贯通性结构面（层面）倾角、非贯通性结构面的以及围压等因素共同作用下,节理化岩体发生复合式滑移破坏的条件以及破坏面特征。最后在与前人的试验资料进行对比分析的基础上得到可靠的结论,期望为在将来的实践工作中正确评估节理化岩体的破坏模式提供指导性意见。     

Distinct element simulation of ultimate bearing capacity in jointed rock foundations

In this paper, distinct element method numerical modeling is applied to evaluate bearing capacity of strip footing rested on anisotropic discontinuous rock mass. As yet, a little work has been carried out to investigate the effect of joint set orientation on the bearing capacity of rock mass. Generally, the overall behavior of rock mass under loading is very complicated and such analysis should include deformation determination, sliding along discontinuities and failure of rock material. Failure mechanism of rock mass depended on both geometrical parameters of joint sets and strength parameters of rock mass. In this research, it is assumed that rock mass contains one joint set, and therefore the anisotropy in bearing capacity and rock behavior is only due to the existence and orientation of the joint set. In this study, by assuming constant strength parameters and using Mohr–Coulomb failure criterion for the single joint set and nonlinear Hoek–Brown failure criterion for rock material, variation of the bearing capacity values and the type of failure mechanism of rock mass with different joint set dips is investigated. The obtained results indicate that the ultimate bearing capacity of rock mass containing one joint set varies between 27 and 86 % of intact rock.     

Anisotropic Deformation of a Circular Tunnel Excavated in a Rock Mass Containing Sets of Ubiquitous Joints: Theory Analysis and Numerical Modeling

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.     

Failure Characteristics of Complicated Random Jointed Rock Mass Under Compressive-Shear Loading

Most natural rock masses contain a large number of random joints and fissures, and most of the rock masses at the rock engineering are commonly in both compression and shear stress environment. However, the research on the failure characteristics of complex random jointed rock mass under compressive-shear loading is still limited. To address this gap, this paper uses the particle flow code 2D to establish a discrete fractured rock mass model and carry out a series of numerical tests with different compressive-shear angles (α) and different joint geometric parameters. The effects of compressive-shear angle and joint geometric parameters on the strength and failure characteristics of fractured rock masses are studied. The results indicate that with the increase of α, the peak strength of the specimen decreases gradually, and the failure mode changes from the composite shear failure mode (Mode-I) to a plane shear failure mode (Mode-II) and then to intact shear failure mode (Mode-III). Specifically, the three failure modes occur in the specimens with α?=?15°, 30° or 45°, 60°, respectively. The existence of joints affects stress distribution on rock mass during the loading process. Furthermore, the stress at the joint tip is relatively concentrated, while on both sides of the joint is smaller. Three kinds of crack coalescence patterns are observed: tensile, shear, and tensile-shear mixed coalescence. The inclination angle of the rock bridge between adjacent joints affects the specific type of coalescence.