辛程鹏,张 翔,杜 锋,刘义磊
(1.中国矿业大学(北京) 共伴生能源精准开采北京市重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;3.贵州工程应用技术学院 矿业工程学院,贵州 毕节 551700)
煤炭开采过程中,在支承压力的作用下,工作面前方煤体的三向应力状态会发生连续变化,导致这部分煤体发生连续变形与损伤。工作面开采方式和推进速度会对工作面前方煤体的应力集中和变形损伤产生很大影响,在采动应力很大,工作面推进速度过快的情况下,甚至有可能导致煤与瓦斯突出事故的发生。工作面开采方式和推进速度能够用煤岩三轴加载试验中的不同应力路径(加卸载方式与加卸载速率)进行表征[1],因此研究不同应力路径下的煤岩力学与变形特性对煤岩动力灾害防治具有实际意义,对煤与瓦斯突出的防治具有一定的指导作用。
国内外学者对不同应力路径下煤岩的力学与变形损伤特性进行了大量研究。赵洪宝等[2]在单轴压缩条件下对含瓦斯型煤进行了力学特性,试验研究,指出其全应力应变曲线分段明显,单轴压缩下体积应变与应力关系曲线较复杂,瓦斯增加了煤岩破坏的脆性;李海涛等[3]对煤样进行了不同加载速率的单轴压缩力学试验,指出其强度随加载速率增加呈现先升高再降低现象,存在“最优”加载速率使其强度达到最大值;尹小涛等[4]通过分析不同加载速率单轴加载条件下岩石的力学特性研究结果发现,加载速率对岩石强度有重要影响,且随着加载速率增加,岩石弹性模量会增大,破坏强度会增大;刘恺德和刘泉声[5-6]在高应力环境下对含瓦斯原煤进行了常规三轴加载力学试验研究,指出高应力下,随着围压升高,含瓦斯煤强度表现出线性增大趋势,煤样破坏以剪切破坏为主,高应力下含与不含瓦斯原煤的脆延性破坏机制不同;尹光志和许江[7-9]研究了复合加卸载条件下含瓦斯煤的力学特性与渗流特征,指出不同加卸载条件下含瓦斯煤的力学特性表现各异,加卸载煤样的承载强度小于常规三轴加载煤样强度;薛东杰等[10]在不考虑瓦斯压力作用下,在不同加载模式和不同加载速率条件下对原煤进行了三轴加卸载力学试验,指出应力偏量是造成试件吸收能量密度提高的原因,是破坏产生本质原因,受控于围压临界值;马海峰等[11]对型煤进行了增轴压降围压力学试验,模拟不同推进速度条件下煤岩体的采动力学行为,指出在围压卸载速率相同时,随着轴压加载速率增加,煤体强度、轴向应变和横向应变有扩大变化趋势。但是,根据矿压理论,采掘工作面前方煤体承受集中应力区的空间位置随着工作面的持续向前推进会向煤体深处慢慢延伸。随着工作面推进,部分原始应力区会慢慢演变为集中应力区,其煤体承受轴压会慢慢升高,在达到峰值应力前,采动应力增长总体上呈现先慢后快的特征,可以简化为一个分段变速加载的过程。而上述研究大多是对不同加载速率下的煤岩力学与变形特性进行研究,同时考虑分段变速加载条件和瓦斯压力对突出煤力学行为和变形破坏特征的研究报道相对较少。
因此,本文拟根据工作面前方煤体采动轴向应力演化规律,设计针对含瓦斯突出煤的常规三轴加载和分段变速加载力学试验,分析分段变速加载应力路径下含瓦斯突出煤的力学响应特性与变形特征,对于认识煤与瓦斯突出的发生机制具有一定的指导意义。
本试验采用RLW-500G煤岩三轴蠕变-渗流试验系统,如图1所示。主要由三轴蠕变试验机和瓦斯吸附-解吸-渗流试验系统组成,主要用于煤岩材料在不同载荷和不同温度环境条件下的物理力学特性试验研究,试验最大轴压500 kN,最大围压50 MPa,可进行煤岩的单轴和三轴压缩试验、蠕变试验,轴向循环加、卸载实验,孔隙水(气)渗流实验,配置高、低温控制系统,可以做到试验试件进气端、出气端和三轴压力室的气体温度保持一致,避免因温度不同引起气体流量测量误差。
图1 煤岩三轴蠕变-渗流特性试验系统Fig.1 Coal and rock triaxial creepage-seepage test system
本试验煤样取自阳泉市新景矿15号突出煤层某工作面,在实验室将保鲜膜包好的煤块用岩石取芯机取芯并打磨,制成直径Φ50mm×100 mm的标准圆柱体原煤试件,将试件端面平整度控制在0.05 mm之内。
为了更接近采掘工作面前方煤体所处的轴向应力变化状态,本试验提出了分段变速加载应力路径,并设计了常规三轴加载应力路径作为对照组,开展了2种应力路径下的三轴加载试验,本试验所用瓦斯气体为CO2,具体试验方案如下:
应力路径①(常规三轴加载):三轴压缩试验中围压加载速率为800 N/min,轴向加载速率为50 N/s。首先按照静水压力条件逐步施加σ1 =σ2(σ3)至预定应力4,7,10 MPa,再通入瓦斯,进气端孔隙压力为1,1.5,2 MPa,出气端孔隙压力为大气压,保证煤岩试件吸附瓦斯达60 h。瓦斯吸附平衡后,保持围压不变,以载荷加载50 N/s的恒定速率连续施加轴向载荷至煤样失稳破坏后停止。
应力路径②(分段变速加载):三轴压缩试验中围压加载速率为800 N/min,轴向加载速率为50 N/s。首先按照静水压力条件逐步施加σ1 =σ2(σ3)至预定应力4,7,10 MPa,再通入瓦斯,进气端孔隙压力为1,1.5,2 MPa,出气端孔隙压力为大气压,保证煤岩试件吸附瓦斯达60 h。瓦斯吸附平衡后,保持围压不变,先以50 N/s的加载速率连续施加轴向载荷至对应常规三轴加载强度(同样围压和进气端孔隙压力)的0.4倍,再改以200 N/s的加载速率继续施加轴向载荷至煤样失稳破坏后停止。
不同初始围压与瓦斯压力条件下的常规三轴加载全应力应变曲线如图2所示,不同初始围压与瓦斯压力条件下的分段变速加载全应力应变曲线如图3所示。
(4,1代表围压4 MPa,瓦斯压力1 MPa)图2 常规三轴加载全应力应变曲线Fig.2 Complete stress-strain curve of conventional triaxial loading
(4,1代表围压4 MPa,瓦斯压力1 MPa)图3 分段变速加载全应力应变曲线Fig.3 Complete stress-strain curve of changing loading speed piecewise
从图2和图3可以看出,煤样在2种应力路径下的全应力应变曲线都包括压密、线弹性、塑性变形、应力跌落和残余应力5个阶段。下面以分段变速加载应力应变曲线图为例来进行说明。从图3可以看出,分段变速加载试验中,相同围压条件下,随着瓦斯压力的升高,试件弹性模量和峰值强度逐渐下降,泊松比逐渐升高,峰值轴向应变和峰值环向应变绝对值缓慢下降。峰值体积应变虽然是负数,但峰值对应体积应变绝对值却在增加,说明含瓦斯突出原煤达到峰值破坏强度时,试件发生了膨胀扩容,且随着瓦斯压力增大,煤样的膨胀扩容量更大。这是由于煤体吸附瓦斯后,在力学作用和非力学作用的影响下强度下降。其中,力学作用主要是游离态瓦斯气体既可以扩充煤体体积又提供了与围压相反的作用力,使得煤体有效围压减小,促进了煤体在加载过程中原生和新生裂纹的出现和扩展,有利于试件环向膨胀扩容,从而加速煤体失稳破坏[12]。非力学作用主要是指在煤样吸附瓦斯后,气体分子会使煤体颗粒间的距离增加,黏结力减小,煤体弹性模量和强度降低[13];且煤吸附高压瓦斯气体后,部分气体会与煤表面的官能团发生化学反应,即化学吸附,这些化学反应会改变煤的大分子结构,使得其力学性质劣化[14-15]。相同瓦斯压力条件下,随着围压增高,试件弹性模量和峰值强度逐渐增高,泊松比逐渐下降,峰值轴向应变增大,峰值环向应变绝对值增大,而峰值体积应变绝对值在减小,说明增大围压可以通过限制试件环向膨胀而使得峰值体积扩容量减小。常规三轴路径下,试件的应力与应变变化规律与分段变速加载下的整体规律基本相同,此处不再赘述。
对于分段变速加载和常规三轴加载2种应力路径来说,在相同的初始围压和瓦斯压力条件下,试件的弹性模量没有发生变化。在分段变速加载试验中,当轴压达到常规三轴强度的40%时,轴压加载速率由40 N/s改为200 N/s后,发现煤样在各种围压气压组合条件下的应力应变曲线斜率依然没有发生明显的变化,这一现象与文献[4]对于不同加载速率下煤岩弹性模量会发生变化的研究结果不同。分析原因可知,整个试验过程中,煤岩试件处于恒温状态,压头对试件做功之后,煤岩孔裂隙发育会耗散一部分能量,剩余的能量则会储存在煤岩骨架中[7]。煤岩试件在弹性阶段中期开始加速加载后,由于此时孔隙裂隙已完全闭合,且裂隙基本不发育,因此裂隙发育耗散的能量可以忽略不计,变速加载下煤体吸收的的能量全部转化为弹性应变能储存在煤岩骨架中,这与常规三轴加载一致,因此分段变速加载应力应变曲线斜率没有发生变化。
从图2和图3可以看出,2种应力路径下的全应力应变曲线也有一些不同之处。在相同围压和瓦斯压力条件下,与常规三轴相比,煤样在分段变速加载应力路径下的强度普遍有所增加,增长幅度为10%~27.43%,峰值轴向应变、峰值环向应变绝对值和峰值体积应变绝对值也普遍增大,说明分段变速加载后,随着加载速率大幅增加,煤岩试件裂隙发育时间相对不够充分,裂隙不能得到充分扩展,煤岩骨架积蓄弹性应变能密度增大,对应的承载能力也会增大。此外,从峰值强度到残余应力阶段都会出现一个明显的应力跌落过程,在相同围压和瓦斯压力条件下,煤样在分段变速加载应力路径下比常规三轴路径下积蓄的弹性应变能更多,失稳破坏瞬间能量释放量更大,应力跌落也更剧烈,说明煤岩加速加载后的脆性增强。因本试验中所选取围压较小,均小于等于10 MPa,从2种应力路径下的全应力应变曲线可以看出,煤样的延性破坏特征并不明显。
煤岩强度准则非常重要,可作为判断煤岩破坏失稳的判据。经典的煤岩强度准则有Mohr-Coulomb 强度准则、Hoek-Brown 强度准则、广义Hoek-Brown 强度准则等[16]。刘恺德[5]通过试验研究分析证明了Mohr-Coulomb强度准则可作为判断常规三轴加载条件下煤岩破坏失稳的依据,但是分析分段变速加载情况下煤岩的破坏失稳准则还未见报道。本文拟通过分析给出适合分段变速加载下煤岩破坏失稳的强度准则。
利用Mohr-Coulomb强度准则对2种不同应力路径下试件破坏时的三轴试验数据进行拟合。拟合结果如图4所示。从图4可以看出,常规三轴加载和分段变速加载2种应力路径下的煤岩强度与围压均有较好的线性对应关系,常规三轴加载的拟合度为0.983 2,分段变速加载的拟合度为0.999 7。这说明,Mohr-Coulomb 强度准则不仅适用于常规三轴加载下的含瓦斯煤体,也同样适用于分段变速加载下的含瓦斯煤体。Mohr-Coulomb 强度准则可以作为分段变速加载条件下煤岩破坏失稳的判据。由于本文没有进行围压为0条件下的含瓦斯煤力学特性试验,所以没用Hoek-Brown 强度准则和广义Hoek-Brown 强度准则对分段变速加载路径下含瓦斯突出煤的破坏准则进行分析。Hoek-Brown 强度准则和广义Hoek-Brown准则能否适用于分段变速加载路径下含瓦斯突出煤的破坏准则是我们下一步的研究方向。
图4 常规三轴加载和分段变速加载应力路径下不同围压强度拟合曲线Fig.4 Fitting curves of different confining pressure and strength under two stress paths
根据刘泉声等[6]给出的内摩擦角φ和黏聚力C的计算公式,如式(1)所示:
(1)
式中:b,k代表拟合直线的截距和斜率。通过计算,可总结出2种应力路径下Mohr-Coulomb 强度准则相关参数,如表1所示。
表1 2种应力路径下Mohr-Coulomb 强度准则相关参数
根据表1可知,分段变速加载应力路径下煤样的内摩擦角大于常规三轴加载下的内摩擦角,分段变速加载应力路径下的黏聚力比常规三轴加载下的黏聚力略小。这说明分段变速加载相比常规三轴加载,由于煤岩裂隙发育时间相对不充分,使得其峰值强度较大。
采掘工作面向前推进可以造成工作面前方煤体的轴向应力重新分布,推进速度的加快相当于本试验中的分段变速加载的情况。现场开采具有煤与瓦斯突出危险性的工作面或煤层时,要把握好工作面推进速度,给予前方煤体充分应力释放和裂隙演化时间,对降低突出危险性具有重要的意义,还可以提前对工作面前方应力集中煤体进行人为主动卸压来减小突出危险性,如采用保护层开采、钻孔抽采、高压注水软化等措施。以高压注水软化煤体为例,对工作面前方应力集中煤体进行高压注水软化,前方集中应力会向煤体深处快速转移,造成卸压带宽度大大增加,抵抗煤与瓦斯突出的阻力就会大大增强,另外,高压注水软化煤体后,煤体的透气性会增强,煤体中的瓦斯内能会下降,高压注水软化煤体后,造成煤体弹性下降塑性增强,煤体储存的弹性应变能随之减小[17],这些因素共同作用,一方面大大降低了煤体中储存的弹性应变能和瓦斯内能,另一方面会使煤与瓦斯突出的阻力大大增强,从而达到快速消除突出危险性的目的。保护层开采具有相似的消突原理。
1)常规三轴加载和分段变速加载应力路径的全应力应变过程均可分为压密、线弹性、塑性变形、应力跌落和残余应力5个阶段。分段变速加载应力路径中,相同围压条件下,随着瓦斯压力升高,试件弹性模量和峰值强度逐渐减小,泊松比升高,峰值体积扩容量增大;相同瓦斯压力条件下,随着围压增大,试件弹性模量和峰值强度逐渐增大,泊松比逐渐下降,峰值体积扩容量有减小趋势。2种应力路径下煤样的应力应变变化规律基本一致。
2)分段变速加载和常规三轴加载相比,在相同围压和瓦斯压力条件下,试件的弹性模量不发生变化,弹性阶段中期轴压加载速率突然增大后,应力应变曲线斜率仍然不发生改变。但是和常规三轴加载相比,分段变速加载应力路径下煤样的强度普遍增大,峰值轴向应变、峰值环向应变绝对值和峰值体积应变绝对值也普遍增大,失稳破坏瞬间应力跌落和能量释放更加剧烈。
3)Mohr-Coulomb 强度准则仍然适用于分段变速加载条件下的含瓦斯突出煤。分段变速加载路径下煤体的内摩擦角大于常规三轴加载下的内摩擦角,且黏聚力略小于常规三轴加载下的黏聚力。
[1]谢和平,周宏伟,刘建峰,等. 不同开采条件下采动力学行为研究[J].煤炭学报,2011, 36(7):1067-1074.
XIE Heping,ZHOU Hongwei,LIU Jianfeng,et al.Mining-induced mechanical behavior in coal seams under different mining layouts[J].Journal of China Coal Society,2011,36(7):1067-1074.
[2]赵洪宝,李振华,仲淑姮,等.单轴压缩状态下含瓦斯煤岩力学特性试验研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1): 131-134.
ZHAO Hongbao,LI Zhenhua,ZHONG Shuheng,et al.Experimental study of mechanical properties of coal rock containing gas under uniaxial compression[J].Journal of Mining & Safe ty Engineering,2010,27(1): 131-134.
[3]李海涛,蒋春祥,姜耀东,等.加载速率对煤样力学行为影响的试验研究[J].中国矿业大学学报,2015,44(3):430-436.
LI Haitao,JIANG Chunxiang,JIANG Yaodong,et al. Experimental study on the effect of loading rate on mechanical behavior of coal samples[J]. Journal of China University of Mining and Technology,2015,44(3):430-436.
[4]尹小涛,葛修润,李春光,等.加载速率对岩石材料力学行为的影响[J].岩石力学与工程学报,2010,29(S1): 2610-2615.
YIN Xiaotao,GE Xiurun,LI Chunguang,et al.Influences of loading rates on mechanical behaviors of rock materials[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(S1):2610-2615.
[5]刘恺德.高应力下含瓦斯原煤三轴压缩力学特性研究[J].岩石力学与工程学报,2017,36(2): 380-392.
LIU Kaide.Mechanical properties of ram coal containing gas under high triaxal stress compression[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2017,36(2): 380-392.
[6]刘泉声,刘恺德,朱杰兵,等.高应力下原煤三轴压缩力学特性研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(1):24-33.
LIU Quansheng,LIU Kaide,ZHU Jiebing,etal.Study of mechanical properties of raw coal under high stress with triaxial compression[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(1): 24-33.
[7]尹光志,李文璞,李铭辉,等.不同加卸载条件下含瓦斯煤力学特性试验研究[J].岩石力学与工程学报,2013,32(5):891-901.
YIN Guangzhi,LI Wenpu,LI Minghui,et al.Experimental study of mechanical properties of coal containing methane under different loading-unloading conditions[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2013,32(5):891-901.
[8]许江,李波波,周婷,等.加卸载条件下煤岩变形特性与渗透特征的试验研究[J].煤炭学报,2012,37(9):1493-1498.
XU Jiang,LI Bobo,ZHOU Ting,et al.Experimental study of coal deformation and permeability characteristics under loading-unloading conditions[J].Journal of China Coal Society,2012,37(9):1493-1498.
[9]尹光志,李文璞,李铭辉,等.加卸载条件下原煤渗透率与有效应力的规律[J].煤炭学报,2014,39(8): 1497-1503.
YIN Guangzhi,LI Wenpu,LI Minghui,et al.Permeability properties and effective stress of roal coal under loading-unloading conditions[J]. Journal of China Coal Society,2014,39(8):1497-1503.
[10] 薛东杰,周宏伟,王子辉,等.不同加载速率下煤岩采动力学响应及破坏机制[J].煤炭学报,2016,41(3):595-602.
XUE Dongjie,ZHOU Hongwei,WANG Zihui,et al. Failure mechanism and mining-induced mechanical properties of coal under different loading rates[J]. Journal of China Coal Society,2016,41(3):595-602.
[11]马海峰,李传明,李家卓,等.不同推进速度下煤岩体采动力学行为响应特征与控制[J].中国安全生产科学技术,2016,12(12):74-79.
MA Haifeng,LI Chuanming,LI Jiazhuo,et al.Response characteristics of mining-induced mechanical behavior for coal and rock mass under different advancing speedand itscontrol[J].Journal of Safety Science and Technology, 2016,12(12):74-79.
[12]WANG K, FENG D, ZHANG X, et al.Mechanical properties and permeability evolution in gas-bearing coal-rock combination body under triaxial conditions[J]. Environmental Earth Sciences,2017,76(24):815.
[13]VIETE D R, RANJITH P G.The mechanical behaviour of coal with respect to CO2sequestration in deep coal seams[J]. Fuel,2007, 44(4):387-394
[14]MAJEWSKA Z, MAJEWSKI S, ZIE TEK J.Swelling of coal induced by cyclic sorption/desorption of gas: experimental observations indicating changes in coal structure due to sorption of CO2and CH4Int.[J]. Coal Geol,2010(83):475-483.
[15]WANG K, DU F. The influence of methane and CO2adsorption on the functional groups of coals: Insights from a Fourier transform infrared investigation[J]. Journal of Natural Gas Science & Engineering, 2017(34):811-822.
[16]闫露.煤岩体的强度准则研究[D].重庆:重庆大学,2014.
[17]谢文强.高压注水快速消突技术的应用与研究[J].能源技术与管理,2013,38(1):45-47.
XIE Wenqiang.Application and research of high pressure water injection to eliminate outburst danger quickly[J].Energy Technology and Management,2013,38(1):45-47.