Experimental study on characteristics of rock fracturing by high-pressure foam
-
摘要: 针对钻爆法和机械法在岩石破碎工程中的弊端,基于泡沫的高黏性和可压缩性,提出了高压泡沫涨裂破岩技术。首先设计高压泡沫涨裂破岩装置,理论分析高压泡沫瞬间释放冲击岩石涨裂孔过程,搭建高压泡沫涨裂力测试装置并开展涨裂力影响试验,建立高压泡沫涨裂破岩试验系统,探讨不同空气体积分数时的泡沫涨裂特性,揭示高压泡沫涨裂破岩机理。研究表明:高压泡沫释放时,能够在涨裂孔内产生比泡沫初始压力更高的涨裂力,但涨裂力随泡沫空气体积分数增加而先增大后减小,高压泡沫涨裂破岩经历了裂纹初生、裂纹扩展、涨裂抛掷、涨裂结束4个阶段,破岩重量随泡沫空气体积分数的增加而先增大后减小,当空气体积分数为60%时,由高压泡沫冲击涨裂孔产生的压应力波在岩石上表面反射形成的拉应力造成岩石破坏形式为涨裂坑,空气体积分数为70%~90%时,泡沫涨裂形式为大块岩石分离,这主要是由孔底直角处应力集中效应造成。Abstract: In view of the shortcomings of the drilling and blasting method and the mechanical method in rock breaking engineering, based on the high viscosity and compressibility of foam, the rock-fracturing technology by high-pressure foam is proposed. Firstly, the rock fracturing devices by high-pressure foam are designed, the process of high-pressure foam instantaneous release to boreholes is theoretically analyzed, and then the testing devices for rock fracturing force by high-pressure foam are built and the relevant experiments are carried out. By using the developed experimental system of rock fracturing by high-pressure foam, the foam-fracturing characteristics with different air volume fractions are investigated, and the mechanism of high-pressure foam fracturing is revealed. The results show that when it is released, the high-pressure foam can produce a higher fracturing force than the initial foam pressure, but the fracturing force increases and then decreases with the increase of the air volume fraction of foam. The high-pressure foam fracturing goes through four stages of crack initiation, crack expansion, crack separation and end of cracking. The rock-breaking weight increases and then decreases with the increase of air volume fraction. When the air volume fraction is 60%, the rock-breaking form is blasting crater, which is mainly caused by the tensile stress generated by the compressive stress waves reflected on the rock upper surface. When the air volume fraction is 70%~90%, the rock-breaking form is stripped large stones, which is mainly caused by the effects of the stress concentration at the bottom of boreholes.
-
Keywords:
- high-pressure foam /
- rock fracturing /
- crack propagation /
- fracturing force
-
0. 引言
饱和黄土在振动荷载作用下黄土体内孔隙水压力增大,同时黄土颗粒成分能有效减缓孔隙水压力的消散,致使土体骨架有效应力降低,从而产生大变形和超孔隙水压力,最终致使黄土产生液化[1]。王兰民[2]对饱和黄土液化开展了深入研究,同时基于室内土动力学试验和现场SPT测试,给出了深度范围在20 m内饱和黄土液化的初判和详判方法。部分研究成果已被《甘肃省建筑抗震设计规程:DB62/T25—3055—2011》和《地下结构抗震设计标准:GB/T51336—2018》采纳。结合对饱和黄土液化方面的深入研究,笔者认为在地震作用下黄土地下工程围岩同样可能像其他可液化地层一样,会产生液化现象。
地下工程往往是由围岩和支撑结构两者组成并相互作用的结构体系。地层既是承载结构的基本组成部分,又是荷载的主要来源,这种合二为一的作用机理与地面结构是完全不同的[3-4]。基于以上认识和早期工程实践,一般认为地下结构由于围岩在地震中提供的多维约束作用,对其破坏很小。然而近年来几次大的地震中地下结构的严重破坏,频发的黄土隧道翻浆冒泥、仰拱开裂等病害,警示我们必须对黄土隧道,尤其是饱和段落的振动液化问题给予足够的重视[5]。
在这类地区修建的黄土隧道,由于开挖使得黄土围岩应力重新分布,有效围压降低。同时隧道开挖提供的新的地下水通道,使得围岩含水率增加,力学特性降低[6]。
根据以上黄土隧道的典型病害和围岩特征,基于前期数值模拟与理论分析得出的研究结果[7],进一步通过系列振动台试验,开展了饱和黄土隧道地震围岩液化特征的分析。
1. 黄土隧道围岩液化势研究
1.1 水平自由场地液化势特征
对于地面下某深度处动剪应力τd,Seed等[8]依据水平地面下土体刚体运动提出了便于工程运用的简化方法。其关键为根据式(1)正确确定动剪应力折减系数rd的值。
rd=τd, maxgσyas, max。 (1) 式中:rd为动剪应力折减系数;τd, max为地面下某点的最大地震水平剪应力;g为重力加速度;σy为地面下某一点的竖向竖向应力。如果获得rd值,则可以根据式(1)得到某次地震时地面以下某点的τd, max或者动剪比as。
随后许多学者开展了rd相关的相关研究。目前公认的表征水平场地地面下的rd随深度z变化的有[9]
rd=1.0−0.015z(z⩽30.5 m), (2) rd={1.0−0.00765z(z⩽9.15m)1.174−0.0267z (9.15m < z⩽23m) (3) 由式(2),(3)可以得知,地面下可液化土体,其rd值随着埋深的增加逐渐减小。由于在某次地震中其水平场地地表峰值加速度as, max容易确定,g为定值,因此从另一方面来看,rd又表征地面下某点在地震过程中遭受动剪应力τd, max的大小。所以从rd的变化趋势入手,可以判断饱和黄土隧道围岩在水平地震荷载作用下的液化特征。
1.2 黄土隧道场地围岩液化势特征
基于以上理论,根据式(1),选取不同的地震加速度记录从土层底部输入,选取不同黄土地层及不同的深度,选取不同的力学模型参数,组合得出了饱和黄土隧道围岩的rd随埋深h的变化特征[7]。
研究得出隧道衬砌周围1 m范围内围岩的平均动剪应力折减系数rd随埋深h的变化特征,见图 1。其rd值比同一埋深水平场地rd值显著增大,同时其随埋深h的增加而减小,且其减小速率逐渐放缓,当h大于60 m时,rd变化趋于稳定[7]。这说明隧道结构的存在显著提高了其围岩的液化势,且埋深越小,其围岩液化势越高。
2. 振动台模型试验
2.1 工程背景
为进一步验证前期理论分析与数值模拟相结合得到的隧道围岩液化势特征,便于试验中在地震动荷载作用下的黄土隧道围岩液化与实际工程比较,进一步开展了大比例为1∶20的振动台试验。该试验以正在建设的兰州至合作铁路某隧道黄土段(夏河县境内)为背景,其场地照片见图 2。该隧道处于高烈度地震区,设计基本地震动峰值加速度为0.20g,相当于地震基本烈度Ⅷ度,地震动反应谱特征周期分区为0.45 s。该隧道进口段约270 m洞身17.7‰上坡穿越Q3黄土段落。其中隧道上部自洞口向洞内其埋深从8 m增加到37 m。随后穿越土石分界面,进入弱富水区板岩地层(预测该段正常涌水量为117.1 m3/d,最大涌水量为351.3 m3/d)。
其中本研究最为关注的Q3黄土地层具有如下特征:为分布于河流高阶地上更新统洪积黄土,厚度8~60 m,淡黄色,稍湿—潮湿,稍密—中密,Ⅱ级普通土;预测该段正常涌水量为13.1 m3/d,最大涌水量为39.2 m3/d,隧道施工中出现点状渗水,土石界面成线状或股状流水。
2.2 振动台试验
振动台试验在中国地震局兰州地震研究所(甘肃省地震局)黄土地震工程重点实验室进行。振动台台面尺寸为4 m×6 m,可进行水平和垂直双向耦合地震模拟,振动台总共由28台伺服电机驱动。
试验采用刚性模型箱,其箱体尺寸为2.8 m(长)×1.4 m(宽)×1.9 m(高)。试验中在模型箱的内壁上贴两层塑料膜,并在左右两侧铺设20 cm厚的海绵,以减小模型箱对土体的侧向约束。其前后侧的20 cm厚的有机玻璃,既保证了模型箱的刚度,又便于观察模拟地震试验过程中模型的破坏过程和现象。具体见图 3。
试验中模型围岩黄土取自兰州至合作铁路某黄土隧道正在施工掌子面,土体物理力学参数见表 1。模型填筑时采用逐层夯实填筑,确保模型干密度与隧道掌子面情况一致。
表 1 隧道现场黄土物理特性Table 1. Physical properties of in-site loess孔隙比e 干密度ρd/(g·cm-3) 含水率w/% 黏粒d ≤ 0.005 粉粒0.005<d≤0.075 (mm) 砂粒0.075<d ≤ 0.25 (mm) 0.86 1.45 17.2% 16.8% 67.7% 14.5% 模型不同含水层的分布见图 4(a),上部土层与现场隧道掌子面含水率相当,下部70 cm厚为饱和黄土,含水率w为30.9%。其通过在模型箱底部铺设5 cm的中砂层,砂层中铺设均匀开有小孔的直径1.5 cm的塑料管,将塑料管接出模型顶部土层约1.2 m。从管口控制总水量缓慢注水,水从底部砂层在反压作用下逐渐自下向上渗流,经过9 d达到试验要求的饱和高度。
2.3 传感器布设和地震波施加
模型传感器布设如图 4所示,均布设在垂直于隧道轴中心的断面上。图中A表示加速度计,S表示动剪切应力传感器,P表示动孔隙水压力计。
2019年10月28日,甘肃省夏河县发生了M 5.7级地震,震源深度为10 km。本次试验采用中国地震局工程力学研究所强震观测中心提供的2019年夏河地震波,见图 5。试验中考虑隧道遭受多遇地震、设防地震和罕遇地震,对其峰值加速度amax进行调整,amax从1 m/s2开始,逐级增加1 m/s2进行加载,至4 m/s2时饱和土体出现明显液化特征后停止加载。根据动三轴试验获得的原样土动孔压消散规律,在两级加载中间设置40 min间隔期,可使得上一级液化孔压消散到5%以内,以尽量减小前一级结果对后一级试验的影响。
3. 结果与分析
3.1 剪应力变化特征分析
当激励地震波峰值加速度τd, max=1.0 m/s2时,位于同一水平高度的点S1和S2,其靠近衬砌结构的点S1的动剪应力峰值τd, max明显大于远离衬砌结构的点S2的峰值,见图 6(a)。说明此阶段的围岩受结构与土相互作用显著,隧道结构的存在使得围岩承受的动剪应力τd增大。此规律与前期数值模拟的动剪应变结果相吻合,见图 7。
当激励amax为2.0,3.0,4.0 m/cm2时,此时位于同一水平高度的点S1和S2,S1的动剪应力峰值τd, max小于远离衬砌结构的点S2的峰值,见图 6(b),(c)。结合图 8的动孔隙水压力变化分析,其原因可能为:靠近隧道的点动孔隙水压力上升较快也较大,由于动孔压的升高,靠近衬砌结构土体的剪切模量降低;在数值模型中建立的土体为弹塑性材料,其不能体现变形模量随着动孔压的增高而减小的现象。
3.2 动孔隙水压力特征分析
当激励地震波峰值加速度amax=2.0 m/cm2时,其动孔隙水压力的时程曲线如图 8所示。由图 8(a)可以得知,位于同一水平高度的点P1和P2,靠近衬砌结构的位置P1,其动孔压上升更快,且值也更高。图 8(b)中的P3和P4点具有同样的规律。
图 9为模型中4个孔压监测点P1、P2、P3和P4点的峰值动孔压比Ru(动孔隙水压力Ud与有效围压之比σ′0)。通常当Ru大于0.7时,认为黄土产生液化[1]。由图 9可知,从amax为1 m/cm2开始,靠近衬砌结构的P1和P3点的Ru大于远离衬砌的P2和P4点,且随着amax增大,差值越明显。当amax达到3.0 m/cm2时,靠近衬砌结构的P1和P3点先产生液化;当amax达到4.0 m/cm2时,远离衬砌结构的P2和P4点产生液化。该结果与Ding等[10]开展的地下结构在砂土液化中的振动台研究结果相似。
3.3 加速度变化特征分析
在模型中按照不同高度及距离衬砌结构不同的位置总计布设5个加速度传感器(见图 4),以观察并比较不同位置的加速度响应。图 10为各个测点峰值加速度ap, max随激励地震波的峰值加速度amax的变化特征。从A2和A3点的变化分析,ap, max随amax的增大,其增大速率略微减小,但不明显,说明具有较高线形相关性。共同处于衬砌最大跨水平高度的A4和A2比较,说明土-结构相互作用随着amax的增大,对加速度的影响较为显著,这和前期相关研究结果[4, 7]存在差异。特别是当amax= 3.0 m/cm2时,A1和A5的几乎未随着amax的增大而增大,甚至A4的ap, max反而出现明显的减小。值得注意的是,这个阶段正好是3.2节根据动孔压判断衬砌周围围岩产生液化的阶段。
分析影响该阶段ap, max异常的最大因素应该为振动引起土体孔压显著增高,进而引起土体强度显著减小,流动性增强,即产生液化,致使土体传播地震波的能力减弱,模型内土体加速度ap, max相对减小[1, 10]。而数值分析中土体采用弹塑性材料[7],未考虑动孔压的增长对土体物性参数带来的变化,即弹塑性材料本构不能很好地模拟土体液化过程中随着孔压增长而引起的应力应变关系的变化。
图 11为不同激励amax下的加速度放大系数沿高度h(即A1、A2和A3)的变化特征。可以看出,A2和A3点不但没有放大,反而减小,可能是由于在振动箱内周边铺设塑料膜和海绵,减小了加速度的传递。模型顶部A1点的放大作用明显,当amax= 2.0 m/cm2时,其放大系数为1.89,最大;随后随着激励加速度的amax增大呈现逐渐减小状态,当amax= 4.0 m/cm2时,其放大系数为1.30,最小。
4. 结语
该研究以正在建设的兰合铁路某隧道黄土段为背景,开展了1∶20的大比例饱和黄土隧道液化振动台试验研究,得出以下4点结论。
(1)土-结构相互作用显著提升了其周围土体的液化势;地震时,衬砌周围土体会比远离衬砌的土体先液化。
(2)激励地震加速度较小时,靠近衬砌结构的土体动剪应力比远离衬砌结构的要大;随着激励地震加速度的增大,靠近衬砌结构的动剪应力比远离衬砌结构的要小。
(3)动孔隙水压力的变化与动剪应力的表现不同;靠近衬砌结构的土体动孔压比远离衬砌结构的要大,且随着地震加速度的增大,其趋势增大。
(4)土-结构相互作用对靠近衬砌结构土体加速度影响显著,具有明显的放大效应;同时模型顶部土体的放大效应最为明显,呈现处随着激励加速度amax增大而逐渐减小的趋势。
-
表 1 试验岩样物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of artificial rocks
密度/
(kg·m-3)弹性模量/
GPaUCS/
MPaBTS/
MPa泊松比 黏聚力/
MPa内摩擦角/
(°)断裂韧度/
(N·mm3/2)2030 3.9 14.2 1.3 0.23 2.7 35.6 16.7 -
[1] 何满潮, 郭鹏飞, 张晓虎, 等. 基于双向聚能拉张爆破理论的巷道顶板定向预裂[J]. 爆炸与冲击, 2018, 38(4): 795-803. HE Manchao, GUO Pengfei, ZHANG Xiaohu, et al. Directional pre-splitting of roadway roof based on the theory of bilateral cumulative tensile explosion[J]. Explosion and Shock Waves, 2018, 38(4): 795-803. (in Chinese)
[2] 孙鹏昌, 卢文波, 雷振, 等. 单薄山体岩质高边坡爆破振动响应分析及安全控制[J]. 岩土工程学报, 2021, 43(5): 877-885. doi: 10.11779/CJGE202105011 SUN Pengchang, LU Wenbo, LEI Zhen, et al. Blasting vibration response and control of high rock slopes of thin mountain[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2021, 43(5): 877-885. (in Chinese) doi: 10.11779/CJGE202105011
[3] 佘磊, 张社荣, 和孙文, 等. 基于密实核理论的TBM盘形滚刀磨损预测模型研究[J]. 岩土工程学报, 2022, 44(5): 970-978. doi: 10.11779/CJGE202205021 SHE Lei, ZHANG Sherong, HE Sunwen, et al. Prediction model for TBM disc cutter wear based on dense core theory[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2022, 44(5): 970-978. (in Chinese) doi: 10.11779/CJGE202205021
[4] YANG L Y, WANG Q C, XU L N, et al. Fracture path of cracks emigrating from two circular holes under blasting load[J]. Theoretical and Applied Fracture Mechanics, 2020, 108: 102559. doi: 10.1016/j.tafmec.2020.102559
[5] 周盛涛, 罗学东, 蒋楠, 等. 二氧化碳相变致裂技术研究进展与展望[J]. 工程科学学报, 2021, 43(7): 883-893. ZHOU Shengtao, LUO Xuedong, JIANG Nan, et al. A review on fracturing technique with carbon dioxide phase transition[J]. Chinese Journal of Engineering, 2021, 43(7): 883-893. (in Chinese)
[6] 何志坚, 张诗童, 蒋楠, 等. CO2相变致裂应力波传播及影响规律试验研究[J]. 爆破, 2022, 39(3): 133-138. HE Zhijian, ZHANG Shitong, JIANG Nan, et al. Experimental investigation on propagation and influence law of stress wave induced by CO2 phase transition for rock fracturing[J]. Blasting, 2022, 39(3): 133-138. (in Chinese)
[7] ZHANG Y N, DENG J R, KE B, et al. Experimental study on explosion pressure and rock breaking characteristics under liquid carbon dioxide blasting[J]. Advances in Civil Engineering, 2018, 2018: 7840125. doi: 10.1155/2018/7840125
[8] ZHANG Y N, DENG J R, DENG H W, et al. Peridynamics simulation of rock fracturing under liquid carbon dioxide blasting[J]. International Journal of Damage Mechanics, 2019, 28(7): 1038-1052. doi: 10.1177/1056789518807532
[9] 周长林, 彭欢, 桑宇, 等. 页岩气CO2泡沫压裂技术[J]. 天然气工业, 2016, 36(10): 70-76. ZHOU Changlin, PENG Huan, SANG Yu, et al. CO2 foam fracturing technology in shale gas development[J]. Natural Gas Industry, 2016, 36(10): 70-76. (in Chinese)
[10] QAJAR A, XUE Z, WORTHEN A J, et al. Modeling fracture propagation and cleanup for dry nanoparticle-stabilized-foam fracturing fluids[J]. Journal of Petroleum Science and Engineering, 2016, 146: 210-221. doi: 10.1016/j.petrol.2016.04.008
[11] WANNIARACHCHI W A M, RANJITH P G, PERERA M S A, et al. Investigation of effects of fracturing fluid on hydraulic fracturing and fracture permeability of reservoir rocks: an experimental study using water and foam fracturing[J]. Engineering Fracture Mechanics, 2018, 194: 117-135. doi: 10.1016/j.engfracmech.2018.03.009
[12] GU M, MOHANTY K K. Effect of foam quality on effectiveness of hydraulic fracturing in shales[J]. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2014, 70: 273-285. doi: 10.1016/j.ijrmms.2014.05.013
[13] PICKERING R G B. Controlled foam injection: a new and innovative non-explosive rockbreaking technology[J]. Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy, 2017, 117(3): 237-243. doi: 10.17159/2411-9717/2017/v117n3a5
[14] 刘送永, 李志强, 谢奇志. 高压泡沫涨裂装置结构参数设计及特性分析[J]. 机械工程学报, 2021, 57(3): 197-206. LIU Songyong, LI Zhiqiang, XIE Qizhi. Structural parameter design and performance analysis of high pressure foam fracturing device[J]. Journal of Mechanical Engineering, 2021, 57(3): 197-206. (in Chinese)
[15] XU P, YANG R S, ZUO J J, et al. Research progress of the fundamental theory and technology of rock blasting[J]. International Journal of Minerals, Metallurgy and Materials, 2022, 29(4): 705-716. doi: 10.1007/s12613-022-2464-x
[16] 邵鲁英. 岩石压裂钻孔径轴向时空起裂扩展规律研究[D]. 徐州: 中国矿业大学, 2020. SHAO Luying. Study on the Law of Axial Space-Time Crack Initiation and Propagation of Rock Fracturing Drill Hole Diameter[D]. Xuzhou: China University of Mining and Technology, 2020. (in Chinese)
[17] LIU Z H, MA Z K, LIU K, et al. Coupled CEL-FDEM modeling of rock failure induced by high-pressure water jet[J]. Engineering Fracture Mechanics, 2023, 277: 108958. doi: 10.1016/j.engfracmech.2022.108958
[18] 赵旭. 高压氮气冲击致裂煤岩体裂隙发育规律研究[D]. 徐州: 中国矿业大学, 2017. ZHAO Xu. Study on Fracture Development Law of Coal and Rock Mass Caused by High Pressure Nitrogen Impact[D]. Xuzhou: China University of Mining and Technology, 2017. (in Chinese)
[19] 顾大钊. 模拟岩石机械破碎的相似材料的选择及其配比[J]. 中国矿业学院学报, 1988, 17(3): 36-40. GU Dazhao. A study of analogous materials for simulating mechanical rock breaking and the proportion of their components[J]. Journal of China University of Mining & Technology, 1988, 17(3): 36-40. (in Chinese)
[20] XIE L X, ZHANG Q B, GU J C, et al. Damage evolution mechanism in production blasting excavation under different stress fields[J]. Simulation Modelling Practice and Theory, 2019, 97: 101969. doi: 10.1016/j.simpat.2019.101969
[21] QIU P, YUE Z W, JU Y, et al. Characterizing dynamic crack-tip stress distribution and evolution under blast gases and reflected stress waves by caustics method[J]. Theoretical and Applied Fracture Mechanics, 2020, 108: 102632. doi: 10.1016/j.tafmec.2020.102632
[22] 闫浩. 超临界CO2压裂煤体分阶段致裂机理及裂缝扩展规律[D]. 徐州: 中国矿业大学, 2020. YAN Hao. Staged Cracking Mechanism and Crack Propagation Law of Supercritical CO2 Fracturing Coal Mass[D]. Xuzhou: China University of Mining and Technology, 2020. (in Chinese)
-
其他相关附件