玉华矿4-2煤裂隙煤岩三轴压缩破坏机理研究

任建喜，陈首佳，岳 东，霍小泉，袁增云，范志海，寇义民，侯正利

（1.西安科技大学 建筑与土木工程学院，陕西 西安 710054；2.陕西陕煤铜川矿业有限公司，陕西 铜川 727000；3.陕西陕煤铜川矿业有限公司 玉华煤矿，陕西 铜川 727000）

玉华煤矿2410工作面具有地质条件复杂、构造面多、围岩节理发育完全的特点。工作面回采过程中煤巷顶板下沉量大、两帮收敛严重，影响了安全生产，急需返修。通过深孔钻孔窥视发现，煤巷围岩含有大量发育裂隙，由于裂隙的存在，导致煤层的物理力学性质与完整煤岩体有显著的差异。

早在20世纪中期，已经有学者注意到岩石的裂隙在很大程度上影响着岩石的强度[1]。目前，对裂隙岩石的裂纹扩展规律及贯通破坏模式、力学机制方面已取得较多的研究成果，丰文清等[2]定量描述了裂隙大小的方法和指标，并引用损伤力学的观点和岩石强度理论对该关系式进行了理论分析。肖桃李等[3]进行了预制单裂隙类岩样三轴压缩试验，得出来围压是试样宏观破裂模式的主要影响因素。黄彦华等[4-5]进行了裂隙类砂岩试样三轴压缩试验,得到了裂隙岩样峰值强度、裂纹损伤阈值等随围压变化的规律。余明坤等[6]采用聚乳酸树脂材料和预埋云母片的方法制作类岩石裂隙试件，进行了分步开挖卸载试验研究。结果表明：法向应力较低时，更易引起裂隙尖端拉伸裂纹的扩展；法向应力较高时，更易引起剪切裂纹的萌生与扩展。吴钰[7]等运用RFPA2D数值模拟软件研究了裂隙数量及倾角对岩石破坏特征的影响。结果表明：单裂隙岩样表现出以拉剪破坏为主的渐进破裂模式；双裂隙岩石表现为拉裂破坏与压剪破坏的组合模式。

目前，研究煤岩变形破坏规律的成果较多[8-24]，而研究裂隙煤岩的成果较少。更少有学者涉及三轴压缩条件下的裂隙煤岩变形破坏机理的试验研究。为此，采用三轴压缩试验系统进行不同围岩下玉华矿4-2煤完整煤岩和不同裂隙倾角煤岩三轴压缩试验，结合声发射监测系统，研究不同围压下裂隙煤岩的破坏机理。

1 试样制备及试验方法

1.1 裂隙煤岩的制备

试验所采煤岩样品取自2410工作面，煤层埋深600 m，平均厚度5.9 m。利用岩心钻取机匀速沿垂直层理方向加工成国际标准圆柱准50 mm×100 mm。采用超声波检测设备对煤岩样进行无损监测，筛选出平均纵波波速在1 600 m/s左右的煤岩试件进行试验。将已筛选好的标准试件，采用直径为0.5 mm金刚石线对标准试件进行切缝沿45°和60°方向切割，预制裂隙宽度不大于0.55 mm，裂隙煤岩裂隙参数与照片如图1。

图1 裂隙煤岩裂隙参数及照片Fig.1 Fracture parameters and photos of fractured coal and rock

1.2 试验设备

1）三轴试验平台。试验采用TAW—1000微机控制岩石高温三轴试验系统，主要参数如下：①最大轴向力为1 000 kN，最大围压为80 MPa，精度为±1%；②设备可采用位移、载荷和变形3种方式控制。变形测控范围：轴向0～10 mm，径向0～8 mm。

2）声发射监测系统。声发射装置采用美国物理声学公司（PAC）生产的DISP系列8通道全数字化声发射监测系统。该系统具有全数字化、计算机一体化CAT系统、并行DSP处理系统、AE特征参数与波形同时采集等技术特点，既可以实时采集，也可以对声发射采集数据全过程回放，可多窗口实时显示，具有强大的3维定位功能。

1.3 试验方法

选取煤岩波速相近的27个试件，分为9组，每组3个试件，进行三轴压缩试验，三轴压缩试验方案设计见表1。

表1 三轴压缩试验方案设计Table 1 Triaxial compression test scheme design

首先施加0.5 kN的轴向压力以固定煤岩试样，采用0.01 MPa/s的速率施加围压至σ3到达预定值，在保持围压稳定之后采用轴向变形控制，以0.05mm/min的速度施加轴压。围压分别为5、10、15 MPa，并辅以声发射系统进行实时监测，保证加载数据和声发射的数据同步。为有效过滤噪音信号对声发射结果的影响，信号门槛值设置为45 dB，采样频率为1 MHz。

2 试验结果及分析

2.1 完整煤岩三轴压缩破坏机理

完整煤岩三轴压缩试验结果见表2，完整煤岩应力-应变曲线和煤岩破坏照片及素描图如图2。

表2 完整煤岩三轴压缩试验结果Table 2 Triaxial compression test results of complete coal and rock

由图2（a）和图2（b）可知，煤岩在三轴压缩状态下，无压密阶段，其应力-应变曲线主要分为3个阶段，分别为弹性、屈服、破坏或峰后软化段3个阶段。这说明在5、10、15 MPa 3种围压下，围压对煤岩的压密作用明显。试件煤岩在施加围压阶段已经基本完成压密。完整煤岩试件的偏应力-应变曲线弹性阶段很长，曲线阶段则很短。且随着围压的升高，弹性阶段曲线越陡，弹性模量越大。在三轴压缩条件下，除较低围压（σ3=5 MPa）时，煤岩峰后延性破坏特征明显，随着围压升高，峰后应力跌落幅度明显增强。可见，围压对煤岩脆延性转化具有明显的影响。

图2 完整煤岩应力-应变曲线和煤岩破坏照片及素描图Fig.2 Complete coal rock stress-strain curves and coal rock failure photos and sketches

由图2（c）～图2（e）可知，完整煤岩在围压5 MPa下，局部呈剪切破坏，说明煤岩在低围压下，内部节理裂隙压密不完全，局部节理发育更容易导致其局部剪切破坏；在10 MPa和15 MPa下，整体呈剪切破坏。这说明在高围压下煤岩压密逐渐完全，煤岩体自身节理对破坏角度影响减小。

2.2 裂隙煤岩三轴压缩破坏机理

裂隙煤岩三轴压缩试验结果见表3，不同围压不同裂隙角度煤岩下应力-应变曲线如图3和图4。

图3 45°裂隙煤岩应力-应变曲线与煤岩破坏照片及素描图Fig.3 Stress-strain curves of coal and rock with 45°fracture and photos and sketch of coal and rock failure

图4 60°裂隙煤岩应力-应变曲线与煤岩破坏照片及素描图Fig.4 Stress-strain curves of coal and rock with 60°fissure,photos and plain graphs of coal and rock failure

表3 裂隙煤岩三轴压缩试验结果Table 3 Triaxial compression test results of fractured coal and rock

在三轴压缩状态下，完整煤岩应力-应变曲线峰后呈平滑式应变软化，60°裂隙煤岩应力-应变曲线会呈现平台式软化，且应力-应变曲线峰后跌落程度更高。分析认为，主要是由于应力作用下预制裂隙尖端微裂隙的萌生、扩展及贯通，加剧了裂隙煤岩的破坏，即应力-应变曲线上应力的跌落与裂纹扩展行为相对应。

由裂隙煤岩破坏照片及素描图可知，裂隙煤岩相比与完整煤岩的破坏都集中于试件下部，这是由于预制裂隙导致试件中部偏心受压导致的。在5 MPa和10 MPa下，45°裂隙煤岩样呈现出由直剪破坏向斜剪破坏过度的破坏形态，当围压增大到15 MPa时候，煤岩完全呈斜剪破坏，且随着围压的增大，破裂角度增加明显。出现这一现象，可能由加载过程中在裂隙尖端，产生应力集中，裂隙两边产生应力差，相当于煤岩受剪切荷载，低围压下，煤岩强度较低，煤岩抗直剪变形能力弱，进而表现出直剪破坏和斜剪破坏的复合破坏形态。随着围压升高，煤岩强度升高，煤岩抗直剪变形能力得到提升，因此破坏时，只表现为斜剪破坏。对于60°裂隙煤岩，煤岩下部的裂隙发育完全，60°裂隙煤岩沿裂隙产生剪切破坏。分析可能是由于在加载过程中裂隙闭合，煤岩沿裂隙产生剪切破坏。

2.3 煤岩物理力学参数劣化分析

2.3.1 煤岩峰值强度

为分析煤岩三轴压缩强度与裂隙关系，进行对不同围压完整煤岩和裂隙煤岩三轴压缩强度进行分析，煤岩峰值强度与裂隙关系如图5，图中σP为偏应力峰值强度；σs为轴向压缩峰值强度；α为裂隙倾角。在相同围压作用下，与完整煤岩相比，裂隙煤岩的三轴压缩强度均大幅度减小。由表2和表3数据，对煤岩三轴抗压强度和围压进行线性拟合，煤岩峰值强度与围压关系如图6。

图5 煤岩峰值强度与裂隙关系Fig.5 Relationship between peak strength of coal and rock and fracture

图6 煤岩峰值强度与围压关系Fig.6 Relationship between peak strength of coal and rock and confining pressure

煤岩峰值轴向应力σs与围压σ3关系拟合如下：

完整煤岩：

σs＝8.276 1＋6.740 34σ3－0.148 16σ32，R2＝1。

45°裂隙煤岩：

σs＝－5.032 02＋8.346 36σ3－0.311 7σ32，R2＝1。

60°裂隙煤岩：

σs＝40.715 9－3.329 77σ3＋0.275 72σ32，R2＝1。

从图6拟合曲线可得，裂隙煤岩和完整煤岩在围压增加时，三轴压缩强度也在增加，呈非线性增加趋势。完整煤岩三轴压缩强度相比于裂隙煤岩三轴压缩强度增长幅度显著，说明整煤岩三轴压缩强度对围压的敏感程度最高，45°裂隙煤岩次之，60°裂隙煤岩对围压敏感性最低。综合图5及图6可得，45°裂隙煤岩相比完整煤岩三轴压缩峰值强度在围压5、10、15 MPa分别降低25.16%、24.02%和30.26%，平均降低26.48%。60°裂隙煤岩相比与完整煤岩三轴压缩峰值强度在围压5、10、15 MPa分别降低19.11%、42.51%、30.56%，平均降低30.72%。60°裂隙煤岩相比与45°裂隙煤岩在10 MPa强度劣化更显著，随着裂隙倾角的增加煤岩，煤岩中部产生I型裂纹，直接破坏了煤岩的整体性，造成煤岩峰值强度劣化显著。

2.3.2 煤岩弹性模量

通过三轴压缩试验数据得出不同围压下完整和裂隙煤岩的弹性模量，对弹性模量和围压进行线性拟合，煤岩弹性模量与围压关系如图7。

图7 煤岩弹性模量与围压关系Fig.7 Relationship between coal rock elastic modulus and confining pressure

煤岩弹性模量E与围压σ3关系拟合结果如下：

完整煤岩：

E＝2.005＋0.035 51σ3－0.001 37σ32，R2＝1。

45°裂隙煤岩：

E＝2.905-0.068 8σ3+0.005 68σ32，R2＝1。

60°裂隙煤岩：

E＝1.84+0.128 1σ3-0.006 06σ32，R2＝1。

从图7可得，裂隙煤岩弹性模量的劣化受到裂隙影响较大。45°裂隙的煤岩弹性模量在围压5、10、15 MPa分别下降21.37%、33.46%、25.84%，弹性模量平均损失26.89%。这是由于预制裂隙的存在，造成煤岩的整体性降低，导致三轴压缩试验过程中裂隙煤岩相比于完整煤岩更早进入塑性阶段，并在预制裂隙尖端成微裂隙并发育贯通，造成了煤岩弹性模量的降低。完整煤岩的弹性模量对围压敏感度高，含有裂隙的煤岩弹性模量敏感性低，当裂隙倾角增加到60°时围压对煤岩弹性模量基本没有影响。

2.3.3 煤岩泊松比

综合表2和表3可得，围压5、10、15 MPa下完整煤岩的峰值轴向变形分别为0.012 0、0.013 5、0.015 8，裂隙煤岩峰值轴向变形为0.010 1、0.015 8、0.014 9。随着围压的增加，完整煤岩与裂隙煤岩的峰值轴向变形整体都呈增加的趋势，说明随着围压增加，煤岩延性增加，煤岩的轴向变形能力得到了增强。从表2和表3得出不同围压下完整和裂隙煤岩的泊松比，对泊松比和围压进行曲线拟合，煤岩泊松比与围压关系如图8。

图8 煤岩泊松比与围压关系Fig.8 Relationship between Poisson’s ratio and confining pressure

煤岩泊松比μ与围压σ3关系拟合结果如下：

完整煤岩：

45°裂隙煤岩：

60°裂隙煤岩：

完整煤岩泊松比随着围压增加，呈显著减小的趋势。随着围压的增高，煤岩侧向变形的约束能力增加，侧向变形增加量远小于轴向变形增加量，造成煤岩泊松比减小。裂隙煤岩泊松比随着围压增加，显著呈增大的趋势。这是由于在高围压下煤岩在破坏阶段沿着裂隙进行滑移，裂隙煤岩试件侧向变形进而显著增加，导致了随着围压增加泊松比增幅较大。

3 裂隙煤岩破坏过程声发射特性分析

当材料受外力作用或内力超过屈服而产生变形或断裂时，以弹性波的形式释放出应变能的现象叫声发射，声发射信息能很好地反映煤岩内部的破裂损伤，声发射与裂隙的扩展、贯通等演化规律具有密切的关系，现采用声发射振铃计数对三轴压缩裂隙煤岩破坏全过程的声发射特征进行分析[8-10,13,18]。

3.1 完整煤岩三轴压缩声发射特征

不同围压完整煤岩三轴压缩声发射振铃计数与应力应变曲线如图9。

图9 完整煤岩三轴压缩声发射振铃计数与应力应变曲线Fig.9 Complete coal rock triaxial compression acoustic emission ringing count and stress-strain curves

从图9可以看出，在围压5 MPa下完整煤岩压密不完全，完整煤岩的原生孔隙一定程度被压密，在局部发生剪切破坏，破裂面面积小，振铃计数相对较少。当围压增加至10 MPa和15 MPa时，完整煤岩的原生孔隙被压密完全，整体呈剪切破坏，破裂面积大，振铃计数相对较多。

3.2 裂隙煤岩三轴压缩声发射特征

不同围压裂隙煤岩三轴压缩声发射振铃计数与应力应变曲线图10和图11。

图10 45°煤岩三轴压缩声发射振铃计数与应力应变曲线Fig.10 Ringing count and stress-strain curves of 45°coal triaxial compression acoustic emission

对比图9、图10和图11可得：

图11 60°煤岩三轴压缩声发射振铃计数与应力应变曲线Fig.11 Acoustic emission ringing count and stress-strain curves under 60°triaxial compression of coal and rock

在围压5 MPa下完整煤岩ε1到0.01左右时，煤岩进入塑性阶段，声发射振铃计数开始显著增加。裂隙煤岩ε1到达0.006左右时，开始出现明显的振铃计数，说明裂隙产生的初始的损伤，由于裂隙尖端产生的集中力，造成煤岩样更早进入塑性阶段。

在5 MPa下裂隙煤岩累计振铃计数显著大于完整煤岩，发生这一现象的主要原因是在围压5 MPa下完整煤岩仅发生局部的剪切破坏，破坏程度小，进而破坏产生的累计振铃计数小于裂隙煤岩累计振铃计数。

随着围压的升高，完整煤岩的弹性阶段相比围压5 MPa下更长，吸收的能量越多，破坏时产生的振铃计数越多。而对于裂隙煤岩在围压15 MPa下的累计振铃数小于围压10 MPa，这是由于在随着围压升高，使得裂隙煤岩由复合破坏形式转变为斜剪破坏，煤岩破坏模式的转变减小了弹性波的释放，进而出现了在围压15 MPa下累计振铃计数减小的现象。

4 结论

1）裂隙对煤岩三轴压缩强度影响显著，在5、10、15 MPa下，峰值强度平均下降26.48%；预制裂隙降低煤岩的整体性，在三轴压缩试验过程中裂隙煤岩更早进入塑性阶段，导致了煤岩弹性模量的降低；裂隙煤岩在较高的围压下侧向变形增加显著，表明较高围压时裂隙煤岩相比于完整煤岩扩容变形能力更强。

2）45°裂隙煤岩宏观破裂模式受裂隙倾角和围压的共同影响。当围压较小时，破裂形态受裂隙倾角的影响较大，当围压增大到一定程度后，裂隙倾角的影响逐渐减弱，围压的作用开始显现呈斜剪破坏模式；60°裂隙煤岩在低围压下仅沿裂隙发生剪切破坏，随着围压升高，60°裂隙煤岩在裂隙出产出I型裂纹。

3）在相同围压下，随着裂隙角度的增加，煤岩力学参数劣化显著。相同围压下，裂隙倾角与振铃计数呈正相关，说明随着裂隙倾角的增加煤岩破坏程度越高。

4）煤岩裂隙和深埋是影响4210工作面煤巷严重破坏的重要因素，在煤巷返修支护设计应充分考虑裂隙和围压对煤巷围岩变形的影响。控制裂隙煤岩变形和顶板松动爆破泄压是进行煤巷返修支护设计参数确定时需要重点考虑的问题。