高应力下煤岩破坏特征试验研究

高应力下煤岩破坏特征试验研究

1煤岩加、装卸力学特性的研究随着社会经济发展和能源需求的不断增长，中国在很大时期内坚持以煤炭为主体的全面能源战略。然而，由于我国煤炭在-1000m以下资源量占总资源量的53%，储藏埋深大、地应力高，加之采动作用破坏了原岩应力状态，引起煤体内部应力场重新分布，尤其在工作面回采过程中，采掘卸压作用和超前支承压力的出现，会导致煤体承载力发生改变，使煤体始终处于加、卸载状态。这对开采中出现的冲击地压、煤与瓦斯突出等煤矿动力灾害防治带来了新的挑战。同时，也对顶煤冒落、支架受力、煤巷维修等有直接影响。因此，在开采深度日趋加深的今天，为探索深部煤炭资源的可采性、对煤矿灾害的发生进行科学预判，开展高地应力环境下煤岩加、卸载力学行为研究，具有重要的理论价值和现实意义。多年来，国内外对三轴条件下煤岩的加、卸载力学特性已进行了较深入的研究。在加载条件下，早在20世纪60年代，D.W.Hobbs就研究了围压对煤样的强度和应力–应变特征的影响；R.H.Atkinson和H.Ko则对美国6个州的煤岩强度特征进行了研究；T.P.Medhurst和E.T.Brown采用大试件对煤岩的强度准则和从轴向劈裂向剪切过渡的破坏机制进行了研究。在国内，孟召平等对不同围压条件下煤样的变形和强度特性进行了研究；王宏图等对单一及复合煤岩在三轴不等压应力状态下的变形及强度特性进行了研究；许江等则对含瓦斯煤岩的变形特性和强度特性进行了研究。而在卸荷条件下，苏承东等研究了煤岩的变形破坏及其声发射特性；尹光志等研究了不同卸围压速度对含瓦斯煤岩力学特性的影响；蒋长宝等研究了含瓦斯煤岩分级卸围压变形特征；黄启翔等则研究了煤样轴向力学参数随围压的变化过程；吕有厂和秦虎对含瓦斯煤岩卸围压力学特性及能量耗散进行了分析。不言而喻，这些研究成果有力地丰富了三维应力状态下煤岩的加、卸载力学理论。将其归纳起来，不难发现有以下几个特点：(1)试验试件有原煤样和型煤样2种，但由于加工困难、均质性差等原因，采用原煤样的研究总体较少。(2)试验大多是在中低围压条件下进行，尤其采用型煤样的试验，围压大多小于10MPa。(3)对煤样力学特性研究比较单一，或散而不聚，系统性不足。可见，采用原煤样进行高应力条件下煤岩三轴压缩、卸荷力学特性方面的系统性研究尚不多见。然而，这对于实际处于高地应力环境下的深部采动煤层可采性研究却凸显了难得之处。基于这一思路，本次研究以淮南矿区望峰岗井-780m标高的B10煤层为研究对象，对高应力条件下煤岩三轴压缩力学特性进行研究。研究结果可为深部高应力坏境下煤炭资源的安全、高效开采及煤与瓦斯突出灾害防治提供理论依据及关键数据。2试验条件和试验计划2.1ts815.4岩石三轴力学试验系统高应力下煤岩三轴力学试验是在长江科学院水利部岩土力学与工程重点实验室的MTS815.04岩石三轴力学试验系统(见图1)上进行的。该系统是电液伺服控制的专门进行岩石及混凝土试验的多功能刚性压力装置，配有伺服控制的全自动三轴加压和测量系统。试验中围压采用应力控制，轴压采用位移(LDVT)控制。2.2制件标准试件的准备试验煤样取自淮南矿区谢一矿望峰岗井-780m水平B10煤层的原状块煤。对原煤已进行的考虑层理面方向效应的巴西劈裂及单轴压缩试验研究结果表明：B10煤层在垂直和平行于层理面方向的抗拉强度均具有比较明显的离散性，但前者离散程度更大；而在垂直和平行于层理面方向的单轴压缩特性均具有一定的离散性，但后者离散性更大。可见，B10煤层在不同层理方向上力学特性的离散性不同。因此，为保持煤样力学性质的稳定，尽可能减少其离散性对试验结果的影响，针对B10煤层以水平层理为主、层理性较强的特点。加工、选取试验试件时，采取以下几项措施：(1)先采用ZS–100型岩石钻孔机，尽可能在取自同一位置的大块原煤上钻取煤芯，以确保煤样宏观煤岩成分稳定；(2)采取刘恺德等采用的方法，使钻取煤芯的轴向与层理面垂直，并根据煤和岩石物理力学性质测定方法，对钻取的轴向与层理面垂直的煤芯进行切割、打磨，精加工成uf06650mm×100mm原煤标准试件(见图2);(3)对加工好的标准试件进行察验，初选，为尽量降低其离散性，尽可能剔除肉眼可见缺陷及结构不均匀的煤样；(4)对初选好的标准试件再进行密度计算及声波测试(见图3,4)，尽量选择密度、纵波速率相近的煤样(见表1)，进一步降低煤岩力学性质的离散性可能对试验结果造成的影响。2.3煤样的压压试验采用常规三轴全过程试验方法，根据相关规范，为避免试验过程中液压油进入煤样内，使煤岩力学特性参数的测定受到影响，首先将煤样用热缩胶套包裹好；然后，对煤样施加围压，使uf0731=uf0732=uf0733；再采用轴向冲程控制(0.001～0.003)mm/s，加载至试样破坏为止。试验初步选取煤样10个，预定围压分别为10,20,30,40,50MPa，先按每个围压下进行2次试验计划，针对2次试验效果均差的情况，再次补做。3试验结果与分析试验得到不同围压下典型煤样的三轴压缩偏应力–应变全过程曲线如图5所示，图中，分别表示轴向、侧向、体积应变。需说明，图5(a)所示的应力–应变曲线是由与本次试验试件取自同一煤层的煤样SW–5，在RMT–150C岩石力学试验机上进行单轴压缩试验所得的结果。试验数据整理结果如表1所示，表1中，D为煤样直径；H为煤样高度；为初始围压；ρ为煤样密度；VP为纵波波速；为峰值强度；为峰值轴向应变；为峰值侧向应变；E为三轴弹性模量；为泊松比；E50为变形模量；为峰值体应变；为断口破裂角。4围压下煤岩常三轴压缩曲线为清晰显示围压变化对煤岩变形特性的影响机制，将图5给出的6种围压下的煤岩常三轴压缩曲线，绘制在同一坐标系下(见图6)进行对比分析，图6中数字表示围压的值，单位为MPa。4.1围压对煤岩脆延性转化的影响分析图5,6所示不同围压下煤岩的偏应力–应变曲线形态可知：(1)对于曲线，单轴压缩状态下，明显呈现出压密、弹性、屈服和破坏4个阶段，其中，压密段较长。而三轴条件下，除较低围压(=10MPa)下存在较短的压密段(见图5(b))，随着围压的升高，压密段不再明显，几乎与弹性阶段难以区分，能够清晰分辨的主要有弹性、屈è服E、破坏或峰后软化段3个阶段。显然，高围压对煤岩的压密作用是明显的，初始压密作用在施加围压过程中已经基本完成。(2)偏应力–轴向应变曲线峰前弹性段很长，屈服段则较短，且弹性段的陡缓程度受围压影响显著，围压越大，峰前曲线越陡，弹性模量越大。这一点从弹性模量与围压关系的回归曲线(见图7)中也可以看出。(3)单轴荷载条件下，煤岩脆性破坏特征明显，峰后应力跌落迅速，残余强度几乎为0，而三轴压缩条件下，除较低围压(σ3=10MPa)时，煤岩峰后脆性破坏特征比较明显外，其余曲线随着围压升高，峰后应力跌落幅度依次减弱，且陡降趋势逐渐收敛得光滑圆融，开始呈现出延性破坏特征，且围压越高，峰后延性特性越明显，当围压达到50MPa时，峰后uf0651几乎呈现塑性流动状态。可见，围压对煤岩脆延性转化有明显的影响，原因在于，脆性和延性变形破坏模式存在着相应的物理机制。其中，与脆性破坏对应的是破裂、摩擦(指接触摩擦)，以及碎裂流动(颗粒或块体之间的相对运动和相互挤碎)；与延性破坏对应的则是塑性流动，包括由位错、扩散、超塑性等机制所引起的固体流动。当围压由低到高变化时，煤岩脆–延性转变的实质是变形机制的转变，转变过程有利于煤样产生非弹性变形，而非弹性变形组分的增加，反映在宏观变形性态上，则表现为非弹性屈服变形。也即通过对脆性破裂的抑制，限制了以破裂方式消耗变形能，转而在能量方面为煤介质的活化和塑性成分效应的增强提供了必要条件。显然，围压升高对煤岩脆–延性转变的影响也在一定程度上反映了构造煤形成过程中，构造应力在煤层发生碎裂或强烈的韧塑性变形及流变迁移过程中的作用。(4)峰值轴向应变随着围压的增加呈抛物线趋势增加(见图8)，表明围压的增加强化了煤样在轴向上承受更大压缩变形的能力。(5)由图6可见，在不同围压条件下，煤样峰前侧向应变曲线几乎均为线弹性；峰值侧向应变随围压的增加呈线性增加趋势(见图9)；峰后侧向应变变化，除单轴条件下呈水平线增长，其余曲线变化趋势与轴向应变基本相同，但增速缓慢。4.2围压对煤岩宏观形态的影响图10为不同围压下煤岩的差应力–体积应变曲线，其中，体积应变按公式确定。结合图5容易发现，在常三轴条件下，煤岩与中硬岩的扩容机制相比有明显差别。根据朱杰兵等对砂岩、花岗岩的三轴压缩力学特性研究，中硬岩的体应变曲线不论围压大小，均从峰前屈服段即开始扩容，峰后表现更加剧烈。而煤岩的体应变曲线则具有以下几个特点：(1)除在单轴条件下具有压密阶段外，其他围压下，在峰前基本呈线弹性段向右延伸变化。(2)在单轴条件下，在接近峰值前曲线已开始向左拐，呈现出扩容机制，到达峰值后扩容则更加明显。为凸显整体布局，图10中略去了单轴压缩曲线的部分峰后段。(3)当围压为10MPa时，曲线则几乎在到达峰值时才向左拐，开始扩容，表现出扩容受围压制约而滞后的特点，峰后扩容亦较单轴时减慢。(4)在围压升高至20MPa或更大时，从峰前至峰后破坏，曲线始终向右延展，且峰后变化加剧。表明，在高围压下煤岩受到压缩时不仅无扩容表现，反而体积在不断收缩。从图11所示的峰值体应变与围压的关系曲线同样可以看出，随着围压的增加，峰值体应变呈二次抛物线形式增加，且均为正值。表明，峰值轴向应变明显大于2倍横向峰值应变，且围压的增加使峰值体应变进一步加剧，但增大速率逐渐减弱。这反映了煤岩的微细观多孔裂隙结构有别于其他岩石。原因在于，煤中裂隙(包括内生和外生裂隙，对于完整煤样，这里主要指内生裂隙，即割理，割理是煤中天然存在的裂隙，一般呈相互垂直的面、端割理2组出现，且与煤层层理面垂直或高角度相交)的存在，将煤分成若干基质块，基质块中含有大量的微小孔隙，但与割理相比孔隙率明显趋低，加之层理为煤层的主要构造标志。分析认为，高应力下轴向压缩至煤样破坏时，由层理和割理共同组成的割理系统被破坏，压密是导致体积收缩的内因；从宏观表现上看，在高应力环境下煤样受力时，高围压对侧向扩容的抑制作用强于孔隙骨架的支撑作用。5对强度和破坏的特征分析5.1煤样的破坏方向分析煤样在三轴压缩条件下的破坏形态如图12所示。其中，单轴压缩条件下煤样SW–5的破坏时，同时含有剪切和劈裂2种破坏模式，属剪张复合型破坏；而三轴条件下，煤样的破坏断口清晰，明显以宏观单一破坏面的剪切破坏为主。且围压较低时，宏观破裂面达到或接近煤样的两端，随着围压的增大，主断口方向有从端部向侧面过渡的趋势。对断口破裂角，即破断角q(断口方向与最大主应力方向的夹角)的实测发现，在10～50MPa五种初始围压下，大小为23°～35°(见图12)，且随着围压的增加，以二次抛物线趋势增加(见图13)，二者关系的拟合曲线为5.2围压对煤岩三轴压缩强度的影响由于煤样的破坏模式以剪切破坏为主，根据Coulomb强度准则，其抗剪强度τm可由黏聚力c和内摩擦角确定，表示为式中：为破坏面上的正应力。当以主应力形式表示时，Coulomb强度准则变为式中：m为围压对轴向承载力的影响系数；b为单轴压缩条件下，煤样完全剪切破坏时对应的强度。二者与黏聚力c和内摩擦角的关系可分别表示为由式(4)可得式(3)表明，单个给定煤样承受的最大轴向应力与围压呈线性关系。由试验结果回归分析，可得到煤样的峰值强度与对应围压的关系。需要说明的是，由于单轴条件下煤样的破坏模式属剪胀型破坏，其单轴压缩强度并非完全由剪切破坏所致，明显偏低。因此，为了尽可能真实反映围压对煤样三轴压缩强度的影响特征，在确定煤样强度准则的回归计算中，单轴压缩强度不宜纳入。为此，根据表1的试验数据，分别以为纵、横坐标(见图14)进行拟合回归分析。分析表明，峰值强度对围压的敏感性很强，且的增加呈线性增加，相关性良好，二者关系曲线为于是，将Coulomb强度准则包络线式(3)与式(1)对比，可得m,b分别为：m=2.3816,b=39.3289，将其代入式(5)可求得煤岩的c，φ值分别为12.74MPa,24.11°。同时，还可根据煤样三轴试验结果，以剪切面上的正、剪应力分别为横、纵坐标，先绘制初始围压分别为10,20,30,40,50MPa时的Mohr应力圆(见图15，图中括号外数字表示围压，括号内的数据分别为圆心横坐标、半径，单位均为MPa)，再绘制Coulomb强度曲线和包络线。强度曲线表示煤岩临界破坏时剪应力与正应力的关系，其与轴的夹角为内摩擦角，在轴上的截距为黏聚力c，从而可得煤岩三轴压缩抗剪强度参数c，值分别为12.70MPa,24.13°。显然，2种方法计算得到的煤岩强度参数c，值非常吻合，事实上，2种方法都是以剪切面剪、正应力与轴、围压关系为基础的，2种方法求得的强度参数本质上应该是一致的。出现偏差的原因主要在于2种方法在数据处理上的差异。处理时，可以取二者的平均值为宜，由此可得c，值分别为12.72MPa,24.12°。5.3．不同围压下的m根据<CBoulomb强度准则，可得破断角为于是，由已求得的值可得=32.94°，显然，是一个定值，即不随围压变化而变化。这一角度值处于试验煤样破断角大小范围的偏大部位，并不能全面反映试验中破断角的变化情形，与式(1)表示的破断角随初始围压的变化规律相悖。原因在于，无论在主应力坐标下表示的Coulomb强度准则，其包络线均为一条直线，最终求得的内摩擦角是唯一的，因而破断角值是唯一的。而事实上，根据M