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岩石损伤强度及峰值强度前后阶段的声发射识别

赵云阁, 黄麟淇, 李夕兵

赵云阁, 黄麟淇, 李夕兵. 岩石损伤强度及峰值强度前后阶段的声发射识别[J]. 岩土工程学报, 2022, 44(10): 1908-1916. DOI: 10.11779/CJGE202210017
引用本文: 赵云阁, 黄麟淇, 李夕兵. 岩石损伤强度及峰值强度前后阶段的声发射识别[J]. 岩土工程学报, 2022, 44(10): 1908-1916. DOI: 10.11779/CJGE202210017
ZHAO Yun-ge, HUANG Lin-qi, LI Xi-bing. Identification of stages before and after damage strength and peak strength using acoustic emission tests[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2022, 44(10): 1908-1916. DOI: 10.11779/CJGE202210017
Citation: ZHAO Yun-ge, HUANG Lin-qi, LI Xi-bing. Identification of stages before and after damage strength and peak strength using acoustic emission tests[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2022, 44(10): 1908-1916. DOI: 10.11779/CJGE202210017

岩石损伤强度及峰值强度前后阶段的声发射识别  English Version

基金项目: 

国家自然科学基金重大项目 51927808

国家自然科学基金项目 11972378

详细信息
    作者简介:

    赵云阁(1997—),男,博士研究生,主要从事岩石力学方面的研究工作。E-mail: yungezhao@csu.edu.cn

    通讯作者:

    李夕兵, E-mail: xbli@csu.edu.cn

  • 中图分类号: TU452

Identification of stages before and after damage strength and peak strength using acoustic emission tests

  • 摘要: 岩石损伤强度和峰值强度是岩石工程中两项重要指标,通过声发射识别该两项指标更具工程应用价值,为了解决目前采用声发射试验难以识别的问题,开展了相应的试验和识别方法研究。选用典型的红砂岩进行声发射试验,首先根据声发射事件数表征的损伤变量,将岩石压缩破坏全过程划分为损伤稳定演化(损伤强度前)、损伤加剧演化(损伤与峰值强度之间)和峰后残余强度3个阶段。根据岩石声发射参数与损伤状态之间Spearman相关性系数分析结果,优选了用于识别的声发射参数,进而建立了基于SVM分类原理的岩石损伤强度及峰值强度前后阶段的识别模型。不同核函数与参数优化算法组合研究表明:RBF核函数与PSO算法组合时识别效果最优,且识别准确率随着测试岩样与训练岩样波速差异的减小而增加;波速差异较小时,3个阶段的识别准确率均超过96%。研究结果可为通过声发射监测识别工程实际中岩石所处的强度阶段提供借鉴。
    Abstract: The damage strength and the peak strength are the important indexes for rock engineering. The two indexes identified by the acoustic emission (AE) tests are of high practical value in engineering application. As it is difficult to identify the two indexes by the AE tests, the corresponding identification method is studied based on the laboratory AE tests. Firstly, the AE tests on typical red sandstone samples are carried out, and the whole process of the uniaxial compression tests can be divided into three stages on the subject to damage variables characterized by the number of AE events. The three stages include the stable evolution period of damage (before damage strength), the aggravated evolution period of damage (between damage and peak strengths) and the residual strength period after the peak strength. The appropriate AE parameters for identification are selected based on the Spearman correlation coefficient between AE and damage state. Then the identification model is established based on the principle of SVM classification. It can be used to identify the stages before and after the damage strength and peak strength of rock. The RBF kernel function and the PSO algorithm are determined as the optimal algorithm based on the analysis of different kernel functions and parameter optimization algorithms. The itentification accuracy increases with the decrease of the difference of wave velocity between the test and training samples. With the close wave velocity between the test and training samples, the identification accuracy of the three stages is over 96%. The research results may provide reference for identifying the strength states of in-situ rock through AE monitoring.
  • 洞室开挖后根据围岩的应力与变形可以将其分为弹性区、塑性软化区、塑性残余区[1-2],弹性区内围岩的应力值没有超过岩体极限承载力,计算时各参数可以取峰值;塑性软化区内的应力值超过岩体极限承载力,岩体参数发生劣化且承载能力与弹性区相比有所下降;塑性残余区内的围岩处于“流动状态”,计算其应力与变形时需采用参数残余值[3-4]

    文献[5~9]在考虑围岩应变软化及其它影响因素后推导了洞室围岩应力场及塑性区半径,发现洞室围岩应力分布、塑性区半径均与围岩应变软化密切相关,围岩的应变软化现象会使塑性区半径增大,同时维持洞室稳定所需要的支护阻力pi比不考虑应变软化时更大。

    目前基于弹塑性理论与应变软化模型对洞室围岩稳定性及变形等方面的研究较为充足,但采用传统应变软化模型时只考虑了黏聚力与内摩擦角等强度参数的折减,忽略了弹性模量等刚度参数的折减[10-12],这会导致计算得到的围岩变形量偏小,不符合实际。此外洞室开挖后多采用系统锚杆对围岩进行加固,系统锚杆可以控制围岩变形,提高围岩强度参数,增加洞室自身稳定性[13-15],但即使锚固后的洞室围岩(以下简称“锚固围岩”)在重分布应力较大时也会进入塑性状态,当应变值较大时同样会进入塑性残余状态。目前考虑刚度与强度参数同时劣化的洞室锚固围岩弹塑性分析还鲜有涉及,因此本文基于D-P屈服准则,考虑刚度劣化、强度劣化、中间主应力等因素后建立了洞室锚固围岩的弹塑性解,并对相关影响因素进行具体分析,为指导工程设计施工提供依据。

    洞室开挖时的假定条件如下:①围岩为各向同性均质围岩;②洞室埋深足够深,开挖断面为圆形,开挖半径为R0;③原岩应力场为P0;④锚杆长度L大于塑性区范围。力学模型如图 1所示,在锚杆支护状态下围岩分为4个区域,分别为普通弹性区(区域Ⅰ)、锚固弹性区(区域Ⅱ,半径为RL)、塑性软化区(区域Ⅲ,半径为Rp)、塑性残余区(区域Ⅳ,半径为Rb),存在如下关系:RL-R0=LL为锚杆长度。

    图  1  锚杆支护围岩分区示意图
    Figure  1.  Schematic diagram of partition of rock bolt support

    在研究锚杆对围岩的加固作用时经常将锚杆加固后的岩体看成是等效复合岩体,借助参数等效原则通过引入锚杆密度因子[13]得到复合岩体刚度与强度参数[14-15]

    Es=Eaπr2b+E0(slsrπr2b)slsr (1a)
    φs=arcsin[(1+sinφ0)α+2sinφ0(1+sinφ0)α+2] (1b)
    cs=c(1+α)(1sinφ0)cosφa(1sinφa)cosφ0 (1c)

    式中:EsEaE0分别为复合岩体、锚杆、围岩弹性模量;slsr分别为锚杆纵向、环向间距;rb为锚杆半径;α为锚杆密度因子,且α=[2πrbtan(φ/2)]/(slsr);cφ为围岩自身的黏聚力和内摩擦角。

    Drucker-Prager屈服准则既考虑了中间主应力对屈服与破坏的影响,又考虑了静水压力的影响,已广泛应用于岩石力学中,其屈服函数为[16]

    f(I1J2)=J2αI1k=0 (2)

    式中:I1J2分别为应力张量第一不变量和应力偏张量第二不变量(压应力为正、拉应力为负),I1=σθ+σz+σrJ2=[(σθσz)2+(σθσr)2+(σzσr)2]/6。αk为D-P准则材料常数,与强度参数cφ之间存在如下关系:α=2sinφ/[30.5(3-sinφ)];k=6ccosφ/[30.5(3-sinφ)]。引入中间主应力系数n来反映σ2与最小主应力σ3和最大主应力σ1之间的关系,并令n=(σ2σ3)/(σ1σ3),将n代入I1J2后,再代入式(2),可得到

    f=σθNMσrkM=0  (3)

    式中:M=m-nααN=m-nα+2αm=[(n2-n+1)/3]0.5

    图 2所示,当围岩处于弹性阶段时,黏聚力c、内摩擦角φ、弹性模量E均可以取峰值,将cφ代入D-P准则,得到材料常数αk后便可以得到弹性阶段的屈服准则表达式;当等效应变的累积值达到产生塑性变形时的临界值时围岩开始进入塑性软化阶段,此时黏聚力、内摩擦角、弹性模量均取软化值c'、φ'、E',通过c',φ'求得αk'后代入式(3)便可得到塑性软化阶段的屈服准则表达式;当围岩进入塑性残余阶段时,黏聚力、内摩擦角、弹性模量均取残余值c"、φ"、E",通过c"、φ"求得αk"后代入式(3)便可得到塑性残余阶段的屈服准则表达式。

    图  2  岩体刚度和强度参数随塑性应变的变化规律
    Figure  2.  Variation of stiffness and strength parameters of rock mass with plastic strain

    当塑性区内的锚固围岩等效应变小于εb εb时流动法则如式(4)所示,式中η1为扩容系数。假设岩石塑性变形服从非关联流动法则,令塑性势函数g等于屈服函数f,将f中的内摩擦角φ替换成剪胀角ψ即可得到g的表达式[16]

    εpr+η1εpθ=0 (4)

    由塑性位势理论可知

    dεpij=dλgσij  (5)

    式中:g为塑性势函数;dεpij为塑性应变增量;σij为应力张量;dλ为与塑性势函数相关联的比例系数,0≤dλ

    根据式(5)有

    dεpθ=dλgpσθ=dλ dεpr=dλgpσr=dλnψmψ } (6)

    式中:mψ=(9+3μ2σ)0.5-3αψμσ-9αψnψ=(9+3μ2σ)0.5-3αψμσ+9αψαψ=sinΨ/[(9+sin2Ψ)0.5]。

    定义扩容系数η1为最小塑性主应变与最大塑性主应变之比,根据上面推导可以得到η1=nψ/mψ。当塑性区内的部分锚固围岩等效应变大于εb时,这部分锚固围岩便进入塑性残余状态,此时考虑扩容的流动法则为

    εbr+η2εbθ=0 (7)

    式中,η2为塑性残余区的扩容系数,可令η2=1+μμ多介于0.3~0.5,因此η2取1.3~1.5。

    平衡微分方程(不计体力)为

    dσrdr+σrσθr=0  (8)

    几何方程为

    εr=dudr;εθ=ur (9)

    本构方程(平面应变):

    εr=1ν2E(σrν1νσθ) εθ=1ν2E(σθν1νσr) } (10)

    式中:u为径向位移;r为极径;E为弹性模量;ν为泊松比。

    根据拉梅应力计算公式以及弹性区边界条件:r→∞时,σer=P0r=Rp时令σer=σR,满足σθ+σr=2P0,可得非锚固弹性区应力为

    σer=P0+P0(MN)kM+N(Rpr)2 σeθ=P0P0(MN)kM+N(Rpr)2 } (11)

    由式(11)可得非锚固区与锚固区(r=RL)处的应力表达式为

    σer|r=RL=P0+P0(MN)kM+N(RpRL)2 σeθ|r=RL=P0P0(MN)kM+N(RpRL)2 } (12)

    锚固弹性区围岩可以看成内外受径向应力的圆环,如图 3所示,p2为锚固区与非锚固区交界处(r=RL)的径向应力,p1为弹塑性交界面处(r=Rp)的径向应力,因此锚固围岩应力表达式可以写成[17]

    σer=Ar2+C σeθ=Ar2+C } (13)
    图  3  锚固弹性区受力分析图
    Figure  3.  Stress analysis diagram of anchored elastic zone

    式中:A=(σRLσRp)R2LR2pR2LR2pC=σRLR2LσRpR2p2(R2LR2p)

    此处,求σRL时采用的强度参数为非锚固围岩的强度参数,求σRp时采用的强度参数为锚固围岩的强度参数。

    根据本构方程,减去应力分量中的原岩应力成分后,由式(10),(13)可得锚固围岩弹性区应变分布为

    εer=1+νE[Ar2+(2CP0)(12ν)] εeθ=1+νE[Ar2+(2CP0)(12ν)]  } (14)

    根据几何方程及式(14)可以得到锚固弹性区内围岩的位移量为

    uer=1+νE[Ar+(2CP0)(12ν)r] (15)

    (1)塑性软化区

    当等效应变大于εp且小于εb时锚固围岩进入塑性软化阶段,此时塑性软化区内总应变为εr=(εer)r = Rp+εprεθ=(εeθ)r = Rp+εpθ。根据式(4),(14)可以得到塑性软化区的位移协调方程为

    dudr+η1ur=εer|r=Rp+η1εeθ|r=Rp (16)

    解式(16)微分方程,并利用边界条件r=Rpu=[(1+ν)/E][(A/Rp)+(2C-P0)(1-2ν)Rp]可以得到锚固围岩塑性软化区位移为

    upr=1+νE2η1+1AR2pr×(Rpr)η1+1+     1+νE(η11η1+1AR2p+(2CP0)(12ν))r (17)

    根据式(17),(9)可以得到塑性软化区应变为

    εpr=η11+νE2η1+1AR2p(Rpr)η1+1+     1+νE(η11η1+1AR2p+(2CP0)(12ν)) (18a)
    εpθ=1+νE2η1+1AR2p(Rpr)η1+1+     1+νE(η11η1+1AR2p+(2CP0)(12ν)) (18b)

    软化区内围岩应力满足式(8)及式(3),联立两式及边界条件r=RpσpR=σeR,可得软化区应力计算公式为

    σpr=(2MP0kM+NkMN)(Rpr)MNM+kMN (19a)
    σpθ=NM[2MP0kM+NkMN](Rpr)MNM+kMN (19b)

    (2)塑性残余区

    当等效应变大于εb时锚固围岩进入塑性残余阶段,此时的锚固围岩满足式(8)及式(3),联立两式及边界条件r=R0σbr=pi可以得到破碎区应力为

    σbr=(pikMN)(R0r)MNM+kMN (20a)
    σbr=NM(pikMN)(R0r)MNM+kMN (20b)

    锚固围岩塑性残余区总应变为εbr=(εpr)r = Rb+εbrεbθ=(εpθ)r = Rb+εbθ。根据式(7),(18)有

    dudr+η2ur=εpr|r=Rb+η2εpθ|r=Rb (21)

    解式(21)微分方程,并且利用r=Rb时的边界条件可以得到软化区位移为

    ubr=η1+1η2+1S1r(Rbr)η2+1+(η2η1η2+1S1+S2)r (22)

    式中,

    S1=1+νE2η1+1(RpRb)η1+1
    S2=1+νE[η11η1+1AR2p+(2CP0)(12ν)]

    r=Rb时,σpr=σbr,联立软化区与残余区的径向应力公式可得

    Rp=R0{[pik/(MN)](2MP0k)/(M+N)k/(MN)}MMN (23)

    根据式(18),(23)可以求得塑性区内的塑性应变量,联立塑性软化区c'的求解公式可以得到塑性软化区内强度参数的软化值。当r=Rb时,软化区的锚固围岩强度参数软化至残余强度参数,此时可以得到

    c=c0Mc(εpθ|RprRbεeθ|r=Rp) (24a)
    φ=φ0Mφ(εpθ|RprRbεeθ|r=Rp) (24b)

    根据式(24)便可以求出塑性残余区半径:

    Rb=Rp/{(c0cs)(η1+1)ER2p2AMc(1+ν)+1}1η1+1 (25)

    采用FLAC3D有限差分软件对理论公式进行验证,数值计算模型如图 4所示,模型尺寸为90 m×90 m×5 m,计算过程中围岩采用应变软化模型,参数如表 1所示。锚杆长度为5 m,纵向、环向间距均为1.2 m,计算过程中将锚杆对围岩的加固作用看作是对围岩刚度及强度参数的提高,按式(1)进行计算。

    图  4  模型示意图
    Figure  4.  Schematic diagram of the model
    表  1  围岩计算参数
    Table  1.  Parameters for surrounding rock
    状态 弹性模量E/MPa 黏聚力c/MPa 内摩擦角φ/(°) 泊松比ν 黏聚力软化模量Mc/MPa 内摩擦角软化模量Mc/(°) 支护反力pi/MPa 原岩应力P0/MPa
    初始值 2000 4 35
    残余值 1000 1.6 20 0.2 400 1800 0.8 15
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    根据围岩残余强度参数的不同取值分为4种工况,计算结果如表 2图 5所示。由表 2中的数据可知当残余强度取值越小时得到的塑性区半径及洞壁位移均越大。4种工况下理论计算结果均略大于数值模拟计算结果,但基本吻合,其中工况一时通过理论计算、数值计算得到的洞壁位移均在0.05 m左右,工况四时通过理论计算、数值计算得到的洞壁位移均在0.22 m左右。

    表  2  理论解与数值解计算结果对比
    Table  2.  Comparison between theoretical and numerical solutions
    工况 工况一 工况二 工况三 工况四
    围岩残余强度参数 c"/MPa φ"/(°) c"/MPa φ"/(°) c"/MPa φ"/(°) c"/MPa φ"/(°)
    4 35 3.2 30 2.4 25 1.6 20
    Rp/R0 本文解 1.164 1.264 1.540 1.855
    FLAC-3D 1.163 1.261 1.538 1.850
    洞壁位移u/m 本文解 0.052 0.091 0.159 0.223
    FLAC-3D 0.050 0.088 0.157 0.214
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    图  5  FLAC计算洞壁位移
    Figure  5.  Calculated wall displacements by FLAC

    图 6为中间主应力系数nRp/R0Rb/R0的影响分析,由图中曲线可知中间主应力系数n为0时Rp/R0Rb/R0的值最大,此时Rp/R0等于2.16,Rb/R0=1.81。随着n的逐渐增大Rp/R0Rb/R0均产生一定程度的降低,当n达到0.7~0.8时Rp/R0Rb/R0均达到最低值,此时Rp/R0=1.38,Rb/R0=1.11。此后n从0.8增大到1.0时Rp/R0Rb/R0均有一定程度的增长,但增长幅值较小,图 6中数据显示n等于1.0时Rp/R0Rb/R0分别为1.43,1.15。此外从图 6中数据可以看出n从0增大到1的过程中,残余区范围占塑性区范围的比重变化不大,均在15%左右。

    图  6  中间主应力系数nRp/R0Rb/R0的影响
    Figure  6.  Influences of intermediate principal stress coefficient n on Rp/R0 and Rb/R0

    图 7为中间主应力系数n对洞壁(r=R0)位移u的影响分析。由图 7中曲线可知中间主应力系数n为0时洞壁位移值u最大,达到0.223 m,此后随着中间主应力系数n的逐渐增大u快速下降,当n达到0.7~0.8时洞壁位移值u达到最小值,此时u等于0.07 m。此后n从0.8增大到1.0的过程中洞壁位移值有一定程度的增长,图 7中数据显示n=1.0时,u=0.075 m。

    图  7  中间主应力系数n对洞壁位移u的影响
    Figure  7.  Influences of intermediate principal stress coefficient n on wall displacement u

    图 8为残余黏聚力c"取不同值时对Rp/R0Rb/R0的影响分析。由图 8中曲线可知残余黏聚力c"取值越小时得到的塑性软化区范围、塑性残余区范围越大,当c"取值较小时曲线c"-Rp/R0与曲线c"-Rb/R0的斜率越大,即c"取值较小时相同增量的Δc得到的ΔRp/R0,ΔRb/R0会更大。黏聚力软化模量Mc的取值对Rp/R0无影响,但会对Rb/R0产生较大影响,同一c"对应的Mc值越大时得到的Rb/R0越大,以图 8中数据为例,黏聚力软化模量每增大100 MPa时塑性残余区半径便会增加0.5 m左右。

    图  8  残余黏聚力c"对Rp/R0Rb/R0的影响
    Figure  8.  Influences of residual cohesion c on Rp/R0 and Rb/R0

    图 9为残余黏聚力c"取不同值时对洞壁位移u的影响分析。由图 9中数据可以看出Mc取值大小对洞壁位移u无影响,但黏聚力残余值的大小对洞壁位移u的影响较大,c"取1.6 MPa时,洞壁位移u为0.075 m,此后随着c"的逐渐增大,洞壁位移逐渐减小。

    图  9  残余黏聚力c"对洞壁位移u的影响
    Figure  9.  Influences of residual cohesion c on tunnel wall displacement u

    图 10为残余内摩擦角φ"取不同值时对Rp/R0Rb/R0的影响分析。由图 10中曲线可知残余内摩擦角φ"取值越小时得到的塑性软化区范围、塑性残余区范围越大,当φ"取值较小时曲线c"-Rp/R0与曲线c"-Rb/R0的斜率越大,即当φ"取值越小时相同增量的Δφ得到的ΔRp/R0,ΔRb/R0会更大。此外,内摩擦角软化模量Mφ的取值对Rp/R0无影响,对Rb/R0影响较大,当Mφ取值越大时得到的Rb/R0越大。

    图  10  残余内摩擦角φ"对Rp/R0Rb/R0的影响
    Figure  10.  Influences of residual internal friction angle φ on Rp/R0 and Rb/R0

    图 11为残余内摩擦角φ"取不同值时对洞壁位移u的影响分析。由图 11中曲线可知,Mφ的取值大小对洞壁位移u无影响,残余内摩擦角φ"越小时洞壁位移u的值越大,残余内摩擦角φ"从30°降低至25°时洞壁位移u增大了0.009 m,残余内摩擦角φ"从25°降低至20°时洞壁位移u增大了0.029 m。由此可以看出残余内摩擦角的取值对围岩变形至关重要。

    图  11  残余内摩擦角φ对洞壁位移u的影响
    Figure  11.  Influences of residual internal friction Angle φ on wall displacement u

    图 12为复合岩体残余弹性模量E"对Rp/R0Rb/R0的影响分析。由图 12中曲线可知E"的取值对Rp/R0没有影响,但E"的取值对Rb/R0会产生较大影响。由图中数据可以看出当E"取2000 MPa时Rp/R0等于1.025,当E"取1200 MPa时Rp/R0等于1.161,两者相比锚固塑性残余区增大了12%;当E"等于600 MPa时的Rp/R0E"等于1200 MPa时相比,弹性模量降低了60%,锚固塑性残余区增大了25%。

    图  12  残余弹性模量E"对Rp/R0Rb/R0的影响
    Figure  12.  Influences of residual elastic modulus E on Rp/R0 and Rb/R0

    图 13为复合岩体残余弹性模量E"对洞壁位移u的影响,由式(22)计算可知,当E"取2000 MPa时u等于0.076 m,当E"等于1000 MPa时u等于0.155 m,可以看出考虑弹性模量的劣化得到的洞壁位移u比没有考虑弹性模量的劣化得到的洞壁位移u要大,此外此外E"从1000 MPa降低到600 MPa时,洞壁位移u又有一定程度的下降,当E"等于400 MPa时u达到0.251 m。

    图  13  残余弹性模量E"对洞壁位移u的影响
    Figure  13.  Influences of residual elastic modulus E" on wall displacement u

    图 1415为锚杆与支护抗力pi协调作用下对围岩塑性区的控制效果,本小节分析时锚杆纵向间距取1.2 m,对横向间距取不同值时的工况进行对比。由图 1415中曲线可知同一支护阻力条件下锚杆横向间距从2.0 m下降到1.2 m时锚固塑性软化区半径、锚固塑性残余区半径分别下降了0.38,0.47 m;锚杆间距从1.2 m下降到0.8 m时锚固塑性软化区半径、锚固塑性残余区半径分别下降了0.57,0.63 m左右,因此在对围岩锚固时建议将锚杆间距控制在1.2 m以内,可以使得锚固效果更明显。同一锚杆间距时适当增大支护阻力有利于控制锚固软化区、锚固残余区范围的扩大。以锚杆纵、横向间距为1.2 m为例,支护抗力从0.6 MPa增大到1.4 MPa时锚固塑性软化区半径、锚固残余区半径分别下降了0.60,0.50 m左右。此外,从图 1415中还可以看出增大相同的支护抗力Δpi时,锚杆间距越小时对锚固塑性软化区、锚固塑性残余区的控制效果越好。

    图  14  锚杆与支护阻力pi协调作用对Rp/R0的影响
    Figure  14.  Influences of coordination between bolt and support resistance pi on Rp/R0
    图  15  锚杆与支护阻力pi协调作用对Rb/R0的影响
    Figure  15.  Influences of coordination between bolt and support resistance pi on Rb/R0

    图 16为锚杆与支护阻力pi协调作用下的洞壁围岩位移u,分析时锚杆纵向间距取1.2 m,对横向间距取不同值时的工况进行对比。由图中数据可知当锚杆间距一定时支护阻力pi越大,洞壁位移u越小;支护阻力pi一定时锚杆间距越小对洞壁位移的控制效果越好。当锚杆间距较大时,增大一定程度的支护阻力会有效控制围岩变形,以锚杆间距2 m为例,支护阻力从0.6 MPa增大到1.2 MPa后,洞壁围岩变形下降了20%,以锚杆横向间距取0.8 m为例,支护阻力从0.6 MPa增大到1.2 MPa后,洞壁围岩变形只下降了11%。因此在控制围岩变形时,需要协调锚杆间距与支护抗力的作用,以此来达到控制变形的效果。

    图  16  锚杆与支护阻力pi协调作用下的洞壁位移u
    Figure  16.  Wall displacements u under coordinated action of bolt and supporting resistance pi

    本文基于D-P屈服准则得到了考虑刚度与强度同时劣化的深埋圆形洞室锚固围岩弹塑性解,借助FLAC3D有限差分软件验证了该方法的可靠性,并对相关影响因素进行具体分析,得出以下4点结论。

    (1)对洞室锚固围岩进行弹塑性分析时适当考虑刚度参数的劣化后,得到的塑性区残余区分布范围与围岩变形量更符合实际。

    (2)适当考虑围岩中间主应力的作用后得到的塑性软化区半径Rp、塑性残余区半径Rb、洞壁位移u均有较明显的下降。

    (3)残余黏聚力c"、残余内摩擦角φ"、残余弹性模量E"、黏聚力软化模量Mc、内摩擦角软化模量Mφ的取值对塑性软化区半径Rp无影响,对塑性残余区半径Rb、洞壁位移u的影响较大,当c"、φ"、E"取值越小时得到的Rbu越大,当McMφ取值越大时得到的Rbu越大。

    (4)系统锚杆与支护阻力pi协调作用下可以有效控制塑性残余区范围及围岩变形,建议将锚杆间距控制在1.2 m以内,当支护阻力一定时适当缩小锚杆间距可有效降低围岩变形量。

  • 图  1   红砂岩单轴加载声发射试验系统及破坏后试样

    Figure  1.   Uniaxial compression tests on acoustic emission of red sandstone and failed samples

    图  2   裂纹体积应变法确定特征强度

    Figure  2.   Characteristic strengths determined by crack volumetric strain method

    图  3   损伤变量与轴向应力曲线

    Figure  3.   Curves of damage parameters and axial stress

    图  4   声发射特征参数的优选系数

    Figure  4.   Correlation coefficient of optimized AE signal parameters

    图  5   试样S1声发射特征参数

    Figure  5.   AE signal parameters of sample S1

    图  6   SVM分类原理

    Figure  6.   Principle of SVM classification

    图  7   岩石损伤、峰值强度点前后阶段识别

    Figure  7.   Identification of stages before and after damage and peak strengths of rock

    图  8   S3测试岩样识别结果

    Figure  8.   Identified results of sample S3

    表  1   红砂岩试样

    Table  1   Samples of red stone

    试样编号 尺寸/(mm×mm) 波速/(m·s-1)
    S1 ϕ49.30×100.24 1809
    S2 ϕ49.22×99.48 1853
    S3 ϕ49.38×100.06 1925
    S4 ϕ49.12×100.00 1997
    S5 ϕ49.38×100.16 1961
    S6 ϕ49.20×100.26 1924
    S7 ϕ49.28×100.38 1927
    S8 ϕ49.38×100.18 1969
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    表  2   试样特征强度

    Table  2   Characteristic stresses of samples

    试样编号 闭合强度
    σcc/MPa
    起裂强度
    σci/MPa
    损伤强度
    σcd/MPa
    峰值强度
    σc/MPa
    S1 7.29 21.93 39.10 49.35
    S2 11.91 22.37 38.36 51.17
    S3 12.78 23.22 39.94 49.06
    S4 10.03 19.91 37.50 52.49
    S5 7.75 18.82 39.97 52.66
    S6 12.20 21.60 40.00 49.63
    S7 12.56 22.28 42.34 49.98
    S8 9.59 21.73 43.59 54.85
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    表  3   典型声发射特征参数

    Table  3   Typical AE signal parameters

    参数类型 声发射特征参数 单位
    计数参数 事件率
    振铃计数
    能量参数 幅值 dB
    持续时间 μs
    上升时间 μs
    能量 aJ
    频率参数 中心频率 kHz
    峰值频率 kHz
    初始频率 kHz
    派生参数 AF kHz
    RA ms·V-1
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    表  4   峰值前后阶段识别结果

    Table  4   Identified results of pre- and post-peak stresses

    核函数 优化算法 SVM参数 识别准确率/%
    γ C 训练集 测试集
    RBF PSO 3.45 15.24 99.44 96.71
    GA 3.29 7.56 99.44 96.16
    K-CV 5.27 16.00 99.44 95.15
    Polynomial PSO 3.16 16.43 99.44 96.56
    GA 4.83 16.40 99.44 96.57
    K-CV 5.28 16.00 99.44 96.15
    Linear PSO 0 15.57 98.68 96.06
    GA 0 7.06 98.12 94.69
    K-CV 0 23.16 98.95 94.83
    Sigmoid PSO 3.18 19.09 86.68 72.33
    GA 4.16 6.48 86.04 72.67
    K-CV 5.39 16.21 82.98 71.98
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    表  5   损伤稳定演化与加剧演化阶段识别结果

    Table  5   Identified results of stages of stable evolution and aggravated evolution of damage

    核函数 优化算法 SVM参数 识别准确率/%
    γ C 训练集 测试集
    RBF PSO 4.02 89.64 94.96 90.69
    GA 42.95 73.75 96.36 90.17
    K-CV 3.03 256.00 95.17 90.01
    Polynomial PSO 4.04 86.37 93.75 90.32
    GA 4.87 57.92 93.83 89.73
    K-CV 3.03 256.00 93.75 89.86
    Linear PSO 0 22.03 91.62 89.44
    GA 0 88.62 91.62 88.81
    K-CV 0 27.85 91.54 89.39
    Sigmoid PSO 4.02 89.17 60.47 59.28
    GA 4.69 45.75 57.94 55.95
    K-CV 4.02 89.17 60.47 59.28
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    表  6   测试岩样损伤阶段识别结果

    Table  6   Identified results of damage stages of rock samples  (%)

    损伤阶段 测试试样准确率 训练试样准确率
    S1 (1809 m/s) S2 (1853 m/s) S3 (1925 m/s) S4~S8 (1956 m/s)
    损伤稳定演化阶段 81.74 91.48 96.79 95.78
    损伤加剧演化阶段 85.04 93.33 98.36 91.92
    峰后残余强度阶段 70.93 89.90 97.18 99.11
    岩石破裂全过程 81.01 91.66 97.10 95.47
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图(8)  /  表(6)
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出版历程
  • 收稿日期:  2021-04-12
  • 网络出版日期:  2022-12-11
  • 刊出日期:  2022-09-30

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