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構造煤組合體單軸加載下裂隙演化及分形規律

2023-05-08 13:17:46趙鵬翔劉云川韓霜瑩劉妍群劉瑩瑩曹聰穎王玉龍
西安科技大學學報 2023年6期

趙鵬翔 劉云川 韓霜瑩 劉妍群 劉瑩瑩 曹聰穎 王玉龍

摘 要:為研究不同占比的構造煤-原生質煤組合體壓裂后的裂隙演化規律及分形特征,運用單軸加載試驗手段,得到了5種不同占比構造煤組合體的裂隙長度、角度及分形維數演化規律。結果表明,隨構造煤占比的增大,組合體抗壓強度、彈性模量均呈減小的趨勢,而峰值應力應變呈增大的趨勢,組合體整體特性向構造煤的脆性特性靠近,破壞形式從剪切破壞逐漸過渡到拉伸破壞。隨構造煤占比的增大,主裂隙擴展時間占比由14%增大至59%,主裂隙平均擴展速率由0.76 mm/s增長至2.34 mm/s,主裂隙角度平均變化速率由3.07°/s減小至0.70°/s,煤體交界處的主裂隙角度和主裂隙角度平均變化速率均逐漸減小。隨著不斷的加載,組合體分形維數逐漸增大,各峰值應力處分形維數普遍分布在0.99~1.31。隨著主裂隙角度的變化,全原生質煤試件主裂隙不同角度的分形維數逐漸減小,全構造煤試件主裂隙不同角度的分形維數逐漸增大,其他占比的構造煤組合體不同角度的主裂隙分形維數均先增加后減少,且其變化均發生在各自的煤體交界處。揭示了不同占比的構造煤組合體在加載過程中的裂隙擴展與角度的有關變化規律,為煤礦安全開采提供理論依據。

關鍵詞:構造煤組合體;單軸加載試驗;裂隙演化;主裂隙發育角度;分形特征

中圖分類號:TD 712

文獻標志碼:

A

文章編號:1672-9315(2023)06-1035

-10

DOI:10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2023.0601開放科學(資源服務)標識碼(OSID):

Fracture evolution and fractal law of tectonic coal

combinations under uniaxial loading

ZHAO Pengxiang1,2,3,LIU Yunchuan1,HAN Shuangying1,LIU Yanqun1,

LIU Yingying1,CAO Congying1,WANG Yulong1

(1.College of Safety Science and Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China;

2.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention,Ministry of Education,

Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China;

3.Western Engineering Research Center of Mine Gas Intelligent Drainage for Coal Industry,Xian 710054,China)

Abstract:In order to study the crack evolution law and fractal characteristics of the combinations of

different tectonic coal-protoplasmic coal proportions after fracturing,the evolution law of crack length,angle and fractal dimension of five different proportions of tectonic coal combinations were obtained by uniaxial loading experiment.The results show that with the increase of the proportion of tectonic coal,the compressive strength and elastic modulus of the combination show a decreasing trend,while the peak stress-strain show an increasing trend.The overall characteristics of the combined body are close to the brittle characteristics of the structural coal,and the failure mode gradually changes from shear failure to tensile failure.The proportion of the main crack growth time gradually increases from 14% to 59%,the average expansion rate of main fracture increases from 0.76 mm/s to 2.34 mm/s,and the average change rate of the main crack angle gradually decreases from 3.07°/s to 0.70°/s,the change rate of main crack angle and average main crack angle at the junction of coal body both decrease gradually.With constant loading,the fractal dimension values of tectonic coal combination increase gradually,and the peak stress disposition dimension is generally distributed in the range of 0.99~1.31.With the change of the main crack angle,the fractal dimension of the main crack angle of the whole protoplasmic coal specimen at different angles decreases gradually,and the fractal dimension of the main crack angle of the whole tectonic coal specimen at different angles increases gradually.The fractal dimension values of the main fractures at different angles of the tectonic coal combination with other proportions increases first and then decreases,and the changes occur at the junction of their respective coal bodies.In this paper,the law of crack expansion and angle change of tectonic coal combinations with different proportions during loading are revealed,which provides a theoretical basis for the safe mining of coal mine.

Key words:tectonic coal combination;uniaxial loading experiment;crack evolution;main crack angle;fractal feature

0 引 言煤炭是保障中國能源安全的“壓艙石”和“穩定器”,2022年我國煤炭占能源消費總量的56.2%,煤炭需求量大[1-2]。由于煤炭開采時的地應力會使得煤巖中的天然裂隙成為應力集中-釋放區域,導致煤巖穩定性降低,影響滲透特性,不利于煤層氣開采,甚至會引發突水、瓦斯突出、頂板垮塌等安全問題[3-6]。因此,研究煤巖體裂隙演化及失穩破壞特征十分有必要。眾多專家學者對煤巖組合體力學特性及裂紋演化等課題進行了研究。ZHAO等通過物理模擬試驗并結合數值模擬方法研究了不同強度煤巖組合體在單軸壓縮下破壞特征,發現弱膠結軟巖體和煤體呈現拉剪破壞[7-9];趙鵬翔等通過不同煤厚試件單軸壓縮試驗,發現了隨煤厚占比增加,煤巖體的破壞模式由剪切破壞逐漸轉變為拉伸破壞[10];LIU等通過不同類型的煤巖組合體壓縮試驗,研究了巖石強度、界面傾角等因素對煤巖組合體破壞形式及特征的影響,發現不同巖石強度的組合體破壞形式主要為剪切破壞,不同傾角組合體的破壞形式為剪切破壞、滑移破壞[11];ZHAO等通過類巖試件的5種加載速率單軸壓縮試驗,結合二值化成像處理,發現了隨著加載速率的增大,類巖試件的峰值抗拉強度和峰值抗壓強度均增大,并隨著加載速率的增加,裂紋擴展的平均速率呈指數增長[12];左建平等研究發現煤巖組合體隨著應力的不斷增大首先發生破裂的位置出現在煤體處[13];趙洪寶等開展了不同應變率下的復合巖體動態沖擊試驗,發現其發生破壞的密集區域主要位于煤體處,且煤體處裂隙在界面效應的影響下逐步擴展至巖體側[14];UNTEREGGER等開展了三軸加載不同類型條件下的巖石壓縮試驗,并構建了與巖石類型有關的三軸非線性力學模型[15];李地元等通過單軸壓縮試驗及數值模擬結果發現,預制裂隙試件破壞方式以拉伸破壞為主,試件裂隙首先出現在預制裂隙尖端處[16];朱譚譚等研究發現組合型缺陷砂巖預制裂隙傾角對巖體起裂形式有顯著影響[17];LI等通過對具有不同角度裂紋的煤樣進行單軸壓縮試驗,發現裂紋的存在降低了煤的力學性能[18]。構造煤體的物理力學特性和破壞行為相比較普通煤巖體有所不同,因此,張軍偉等研究了構造煤體在不同卸荷速率下的煤體變形特征和力學特性[19];高魁、盧守青等對比研究了原生煤體和構造煤體在力學特性方面的差別,發現原生煤體的抗壓強度遠大于構造煤體,且相同應力下,瓦斯壓力越大,煤體抗壓強度越小[20-21];馮康武研究了單軸加載不同構造煤分層條件下的煤體力學特性,發現隨著構造煤分層厚度的增加,煤體的單軸抗壓強度逐步減小[22]。當前煤巖組合體裂隙發育規律研究與試件分層厚度占比、預制裂隙及試驗加載速率形式等具有一定關聯,但加載過程煤巖裂隙及其角度演化規律的相關研究以及構造煤與原生煤的組合體裂隙演化研究還不夠深入。因此,制作不同分層占比的構造煤與原煤的組合體并開展單軸加載過程的角度變化及其對裂隙發育影響程度的研究,對開采含構造煤煤層具有一定的指導意義。

1 試件制取

1.1 原料選取及制備工藝型煤與原煤的力學規律具有一定相似性,可通過研究型煤來反映原煤的力學規律[23]。試驗煤樣來自山西晉中某高瓦斯礦井的主采工作面。原生質煤、構造煤制作的骨料以各自現場采集煤樣為主,膠結劑選用腐殖酸鈉、石膏,材料選取如圖1所示。

將現場采集煤樣通過巖石粉碎機研磨制作成不同粒徑的煤粉,通過不同孔徑的標準篩(3,1 mm)對煤粉進行篩分[24]。原生質煤試件和構造煤試件的煤粉粒徑分布為0~1 mm∶1~3 mm=0.76∶0.24,成型水分均選用固定比例10%。試件制備系統由高頻沖擊儀、脫模裝置和恒溫恒濕養護箱組成,流程如圖2所示。各設備參數設置如下:高頻沖擊儀設置成型壓力20MPa,穩壓時間15 min,試件恒溫恒濕養護箱設置恒定溫度25 ℃、濕度65%。制備工藝過程如下。

1)準備原料。按照表1、2中的配比號進行的煤粉、腐殖酸鈉、石膏及水等原材料準備。

2)攪拌材料。將已準備好的材料放入容器并充分攪拌。

3)試件制備。將攪拌充分的原料定量稱取并進行裝填-壓制。

4)脫模。將高頻沖擊儀壓制結束的模具放至脫模裝置上進行自動脫模。

5)編號。試件編號為對應的試件配比號。

6)養護。為防止試件表面干裂,將制備好的試件統一放入恒溫恒濕養護箱,設定好參數進行養護,試件養護結束后,將試件從養護箱取出進行自然風干,待其質量不再減少方可進行試驗。

1.2 原生質煤、構造煤試件物理力學特性測試原生質煤(Primary coal)和構造煤(Tectonic coal)試件配比號分別為P-腐殖酸鈉含量、T石膏含量-腐殖酸鈉含量,對不同配比的試件依次進行重量、尺寸、縱波波速測試以及單軸力學試驗,其物理力學特性測試結果見表1、表2。

構造煤、原生質煤各配比對應的試件抗壓強度變化范圍分別在0.5~1.1 MPa、1.6~2.5 MPa。試件的抗壓強度隨著石膏、腐殖酸鈉含量

增加均呈現增大趨勢。構造煤、原生質煤各配比對應試件的縱波波速變化范圍在0.396~0.713 km/s、1.112~1.298 km/s。基于上述試驗結果,不同配比所制作的試件之間有明顯的差異性,并且同一配比所制作的試件具有較好的同一性[25],為后續構造煤組合體制備提供了基礎。

1.3 構造煤組合體試件制備基于現場煤樣力學特征,并結合1.2中不同配

比構造煤、原生質煤試件的力學測試結果,挑選P20、T5-25進行組合體配比,試驗設置5組構造煤占比水平(0%、25%、50%、75%、100%),見表3。每組3個試件,試件尺寸為50 mm×100 mm,

共15個,其中制備完成的煤體采用熱塑管進行粘合[26]。

2

組合體單軸加載破裂下裂隙擴展規律

2.1

組合體加載破裂條件下裂隙演化特征

單軸壓縮試驗采用位移控制加載,加載速率為0.05 mm/s。根據攝像記錄的不同構造煤占比組合體加載破裂過程中裂隙產生、發育及擴展規律。其裂隙演化特征可分為2種不同類型:全構造煤、全原生質煤試件分為內部裂隙壓密、非裂隙產生、裂隙產生發展及破壞階段;構造煤組合體試件分為內部孔隙壓密、非裂隙產生、裂隙擴展貫通及破壞階段[27]。構造煤分層占比為0%、25%、50%、75%及100%的組合體試件加載破裂過程應力-應變-裂隙演化特征,如圖3(a)~(e)所示。

如圖3(a)所示,當軸向應力加載至0.97σc,煤體底部首先出現裂隙,同時在煤體表面快速擴展;當加載至0.99σc,宏觀裂隙迅速貫通;直到最

大承載應力σc時煤體失去承載能力,形成剪切破

壞形式;隨后煤體表面大量煤塊脫落,進入破壞階段。

如圖3(b)所示,當軸向應力加載至0.94σc時,裂隙同時出現在原生質煤體與構造煤體交界面位置;當加載至0.97σc時,試件構造煤體表面部分煤層脫落,原生質煤體裂隙寬度增加;當加載至σc時,原生質煤體表面煤層開始脫落,構造煤體部分內部粉化嚴重,有粉末產生;隨后進入破壞階段,煤體最終形態主要為拉伸破壞。如圖3(c)所示,當軸向應力加載至0.89σc時,裂隙首先出現在構造煤體底部,當加載至0.93σc時,裂隙快速自下而上發育擴展;當加載至0.97σc時,試件構造煤體表面裂隙寬度增加,且有部分裂隙發育至原生質煤體部分;當達到σc時,試件內外裂隙貫通,構造煤體部分大量碎煤塊脫落,內部粉化現象嚴重,原生質煤體只有少量煤塊沿裂隙方向脫落;隨后進入破壞階段,煤體最終形態形成典型的拉伸剪切復合型破壞形式。如圖3(d)所示,當軸向應力加載至0.94σc時,裂隙首先出現在構造煤體底部;當加載至0.96σc時,底部裂隙自下而上快速擴展。當加載至0.99σc時,構造煤體底部裂隙擴展高度達到最大,但并沒有發育到原生質煤體,分析其原因為構造煤強度小于原生質煤且占比較大,試件力學特性主要受構造煤所影響;之后加載至σc,煤體失去承載力,進入破壞階段,構造煤分層占比75%試件表面煤體有大量脫落,粉化現象減弱。如圖3(e)所示,當軸向應力加載至0.58σc時,煤體表面上部開始出現裂隙;當加載至0.99σc時,煤體裂隙大范圍貫通,直至達到σc時煤體失去承載能力,形成典型的拉伸破壞形式,且裂隙貫徹整個試件;隨后進入破壞階段,煤體表面大量煤塊脫落,內部粉化嚴重。

2.2

構造煤組合體抗壓強度、彈性模量及峰值應變變化特征分析

構造煤組合體抗壓強度、彈性模量及峰值應力應變隨構造煤厚占比的變化規律如圖4所示。隨著構造煤厚占比增加,構造煤組合體抗壓強度、彈性模量均呈現減小的變化趨勢,其中抗壓強度平均降幅為0.375 MPa,分析其原因為試件力學參數主要受構造煤影響;并且兩者之間存在良好的對應關系;峰值應變隨構造煤厚占比增加呈增大的變化趨勢,變化范圍在3.25%~4.14%,但兩者之間并沒有良好的對應關系。構造煤組合體抗壓強度、彈性模量在構造煤厚占比25%時變化幅度最為顯著,分析其主要原因為不同于全原生質煤試件,構造煤組合體在加載破裂后并沒有瞬間失去承載能力,而是存在一個峰后軟化階段,并在構造煤厚占比25%時十分明顯。

2.3 主裂隙擴展特征

2.3.1 主裂隙擴展長度單軸壓縮下5種占比構造煤組合體峰值應力時的主裂隙形態如圖5所示。

由圖5可知,在組合體中,構造煤體的主裂隙傾角更大,且起裂位置首先出現在構造煤體中,然后向上發育擴展并貫穿整體試件(圖5(e))或只造成部分煤體破壞(圖5(d))。測量、統計圖5中5種構造煤占比組合體的主裂隙長度,如圖6所示。當占比為100%時,試件裂隙最長,原因為構造煤的抗壓強度遠小

于原生質煤抗壓強度;在組合煤體試件中,構造煤占比為25%的試件主裂隙最長,占比為75%的試件主裂隙最短。隨著組合體構造煤占比的增大,主裂隙長度出現先增大再減小最后增大的明顯變化。分析25%占比組合體主裂隙長度增大的原因為試件整體力學性質傾向于原生質煤的力學性質,構造煤部分破壞后試件未達到失穩狀態裂隙繼續向上擴散;50%和75%占比的構造煤組合體主裂隙長度減小的原因為50%占比試件的整體性質受構造煤影響增大,但還要受到原生質煤部分的影響,裂隙在原生質煤部分擴散時試件才達到失穩狀態。75%占比的試件主裂隙最短的原因為構造煤占比較大,裂隙擴散至原生質煤體前試件的構造煤部分已完全貫穿造成試件整體失穩,裂隙難以擴散至原生質煤體。

2.3.2 主裂隙擴展時間及平均速率特征定義單軸壓縮過程中主裂隙未出現時間為t0,裂隙擴展直至組合體破壞時間為t1,單軸壓縮總時間為ta。定義T0為未出現裂隙時間與單軸壓縮總時間之比;T1為裂隙擴展時間與單軸壓縮總時間之比。兩者可以在一定程度上反映出示裂隙擴展時間的快慢,計算公式如下

T0=t0ta

(1)

T1=t1ta

(2)計算得到不同占比構造煤組合體裂隙擴展時間占比關系圖,如圖7所示。由圖7可知,隨著構造煤占比的增大,構造煤組合體整體的破壞向構造煤的脆性破壞特性靠近,主裂隙擴展時間占比由14%逐漸增大至59%。

1)

主裂隙平均擴展速率特征。分別計算出5

種構造煤組合體的主裂隙平均擴展速率,如圖8所示。

由圖8可知,0%、25%、50%、75%和100%占比構造煤組合體主裂隙平均擴展速率分別為0.76,0.73,1.09,1.65和2.34 mm/s,呈逐漸減小趨勢。而25%構造煤組合體裂隙發育速率最慢,分析其原因為相較于其他組合體,組合體構造煤占比較小,裂隙先在構造煤部分快速擴展,裂隙角度發生較大偏轉,未能垂直進入原生質煤部分(圖5),裂隙擴展至原煤部分所需時間更長。2)主裂隙擴展角度特征。通過捕捉圖6的不同構造煤占比組合體主裂隙擴展角度,以垂直于煤體軸向為水平面,得到其主裂隙擴展角度變化次數曲線,如圖9所示。

由圖9可知,全構造煤試件的主裂隙擴展角度變化最頻繁,變化數值最穩定。25%占比構造煤組合體次之。全原生質煤試件初始變化角度值最大,而全原生質煤試件初始變化角度最大。50%占比構造煤組合體主裂隙擴展角度變化幅度最大。構造煤組合體中,隨著構造煤占比的增加,角度值逐漸穩定,且原生質煤體和構造煤體交界處主裂隙角逐漸減小。對角度變化數值進行平均化處理,如圖10所示。由圖10可知,隨著構造煤占比的增加,主裂隙角度平均變化速率由3.07°/s逐漸減小至0.70°/s。

3 構造煤組合體加載破裂分形特征

3.1 構造煤組合體裂隙演化分形維數計算采用計盒維數法對構造煤組合體不同加載階段裂隙網絡對應的分形維數進行計算[28]。其中采用實驗室研發的“計盒-關聯”分形維數一體化綜合分析軟件對已拍攝圖片進行二值化處理,計算步驟如圖11所示。通過上述步驟得出不同構造煤占比組合體試件各加載階段的二值化處理結果,如圖12所示。

3.2

構造煤組合體加載過程表面裂隙分形特征分析

3.2.1

構造煤組合體各加載階段表面裂隙分形特征

根據不同構造煤占比組合體加載破裂表面裂隙網絡演化特征,分析構造煤組合體表面裂隙網絡發育程度。不同占比構造煤組合體各峰值應力附近對應的表面裂隙網絡分形維數見表4。

構造煤組合體隨著加載應力的不斷增大,分形維數逐漸增大,分析其原因為構造煤組合體表面裂隙隨加載應力的不斷增大發育度不斷提高;并且構造煤組合體各加載終段分形維數普遍分布在1.17~1.31,基于構造煤組合體分形維數變化特征得到構造煤占比越大,分形維數均值越大,分析其原因為構造煤占比越大的試件破裂現象越明顯,裂隙發育自由度越高。

隨著構造煤占比的增加,組合體峰值應力時的分形維數呈增加趨勢。

3.2.2

構造煤組合體破裂過程主裂隙不同角度分形特征

隨著載荷加載,主裂隙自下而上進行擴展,裂隙角度發生變化。對不同占比構造煤組合體的主裂隙隨角度變化的主裂隙進行切片并分維處理,得到如圖13所示。

由圖13可知,隨著載荷加載,全原生質煤試件不同角度變化下的主裂隙分形維數逐漸減小,全構造煤試件不同角度變化下的主裂隙分形維數逐漸增大。隨著主裂隙角度發生變化,25%、50%、75%占比的構造煤組合體不同角度下的主裂隙分形維數均先增加后減小,且均在構造煤體和原生質煤體交界處發生變化。分析其原因為與原生質煤相比全構造煤的硬度較小,裂隙在其中發育更為容易,裂隙角度不易變化。

4 結 論1)隨構造煤占比增大,構造煤組合體試件主要呈現3種破壞模式:全原生質煤試件破壞以剪切破壞為主;全構造煤試件以拉伸破壞為主并產生粉化現象;組合體試件中的原生質煤部分以拉伸破壞為主,構造煤部分以拉伸剪切復合型破壞為主。隨構造煤占比增加,組合體抗壓強度、彈性模量均呈減小的變化趨勢,峰值應變呈增大趨勢。

2)隨著構造煤占比的增大,構造煤組合體整體的破壞向構造煤的脆性破壞特性靠近,主裂隙擴展時間占比由14%逐漸增大至59%,主裂隙平均擴展速率由0.76 mm/s增加至2.34 mm/s,主裂隙角度平均變化速率由3.07°/s逐漸減小至0.70°/s。隨著構造煤占比的增加,組合體復合煤體交接部位的主裂隙角度和主裂隙角度平均變化速率逐漸減小。

3)構造煤組合體試件隨著載荷應力的不斷增大,分維值逐漸增大,且近峰值應力試件分形維數值普遍分布在0.99~1.31。并隨著主裂隙擴展角度發生變化,全原生質煤試件角度變化下的主裂隙分形維數逐漸減小,全構造煤試件角度變化下的主裂隙分形維數逐漸增大,而25%、50%、75%占比的構造煤組合體不同角度下的主裂隙分維值均先增加后減小,均在組合體的煤體交界處發生變化。

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(責任編輯:楊泉林)

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