真三轴气固耦合煤体渗流试验系统的研制及应用

为了更真实地模拟煤岩在掘进巷道迎头等环境下的应力状态,研究三向应力环境下煤岩的损伤变形及瓦斯渗流情况,自主研发了真三轴气-固耦合煤体渗流试验系统。该装置主要由真三轴压力室、液压伺服系统、气体渗流系统和监测与控制系统组成,采用的试件尺寸为200 mm×100 mm×100 mm,可施加的最大轴压(?1)为70 MPa、最大侧压（?2）为35 MPa、最大侧压（?3）为10 MPa、最大瓦斯压力为6 MPa。该装置具有以下特点：(1) ?1、?2采用刚性压头加载,?3采用柔性加载,三向应力分别独立加载;(2) 设计了刚柔性压头及传压滑杆,使得?1与?2方向压头在同时加载过程中互不干扰;(3) 通过伺服液压系统控制加载功能,使得装置性能稳定,应力与位移加载精确,易于控制;(4) 气体渗流系统采用蜂窝孔对试件进行面通气,确保试件进气端瓦斯压力均匀分布;(5) 采用多种高精度传感器进行监测,实时记录煤体所受应力值、变形量及瓦斯渗流量。用两种不同应力路径下的渗流试验对该系统准确性和可靠性进行了验证,结果表明,该装置性能稳定可靠。该装置可用于揭示煤与瓦斯在三向应力条件下的耦合作用机制,为防治瓦斯灾害及研究瓦斯抽采提供了可靠的试验基础。     

变轴压加载煤体变形破坏及瓦斯渗流试验研究

为探究煤岩在变轴压加载下的变形破坏和瓦斯渗流演化规律,以原煤煤粉压制的煤体试件为研究对象,采用含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流试验系统,进行了5种不同轴压加载路径下的煤体三轴压缩及瓦斯渗流试验。研究结果表明,煤体变形可分为压密、稳定发展、非稳定破裂发展和破裂后4个阶段;压密阶段试件的应变变化速率主要与张开性结构面和裂隙有关,与轴压加载区间无关,稳定发展阶段虽然轴压加载速率不同,但在相同的轴压加载区间,轴向应变变化速率基本相同;变轴压加载前期煤体渗透率与轴压的加载速率呈负相关变化,中后期渗透率变化速率与轴压加载速率相关性不大。研究结论对指导冲击地压以及煤与瓦斯突出的监测预警有着重要意义。     

线弹性阶段卸轴压煤样内瓦斯流动特性试验研究

以二次成型的型煤试件为研究对象,以煤样内瓦斯流动速度为考察参数,对其应力-应变全过程、线弹性阶段卸轴压过程的瓦斯流动特性进行了试验研究,并对比分析了处于弹性阶段的加、卸载过程中瓦斯流动特性。分析结果表明：煤样加载阶段的瓦斯流动特性曲线存在一瓦斯流动困难应力点,且应力值位于线弹性阶段的后期;线弹性阶段卸轴压时,煤样的应力-应变曲线与其内瓦斯流动规律曲线呈反向变化趋势,瓦斯流动速度变化与起始瓦斯流动速度呈正向关系,且煤样强度越大,其瓦斯流动规律变化越复杂,卸轴压过程中仅能够部分还原加载过程煤样内瓦斯流动规律;加载与卸载过程的瓦斯流动规律具有前者分两阶段均匀变化、后者为双曲线型特点;瓦斯流动规律在加载过程对应力影响更敏感,而卸载过程瓦斯流动规律对应力的敏感性只在局部表现。     

含瓦斯煤样横向变形与瓦斯流动特性耦合关系试验研究

以二次成型煤样为研究对象,运用自行研制开发的含瓦斯煤热-流-固耦合三轴伺服渗流试验装置对含瓦斯煤样三轴加载过程中横向变形和与瓦斯流动特性的耦合关系进行了试验研究。结果表明：弹性力学定义的泊松比不能准确表征含瓦斯煤样的横纵应变特性,其关系可用二次函数表征;在预加载荷引起的横压向应变恢复阶段瓦斯流动速度变化呈先急剧降低再缓慢增加特性;在横向应变逐渐向扩张应化转变阶段,煤样内部的瓦斯流动速度呈单调缓慢增加趋势,且存在一个内部结构临界状态点使煤样内瓦斯流动速度最小;含瓦斯煤样处于横向压应变状态起始时的瓦斯流动速度要大于处于横向应变呈扩张状态末端时的瓦斯流动速度。     

破碎煤体渗透特性的试验研究

破碎煤体的渗透特性是影响煤矿瓦斯抽放和地下采空区突水灾害预防的重要因素之一。利用一种专用的破碎岩体压实渗透试验装置,在MTS815.02岩石力学伺服试验系统上完成了破碎煤体压实过程中的渗透特性测定,得到了破碎煤体轴向应力、渗透压差、水头梯度与渗流速度的关系,并分析了各种粒径破碎煤体在不同渗透速度下轴向应力对渗透系数的影响。研究表明,(1) 不同粒径破碎煤体的渗透特性与其压实状态密切相关,轴压从5～15 MPa变化时,渗透压差的最大值增加了3.28～166.47倍,渗透系数都相应降低了1个量级以上;(2) 在恒定的渗流速度下渗透压差随轴压变化的规律近似呈指数函数关系;(3) 渗透系数随轴压变化的规律近似呈对数函数关系;(4) 恒定的轴压下水头梯度随渗流速度变化的规律近似呈指数函数关系。     

负压对抽采钻孔孔周煤体瓦斯渗流特性的影响

抽采负压是影响钻孔孔周煤体瓦斯渗流规律的重要因素之一,为了深入研究负压变化对煤体瓦斯渗流特性的影响,通过设计瓦斯渗流特性相似模拟试验平台对孔内瓦斯流动规律进行测定,并运用数值软件对孔周煤体内瓦斯渗流状态进行分析,结合上述结论对钻孔孔周煤体瓦斯渗流特性进行研究。结果表明:抽采负压提供孔周煤体瓦斯向钻孔内渗流的动力,负压值设定为25~35 kPa时,可保证雷诺数集中分布在10~20之间,其低速紊流状态有利于瓦斯高效抽采;随着抽采时间的增加,负压对瓦斯的引流作用逐渐减弱,瓦斯流量随时间呈现负指数衰减规律,煤体渗流速率饱和值处于7.41×10^-6-1.30×10^-5 m/s之间;煤体内部黏滞阻力对瓦斯渗流存在抑制作用,随着抽采负压的增大,孔口负压上升趋势比孔周煤体内负压上升趋势更快,说明抽采负压变化对钻孔孔口负压的影响更为显著。     

受载原煤中瓦斯的扩散规律

为研究受载原煤中瓦斯的扩散规律,以原煤煤样为实验对象,利用自主研发的含瓦斯煤热流固耦合实验系统,在恒温的三轴加载条件下,进行了加载-吸附-解吸-再加载直至煤样破坏过程中的瓦斯解吸实验。研究结果表明,受载原煤的解吸量随时间变化规律符合颗粒煤瓦斯解吸的数学模型;在恒温恒围压下,随轴压的增大,受载原煤瓦斯的解吸量呈下降趋势;当轴压大于峰值强度后,瓦斯解吸量随轴压迅速增大;受载原煤煤样压密、线弹性阶段瓦斯解吸-运移速度随应力增大而线性减小;当煤样处于屈服阶段和峰值破坏阶段瓦斯解吸-运移速度随应力增大呈指数式增长。研究成果对瓦斯抽采,瓦斯突出机理研究有一定的理论价值。      

煤体导水系数及其变化规律的实验研究

介绍了三轴应力状态下测定大煤样导水系数的实验装置与实验方法。对全国18个主采煤层煤样的导水系数测定结果表明,煤体的导水系数随体积应力的增加呈负指数规律衰减,随孔隙水压力的增加呈正指数规律增加;在统计意义上,煤体的导水系数与煤的变质程度相关,但也受煤层的赋存条件与结构特征的影响,应在实验的基础上评价煤层的渗透性能。研究结果对煤层注水、瓦斯抽放和煤层气开发等工程实践具有一定的意义。     

开采扰动下考虑损伤破裂的深部煤体渗透率模型研究

为了研究深部煤体在开采扰动影响下的渗透率演化规律,以三向应力条件下的煤体渗透率模型为基础,从吸附解吸作用引起裂隙变形和损伤破裂造成煤基质弹性模量劣化的角度进行理论推导,引入内膨胀应变系数的概念,同时基于Drucker-Prager破坏准则的损伤本构关系建立了两种考虑煤体损伤破裂的渗透率演化模型——指数型和立方型,并且对常规三轴加载、开采扰动加卸载和改变气体压力下的瓦斯渗透试验结果进行了拟合分析。结果表明：所构建的两种模型可以较好地反映常规三轴加载和开采扰动加卸载下煤体渗透率的分区段变化特征,也可以描述有效围压恒定条件下煤体渗透率随气体压力升高而降低的规律。在开采扰动加卸载和改变气体压力的试验中,指数型的拟合效果略优于立方型。研究结果可为深部煤炭开采及瓦斯抽采的工作提供指导。     

突出煤和非突出煤全应力-应变瓦斯渗流试验研究

以突出煤和非突出煤的型煤为研究对象,设计两种型煤全应力-应变瓦斯渗流试验方案,利用含瓦斯煤热-流-固耦合三轴伺服渗流试验系统,对比研究了两种型煤全应力-应变瓦斯渗流规律。结果表明,在应力-应变全过程中突出煤和非突出煤的煤样变形和瓦斯流量变化规律基本一致,即两种型煤在应力-应变全过程中瓦斯流量与煤样损伤变形的进程密切相关;瓦斯流量随着煤样的体积压缩而变小,且在煤样体积被压缩至最小时瓦斯流量降为最低值,煤样开始扩容后瓦斯流量转为增大;瓦斯流量随围压的增大而减小,且围压越大,瓦斯流量随应变变化的幅度越小。煤性对煤层瓦斯渗透性有明显影响,其渗透性可作为判断煤与瓦斯突出危险程度的一个重要指标     

岩样密实度对水力压裂特征参数的影响研究

为研究水力压裂在不同致密程度岩样中的压裂效果及其流固耦合作用机理，制作了不同密实度的两种重塑样，利用真密度测试仪、声波测试系统分别测定了两种试样的孔隙比例、声波大小，并结合三轴加载水力压裂监测系统，模拟一定地层压力条件下不同密实度试样的水力压裂试验。分析不同孔隙度下声波试验获得的声波数据得出:试验制得的试样致密程度不同，孔隙大的试样密实度较小，波速大小与试样密实度呈正相关；水力压裂试验中，致密试样的裂缝扩展方向与最大主应力平行。水压曲线变化趋势为:低密实度时，达到峰值压力的时间较峰后段持续时间短，高密实度试样则相反；低密实度试样的破裂压力值低于水力压裂缝内水压曲线的峰值，高密实度试样两压力值相当。结合高、低密实度试样的分析并进行高密实度试样的无围压试验可以得出:较小的流量变化对致密度较大的试样裂缝扩展方向影响较小，说明其渗流作用较弱。应力集中效应在无围压的试样和低密实度试样均表现明显，这说明，水力压裂试验中应力集中现象在低密实度试样中表现明显，这与其渗流作用较强有关，水力压裂渗流作用与注液流量正相关，在低密实度试样表现显著。     

The verification of displacement methane effect caused by hydraulic fracturing in gassy coal seams

During hydraulic fracturing in gassy coal seams, the gas concentration in mining path ways is found to increase significantly. This phenomenon should be the displacement methane effect caused by hydraulic fracturing. Does this effect exist objectively? To this end, laboratory and field verification experiments were carried out. An experimental system integrated with true triaxial hydraulic fracturing, seepage, and displacement gas was developed. The largest sample size was 500?×?500?×?500 mm³. Proper sealing was assured in the experimental system, and the effects of coal bed methane were simulated effectively. Methane at a specific pressure was injected into a sealed coal sample. After pressure stabilization and the methane adsorption reached its equilibrium level, the high-pressure water was injected into the coal sample from the surface. Absorbed methane in the coal sample was displaced from the bottom of the coal by water pressure seepage. After the conduction of deep borehole hydraulic fracturing in a high gassy coal seam, the gas was displaced inward and outward from the main fracture section. The permeability, diffusion, and transfer of the gas resulted in a region of increased methane content in both sides of the main fracture section. And the methane content in the main fracture section was decreased. Along the length of the borehole, the methane content changed significantly. The existence of displaced methane caused by hydraulic fracturing in gassy coal seams was first verified by laboratory experiments and then field tests. The pore-pressure gradient provides power for driving methane by hydraulic fracturing. The amount of desorbed methane resulted from the competitive adsorption of water and methane is more than that of the absorbed methane resulted from increased methane pressure, which provides material guarantee for displacing methane by hydraulic fracturing. The displacement methane caused by hydraulic fracturing in gassy coal seams was also found to be time dependent.     

煤层水压致裂后煤岩应力解析

水压致裂后煤岩应力分布规律对水压致裂防冲效果起关键性作用。采用理论研究方法得出高压注水压致裂后及卸水后水区和气区的孔隙、瓦斯压力和煤体应力解析解。结果表明,致裂后水区孔隙压力沿径向变化不大,与注水压力接近;气区瓦斯压力沿径向呈递减趋势;在水区外围一定范围内形成瓦斯压力升高区;水区煤体环向应力将会减小,直到变为拉应力;气区煤体径向应力沿径向递减。卸水后水区孔隙压力、煤体径向应力沿径向呈递增趋势;气区煤体径向应力沿径向呈递增趋势,趋近于原始煤体应力;气区煤体环向应力沿径向呈递减趋势;气区孔隙压力沿径向呈递减趋势。这为煤层水压致裂预防冲击地压提供理论基础。      

地应力对破裂压力和水力裂缝影响的试验研究

为研究水力压裂时地应力对破裂压力和水力裂缝的影响规律,采用水力压裂试验系统,以相似材料作为研究对象,进行了水力压裂物理模拟试验,并借助煤岩断面三维扫描系统、位移计提取了水力裂缝信息。试验结果表明,随着主应力差的增大,破裂压力逐渐降低,破裂时间也逐渐缩短;随着主应力差的增大,破裂面的表面积逐渐增加,破裂面变得逐渐粗糙;围压相近时水力裂缝易出现转向、分叉,压裂液的动力效应越明显;水力裂缝张开度随着主应力差的增大而逐渐减小。研究结果可为水力压裂试验的进一步研究、裂缝网络系统的建立提供参考。     

三轴压缩下含瓦斯煤的能耗与渗流特性研究

以重庆松藻同华矿K3煤层制备的煤样为研究对象,利用自主研制的渗流装置,进行了不同围压和瓦斯压力下煤样的三轴压缩试验,并应用能量积聚与耗散的方法,研究了煤样在压缩过程中的能耗特征和渗流特性。结果表明：三轴压缩破坏过程中,含瓦斯煤样存在着能量积聚与耗散。煤样以弹性应变能的形式吸收并储存能量;荷载达到峰值时,煤样储存的弹性应变能在瞬间释放转化为耗散能,成为煤样破坏的源动力。围压和瓦斯压力对煤样的能耗特征有较大影响,随着围压增加,煤样吸收的总能量、储存的弹性应变能和耗散能均会增加;随着瓦斯压力增加,煤样吸收的总能量及耗散能呈现缓慢的增加,储存的弹性应变能呈逐渐下降趋势。围压和瓦斯压力对煤样的渗透性亦有较大影响。应力达到峰值前,随着围压的增加,煤样的渗透性逐步减小;随着瓦斯压力的增加,煤样的渗透性则呈增加的趋势。研究结果可为煤与瓦斯突出的防治和瓦斯抽采提供参考。     

一种用于水压致裂试验的水压供给装置研制及应用

为研究水压致裂过程中水力裂缝的起裂、扩展规律及机制,研制了一种新型水压供给控制装置。该装置由水泵、增压泵、空气压缩机和导水钢垫板等组成。该装置的主要特点是易于与目前广泛存在的压力伺服机相配合,共同完成水压致裂试验,具有操作简便、效率高、成本低、组装方便等优点,使水压致裂试验更易大面积推广。利用该试验装置对类岩石试块进行了水压致裂试验,研究了不同围压下含预置裂隙试件的水力裂缝扩展规律,并与无预置裂隙试件水力裂缝扩展规律进行了对比。试验结果表明,对于含预置裂隙试块,当水平应力差较小时,预置裂隙裂尖对水力裂缝扩展影响较大,水力裂缝起裂后向预置裂隙裂尖方向扩展;随着水平应力差的增大,水力裂缝向最大水平应力方向偏转。试验证明该装置可靠性高,试验过程稳定。该研究对水压致裂试验具有促进意义。     

煤矿井下高压端连续水力加砂压裂增透技术与装备研究

针对煤矿井下作业空间小,供电供水能力有限,地面加砂压裂装备无法直接应用于煤矿井下的现状,提出了高压端加砂压裂的技术思路。基于液动冲击混携砂原理,研发了高压端连续水力加砂压裂装备。该装备不需要外部动力源进行混砂,而是通过压裂液流态和流场的变化形成旋流冲击实现混砂和携砂。理论分析、数值模拟和室内仿真试验均表明,该装备在原理上是可行性的,能够有效混砂和携砂。研发的装备整体耐压达到55 MPa,一次可装石英砂750 kg,可实现单个或者多个穿层钻孔的连续加砂压裂。配套设计了三通道并联的煤矿井下高压端连续水力加砂压裂控制系统,该系统通过矿用压风实现开关的开合,与压裂泵的控制系统协同对加砂过程实现远程集中控制,确保加砂过程安全可靠。运用该装备在安徽淮南矿区潘三煤矿进行了5个底板穿层钻孔的现场试验。结果表明:该装备携砂能力较强,仅需开启通道二即可实现有效加砂,最大连续加砂量150 kg,最大注水量316 m3,加砂压裂钻孔瓦斯抽采纯量、百孔瓦斯抽采量分别是清水压裂钻孔的2.38和2.03倍,增透效果明显。研发的装备可应用于煤矿井下高压水射流、水力切割以及水力加砂压裂等领域。      

含瓦斯煤体一维渗透失稳模拟试验

为了研究煤层瓦斯渗透作用对煤与瓦斯突出的影响,研制了一维渗透失稳试验装置并进行了试验。试验装置包括煤样室、模拟巷道、煤样压实装置、注气系统以及气压测量系统。煤样室采用多节拼装的形式,以方便煤样室气压梯度的观测以及保证每节煤样室的煤样有相同的压实度。煤样的粒径小于4.75 mm,经15 MPa的压力压实,煤样室的内径为199 mm,煤样室总长度为1 000 mm,采用球阀作为揭煤装置,球阀孔径为40 mm,揭煤时未对煤样施加轴向压力。试验结果表明:煤层发生渗透失稳时的临界气压梯度为3.12 MPa/m。基于渗透失稳的观点,分析了"口小腹大"突出空洞形状的成因及各种控突措施的作用机制。      

软煤夹层水射流层状卸压增透抽采瓦斯数值模拟及试验

水力冲孔是煤层瓦斯增透抽采的主要技术措施,其主要以出煤量考察卸压效果,但是也存在出煤量大、卸压不均一、应力易集中等问题。因此,提出软煤夹层水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术,考虑瓦斯压力压缩和煤基质吸附瓦斯膨胀对本体变形的影响,建立应力场、裂隙场、渗流场耦合条件下的多物理场理论模型,并结合COMSOL数值模拟软件对软煤夹层水射流分支数、卸压影响范围内煤体的瓦斯压力和瓦斯含量变化规律进行了研究。研究表明:当水射流分支长半轴为2 m,短半轴为0.22 m时,水射流分支数为6个时较为合理;在相同出煤率情况下,相同时间内瓦斯压力和含量均随着与钻孔距离的增加而减小,抽采180 d,水射流层状卸压有效抽采半径约为常规水力冲孔有效抽采半径的2.14倍,且在有效影响范围2 m时,水射流层状卸压瓦斯含量降低量为7 m3/t,而常规水力冲孔瓦斯含量降低量为4.1 m3/t,水射流层状卸压瓦斯降低量为常规水力冲孔的1.71倍;在新义煤矿现场试验中发现,当水射流层状卸压出煤率为常规冲孔出煤率的0.29~0.71倍,抽采较高浓度瓦斯时长仍是常规水力冲孔的2倍。软煤夹层水射流层状卸压增透抽采瓦斯技术的提出,对未来煤矿井下软煤夹层水力冲孔技术的发展有着重要的意义,为井下瓦斯的治理提供了新的方法和方向。