岩体是一种各向异性的非连续介质[1-2]。岩体内部裂隙起裂-扩展-贯通是诱发岩土工程失稳破坏的最主要原因之一[3-5]。已建成或在建的边坡、隧道等工程遇到了大量、复杂的裂隙岩体，工程开挖和运行过程中，由于裂隙岩体的破裂和失稳引发的滑坡、冒顶和片帮等灾害造成了严重的人员伤亡和经济损失。因此，开展裂隙岩体破裂机理研究，获取裂隙状态下岩石强度和裂纹演化特征，实现裂隙岩体稳定性预测，对地下工程结构变形控制理论与支护方法研究具有重要的理论意义和工程价值。
近年来，国内外研究人员采用模型试验、数值模拟和理论分析等方法对单裂隙、双裂隙以及多裂隙试样开展了大量的力学研究工作。类岩石材料在裂隙岩石力学特性研究中被广泛使用[6]，其研究成果对裂隙力学性质的探明起到了重大推动作用。通过对熟石膏、石膏等材料的单轴压缩试验现象观测，LAJTAI，BOBET和EINSTEIN等[7-8]认为单裂隙试件中翼型裂纹是由拉应力作用形成，起始于裂隙端部并沿最大载荷方向扩展;次生裂纹是剪切裂纹，是导致试件破坏的主要因素。同样，PETIT[9]发现在裂隙端部产生了拉伸裂纹和剪应力区，岩石在剪应力作用下形成贯穿裂隙。SAGONG等和BOBET[10-11]观测到了与翼型裂纹扩展方向相反的次生裂纹，称之为反翼型裂纹。在国内，鲜于文攀等[12]、刘红岩等[13]对类玄武岩材料和水泥砂浆材料进行了单轴压缩试验，认为裂隙岩石的贯通破坏分为张性贯通、剪性贯通和张剪性贯通。郭奇峰等[14]、李银平等[2]提出岩石破坏模式随裂隙倾角不同而发生改变。单裂隙试样破裂力学行为的探讨中，类岩石材料、树脂材料和岩石材料的结果呈现出一定差异。但在单轴压缩状态下，单裂隙端部主要形成了翼型裂纹(拉伸裂纹)和次生裂纹(剪切裂纹)，且次生裂纹是引起岩石失稳破坏的最终因素。
同时，裂隙岩石双轴和三轴压缩试验也取得了大量研究成果。NASSERI等[15]发现随围岩增加，岩石峰值强度最小值所对应的裂隙倾角不断减小。试验以石英岩为例，围压5 MPa时，裂隙倾角为45°的岩石强度最低，而当围压达到100 MPa，最低强度所对应的裂隙倾角降为30°。BOBET和EINSTEIN[8]发现当围岩增大时，翼型破裂裂纹产生的位置从裂隙端部向中部移动，最终不出现翼型裂纹。高围压作用时仅有剪切裂纹产生并导致试样破坏。肖桃李等[16]指出三轴压缩条件下断续裂隙的排列方式和围压大小决定了试样的破坏模式，反翼型裂纹是三轴压缩作用下断续裂隙试样破坏的主控因素。杨圣奇等[17]发现高围压状态下的裂隙岩石强度与完整岩石基本相同，裂隙对岩石的影响作用主要在零围压和低围压状态下呈现。实际工程中，例如爆破、地震和机械振动等动荷载也是引起岩石裂隙扩展的主要原因之一。各国学者通过液压伺服试验机、落锤冲击试验机或霍普金森杆等对裂隙岩石破坏强度与裂纹发育特征进行研究。ZOU等[18]分析了岩石裂隙在冲击作用下的破坏特征，发现裂隙尖端产生了翼型和反翼型裂隙并分别扩展形成X型破坏。JOSKO[19]研究表明裂纹的扩展速度随与裂隙尖端的距离增大而降低。王浩宇等[20]通过数值模拟方式构建了适用于单裂隙岩石破坏判别的动态Fairhurst强度准则。吴浩等[21]利用霍普金森试验发现，裂隙岩样的动态力学指标随着裂隙数量的增加而先增后减，岩石破裂模式与静态加载相比更加复杂。李地元、李夕兵等分别对含裂隙或含孔洞砂岩[22-23]、大理岩[24-27]和花岗岩[28]的破坏力学行为特征开展了大量试验研究，揭示了不同冲击载荷作用下的岩石破裂演化规律和强度变化特征。研究发现含裂隙岩石试件的动态力学强度显著降低，当冲击载荷方向与单裂隙平行时，岩石动态强度最大[25];动静组合加载下裂隙尖端或附近首先形成翼型(低轴压)或反翼型(高轴压)起裂裂纹，最终受拉剪或剪切应力作用形成整体失稳破坏[28]。
工程岩体中天然岩体的裂隙大多以交叉形式存在[29]。已有研究人员开始关注交叉裂隙状态下的岩石破坏力学特征，其中，CHANG等[30-31]提出了交叉贯穿裂隙试样的强度计算公式，并指出当主裂隙与加载方向呈30°时岩石单轴抗压强度最低。重庆大学崔玉龙[32]采用了PMMA材料，对“十”字交叉的裂隙试样进行单轴压缩试验，试验观测到由拉应力作用产生于裂隙尖端的翼型裂纹以及分布在交叉点附近的鱼鳞状次生裂纹。党硕[33]和余朝[34]发现，“丁”字型和交叉型裂隙试样破坏的主控因素与破裂机理随主、次裂隙倾角的改变而不同。WU[35]和刘东燕等[36]分别指出，岩石的起裂、破坏与主裂隙倾角有关。
近年来，数字图像处理(DIC)方法被广泛用于室内试验中对岩石破裂路径的追踪与破裂模式的判据研究中，该方法由日本的YAMAGUCHI[37]和美国的PETERS和RANSON[38]等相继提出。我国研究人员刘港[39]基于DIC方法对土样的三轴破坏过程进行追踪研究。廖健等[40]利用DIC测试了剪力墙破坏全过程损伤的发展和裂隙的扩展等行为特征。张巍等[41]基于DIC方法对劈裂试验中裂隙岩石的局部化变形特征进行了研究。马少鹏、王学滨、潘一山等[42-44]同样采用DIC方法对不同岩石材料的变形与破裂特征进行研究。经过多年的应用，数字图像处理方法已经成为岩石力学研究领域常用的应变测量和裂纹追踪方法。
通过总结裂隙岩石力学行为特征的研究结果后发现，相似材料模型和天然岩样，无论是强度特征还是破坏模式均存在一定差异。针对交叉裂隙岩石力学特征的研究较少，且多停留在对试验现象的描述和定性解释阶段。天然岩石的交叉裂隙研究才是目前裂隙岩石力学领域研究的空缺之处，也是研究的重点。笔者将基于物理试验，探明正交型交叉裂隙花岗岩试样的强度特征与裂纹扩展规律，揭示其破裂机理，为裂隙岩体的稳定性预测及地下空间工程结构变形控制提供理论指导。
1 试验方法
1.1 试样加工
试验所用花岗岩基质细粒，平均密度为2.70 g/cm3，平均孔隙率为0.55%，完整试样测定的岩石单轴抗压强度为254 MPa。本次试验中试样尺寸为:长×宽×高=50 mm×25 mm×100 mm。预制裂隙为正交型贯穿裂隙，裂隙长度分别为20 mm和15 mm，宽度0.3 mm。预制裂隙位于试样中心，厚度方向贯穿试样，预制裂隙分布位置如图1所示。
图1 预制裂隙分布位置
Fig.1 Distribution location of preexisted cracks
将长度为20 mm的裂隙定义为主裂隙，主裂隙与加载方向的夹角为α，如图2所示。
图2 裂隙几何特征示意
Fig.2 Sketch of geometric characteristics of cracks
为了在花岗岩试样中心切割形成交叉状正交裂隙，并保证预制裂隙的加工精度，采用高压水射流和金刚石砂线切割机对试样进行加工，相关设备如图3所示。
图3 试样加工设备
Fig.3 Sample processing equipment
加工过程中，首先利用高压水射流设备在试样中心位置穿孔形成直径约1 mm的圆孔，随后将金刚石砂线穿过圆孔，根据裂隙设计的长度和角度对岩石试样进行线切割，金刚石砂线直径为0.3 mm，砂线截面为圆形。切割形成的裂隙宽度为0.3 mm，裂隙尖端呈圆弧状。设计加工主裂隙倾角α分别为0°，30°，45°，60°，90°，次裂隙与主裂隙保持正交状态，最终形成如图4所示的交叉状正交裂隙。为了分析方便，将试验进行编号，编号的对应关系见表1。
图4 裂隙分布示意
Fig.4 Distribution of the crack
表1 试样编号
Table 1 Sample number
单裂隙编号α=0°α=90°正交型裂隙编号α=0°α=30°α=45°α=60°α=90°00-0090-0000-9030-9045-9060-9090-90
1.2 试验设备及方法
采用GAW-2000刚性压力试验机对裂隙岩石试件进行单轴压缩试验，试验全过程采用位移控制，加载至试件破坏。数据采样间隔为0.5 s。声发射系统与表面应变场测量系统同步采集声发射和表面应变数据，表面应变场测量系统采集速率为0.2 s。试验系统如图5所示。
图5 试验系统
Fig.5 Test system
将加工好的试件放置在压力试验机刚性压力板的中心位置，试件两端涂抹适量凡士林，按轴向位移控制进行加载。同步进行应变与声发射信号采集。通过声发射监测试件起裂、扩展、贯通全过程的岩石破裂信号，结合应力-应变曲线准确捕捉裂隙岩石的起裂应力、峰值强度等力学指标。通过表面应变场的变化规律描述裂隙端部裂纹起裂和扩展特征。
表面应变场数据是利用数字照相设备通过采集被测物体表面的随机散斑点图像，并利用散斑点移动的距离和方向而获得，本文试验选用点绘的方式在岩石试样表面绘制大小不一、分布不均的散斑点，绘制过程如图6所示。为了追踪裂隙近区应变场的变化特征，裂隙周围散斑点密集程度较高。
图6 散斑点的绘制过程
Fig.6 Drawing process of speckle
2 试验结果分析
2.1 正交裂隙对岩石强度的影响
岩石强度是力学性质研究的重要指标。岩石强度与裂隙角度息息相关。单轴压缩作用下的单裂隙、双裂隙试件强度随裂隙倾角呈类“V”型变化[6,12]，不同材料的最低强度主要集中在裂隙倾角为30°～60°时[2,12-13]，本文对正交型交叉裂隙岩石试样的强度变化规律进行试验研究。
每种正交状态下的裂隙试样加工数量为2块，考虑到试验加载过程中操作误差、压力机的稳定状态等原因。试样峰值强度试验结果相近，误差不超过10%的情况下，选取试验中声发射信号、数字散斑信息采集结果良好的1块试样进行分析。单轴加载作用下，5种工况的岩石应力应变曲线如图7所示。当主裂隙倾角α=0°，30°，45°，60°，90°时，试样的单轴抗压强度试验值分别为113.32，133.56，129.14，129.87，105.44 MPa;弹性模量分别为27.55，24.66，33.02，28.41，24.16 GPa。随主裂隙倾角增大，岩石强度呈先增后降的变化规律。当存在与加载方向垂直分布的裂隙时，岩石强度均较小。
图7 单轴压缩作用下各试样的应力-应变曲线
Fig.7 Stress-strain curves of samples under uniaxial compression
与试样峰值强度变化规律相同，随主裂隙倾角增大，弹性模量呈先增大后减小的趋势，如图8所示，当α=90°时，试样弹性模量达到最小值。
图8 峰值强度、弹性模量随主裂隙倾角的变化规律
Fig.8 Variation of peak strength and elastic modulus with the inclination angle of the main crack
含有与加载方向平行的单裂隙时，岩石峰值强度与完整试样相近，试验中单裂隙岩石00-00试样的峰值强度达到243.54 MPa，如图9所示。与之相比，交叉状态的裂隙试样(00-90试样)岩石强度σc降低至113.32 MPa，强度降幅达到53%。岩石中与外荷载方向呈垂直形式分布的裂隙对岩石力学性质的影响作用显著。
图9 α=0°的单裂隙与正交裂隙试样应力-应变曲线
Fig.9 Stress-strain curves of single and orthogonal cracks when α=0°
当单裂隙试样的裂隙倾角α=90°时(90-00试样)，如图10中红色应力-应变曲线所示，岩石峰值强度为106.85 MPa。与之相比，90-90试样强度并未产生明显变化，岩石峰值强度为105.44 MPa，两个试件的峰值强度基本相等。由上述裂隙岩石试样峰值强度的变化规律可得，与加载方向平行的裂隙对岩石强度无明显影响，而与加载方向正交的裂隙对岩石弱化作用显著，强度降低幅度超过50%。主裂隙的影响作用稍大于次裂隙。裂隙与加载方向的夹角是影响岩石强度的最主要因素，该试验中裂隙长度对岩石强度的影响作用较小。
图10 α=90°的单裂隙与正交裂隙试样应力-应变曲线
Fig.10 Stress-strain curves of single and orthogonal cracks when α=90°
图11 00-00试样单轴压缩作用下的声发射特征曲线
Fig.11 Acoustic emission characteristic curves under uniaxial compression of sample 00-00
2.2 正交裂隙对岩石声发射特征的影响
加载过程中声发射特征能够实时反映岩石破裂状态，以00-00试样为例，单裂隙岩石试样压缩过程中经历了4个阶段，第1阶段为微裂隙压密阶段，此时岩石声发射振铃计数少，岩石未发生破裂或轻微破裂。随着载荷增加，预制裂隙端部率先发生起裂破坏，如图11所示，声发射计数突增即为裂纹起裂，岩石试样的裂纹变化状态进入第2阶段，由于岩石内部裂纹起裂，应变能释放，之后的一段时间内，声发射计数减少，声发射进入相对平静期，此期间内岩石裂隙稳定发展。当岩石试样进入塑性阶段后宏观裂纹开始扩展，裂纹进入快速扩展阶段。该时期内岩石破裂的发展产生质的变化，由图11中累计振铃计数曲线可以看出，破裂进入加速状态，累计振铃计数开始呈指数形式增加。随后宏观裂纹发生贯通，第4阶段的岩石试样产生宏观断裂直至完全破坏。
完整岩石试件单轴加载作用下声发射特征如图12所示，试样在外载荷达到峰值应力前未产生明显的破裂，声发射振铃计数均处于较低水平。整个加载过程中只产生1次声发射突增事件，岩石试样产生宏观破裂。
图12 完整岩石试样声发射特征曲线
Fig.12 Acoustic emission characteristic curves of intact rock samples
正交型裂隙岩石试样单轴压缩作用下的声发射振铃计数变化特征如图13所示。随着轴压增加，各试样均在较早时刻产生破裂，由第1次声发射突增点分析可知，裂隙端部产生起裂时所对应的应力水平集中在0.22σc～0.34σc(σc峰值强度)，与单裂隙岩石相比(约0.45σc)，起裂发生在较低应力水平，正交裂隙主裂隙或次裂隙端部更容易产生起裂破裂。随轴压增加，声发射突增事件多次产生，并未如单裂隙试样出现较为明显的破裂阶段界限，破裂随时在主次裂隙端部及次生裂纹端部产生，直至试样发生宏观失稳破坏。
2.3 正交裂隙对岩石破裂特征的影响
非接触全场应变场测量系统能够观测单轴加载全过程的岩石表面应变场的变化规律，识别起裂应力类别，揭示裂隙起裂-扩展-贯通机理，不同正交形态裂隙岩石试样的应变场特征如图14所示。
图13 正交裂隙试样单轴压缩过程中的振铃计数-应力-时间关系
Fig.13 Ringing count-stress-time relation of specimen with orthogonal cracks under uniaxial compression
图14 正交裂隙试样单轴压缩过程中的表面应变场变化特征
Fig.14 Surface strain field variation characteristics of specimen with orthogonal cracks under uniaxial compression
00-00试样呈现整体的压剪破坏，如图14(a)所示，轴压增加过程中，预制裂隙端部没有产生明显应力集中，于裂隙中部位置产生初始破裂，并逐渐向外荷载方向扩展，最终形成与加载方向呈27°夹角的破裂带。通过对图14中各试样表面最大主应变随加载的变化特征观察分析可得，岩石起裂破坏与裂纹扩展与裂隙倾角息息相关。当预制裂隙与外荷载方向平行时，如00-90和90-90试样，其中与外荷载方向平行的裂隙，无论其长短，均对裂纹的起裂没有明显影响，起裂裂纹受拉应力作用首先在水平裂隙两端产生，并随载荷增加向上、下端部扩展最终导致试样失稳破坏。当裂隙与外荷载夹角大于0°小于90°时，其中30-90试样，主裂隙与外荷载方向夹角为30°小于次裂隙与外荷载方向的夹角，裂纹起裂受主裂隙控制，主裂隙尖端起裂后，裂纹向次裂隙方向扩展并与次裂隙端部贯通，随后沿外荷载方向呈反翼型形态扩展至试样两端。
当α=45°时，即45-90试样，此时长度较大的主裂隙仍对起裂起到主控作用，裂纹由主裂隙端部产生，形成翼型起裂裂纹。随荷载增加，主次裂隙之间区域发生贯通破坏，并通过次裂隙端部持续向试样两端扩展形成断裂破坏。当α=60°时，与上述试样应变特征不同，加载初期，次裂隙周围产生中心对称的应力集中区，随载荷增加，主次裂隙端部均产生翼型破裂，随后主次裂隙之间区域发生贯通破裂，该破裂持续扩展形成宏观破坏。
综上所述，裂隙岩石的破裂具有显著方向性，正交型裂隙岩石试样的起裂裂纹主要呈现翼型或反翼型;裂隙与外荷载方向夹角对裂纹起裂的影响作用显著，当主裂隙与荷载方向夹角α<45°时，主裂隙对起裂起到了主控作用，次裂隙的存在对裂纹具有导向作用;当α>45°时，起裂裂纹主要位于次裂隙端部，起裂由次裂隙控制;当岩石中存在与加载方向垂直的裂隙时，岩石的破裂与破坏受此条或此类裂隙的影响最为明显。
3 结 论
(1)裂隙与加载方向的夹角是影响岩石强度的最主要因素，该试验中裂隙长度对岩石强度的影响作用较小。岩石中与外荷载方向呈垂直形式分布的裂隙对岩石力学性质的影响作用显著，与完整岩石试样相比，强度值降低近50%。
(2)试样峰值强度与弹性模量，随主裂隙倾角增大呈现先增大后减小的变化规律，当正交裂隙试样中主裂隙倾角α=90°时，试样力学指标达到最小值。
(3)裂隙端部产生起裂时所对应的应力水平集中在0.22σc～0.34σc，与单裂隙岩石相比(约0.45σc)，起裂发生在较低应力水平，正交裂隙岩石试样中主裂隙或次裂隙端部更容易产生起裂破坏。与完整试样不同，裂隙岩石试样整体失稳破坏前产生多次声发射突增，即加载过程中产生多次明显破裂。
(4)裂隙与外荷载方向夹角对裂纹起裂的影响作用显著，当主裂隙与荷载方向夹角α<45°时，主裂隙对起裂起到了主控作用，次裂隙的存在对裂纹具有导向作用;当α>45°时，起裂裂纹主要位于次裂隙端部，起裂由次裂隙控制;当岩石中存在与加载方向垂直的裂隙时，岩石的破裂与破坏受此条或此类裂隙的影响最为明显。
文中对取自同一块花岗岩上的试样假设其为均质体，各项力学性质相同。仅对5种正交形态的裂隙岩样进行了试验研究，后期有待增加对比试样，对更多裂隙倾角的试样进行力学试验研究。
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