钻孔水射流冲击煤岩损伤特性模拟研究

钻孔水射流增透技术是当前解决煤层透气性的有效措施,然而目前关于煤层钻孔在水射流冲击作用下的损伤特性问题研究尚不明确;针对该问题,利用非线性显示动力学LS-DYNA软件对射流冲击煤层钻孔损伤破坏过程进行模拟,研究其在不同条件下的损伤特性。结果表明,水射流速度对煤岩钻孔冲击深度有显著影响,射流速度越大,冲击深度越深,在400 m/s水射流速度下,煤岩冲击坑深度超过200 m/s水速度冲击坑深度10倍;围压能够抑制煤岩钻孔冲击范围向深部扩展,随围压持续增加,抑制作用减弱,同时,在围压作用下,煤岩钻孔破坏的有效应力峰值相应增加;水射流直径是决定煤岩破坏范围重要因素,随水射流直径增加,冲击坑沿深部和两侧均有所扩展,同时随水射流直径持续增加受水垫效应影响随之变大,沿深部扩展趋势减缓;钻孔尺寸对煤岩的损伤破坏及裂纹扩展有显著影响,钻孔直径越小,煤岩破碎坑范围越大,同时裂纹扩展形式随钻孔尺寸增加开始由以两侧发展为主的环状裂纹转变为沿深部扩展的纵向裂纹。     

水射流切槽诱导高瓦斯煤体失稳喷出机制与应用

针对钻孔内水射流切槽诱发煤体失稳喷出问题,探讨了在水射流破煤与瓦斯压力作用下的煤体切槽诱导失稳喷出机制,并推导了诱导失稳发生的判据公式。基于古汉山矿10631运输巷二1煤层,采用ANSYS软件数值模拟分析了切槽煤体应力分布及演化特征;并基于裂纹扩展试验分析了水射流冲击煤岩断裂特性;最后,进行了现场试验与应用。数值模拟和实验室试验结果表明：围压条件下,切槽煤体周围会形成应力显著变化区,且随切槽深度的增加而扩大和增强;大直径水射流冲击破断煤岩分为初期响应、稳定破坏和断裂突变3个阶段,煤岩破裂具有瞬时性。现场试验应用表明,水射流切槽会诱发煤体失稳移动,失稳喷出现象与理论分析较吻合,切槽诱导失稳钻孔的累计和瞬时瓦斯排放量是常规钻孔的3~4倍,有利于提高钻孔瓦斯抽采能力和防治矿井煤与瓦斯突出。     

煤岩固液耦合应变－渗透率试验

采用MTS815岩石伺服试验系统进行了煤样全应力应变过程中的渗透性试验.试验结果表明,煤岩的应变－渗透率变化曲线与其全应力－应变曲线变化趋势基本一致,但表现出相对“滞后”的特点,表明渗透率的变化与其损伤演化过程密切相关,同时煤体通过其内部裂隙的渗透需要一定的时间过程,煤岩体达到峰值强度及之后的软化阶段,即损伤变量达一定值时,渗透率出现峰值.根据试验结果,拟合得出了煤岩应变－渗透率分段曲线方程.由于煤岩微孔隙裂隙相对较发育,其渗透率受有效围压的影响较明显,随有效围压增大,煤岩渗透率总体上呈下降趋势,这主要与煤岩中发育的原生裂隙受围压压密闭合以及限制了新生裂隙的扩展和张开度有关.     

煤岩破坏过程的细观力学损伤演化机制

为了有效监测煤岩巷道围岩的损伤稳定程度,以漳村矿煤岩为例开展了煤岩损伤破坏特性的研究,首先对该矿煤岩进行单轴压缩试验测得其力学参数,然后通过颗粒流软件获得其细观力学参数进行了不同围压下煤岩试验。分析了煤岩破坏过程的声发射和应变能变化规律,并从煤岩损伤萌生、成核、扩展和贯通的过程研究了损伤演化机制,获得以下结论:最大声发射强度与峰值应力并不同时出现,具有一定滞后性,低围压范围滞后效应随围压变化敏感,高围压范围围压对其影响减弱;随着围压增加在最大声发射前会出现明显的平静期,并指出平静期的出现是由煤岩内部严重损伤区的产生和损伤愈合吸收应变能所致;将煤岩损伤破坏过程分为微损伤弥散分布、损伤局部集中发展成核、裂纹稳步扩展形成局部裂隙、局部裂隙贯通煤岩失稳4个阶段,指出围压对各个阶段的影响异同。     

中高煤阶煤岩弹性模量及其影响因素试验研究

煤层气勘探开发中煤岩弹性模量是重要的力学参数之一,针对取自沁南和鄂尔多斯盆地东南部的25个中高阶煤岩心,开展了变围压条件下煤岩应力-应变关系测试。根据应变曲线直线段计算出不同围压下的煤岩弹性模量,并对影响弹性模量因素进行了分析。结果表明:煤岩弹性模量具有较强的非均质性,受孔-裂隙、煤岩煤质、围压以及流体介质等因素的综合影响。煤岩孔-裂隙等固有缺陷越发育,弹性模量越低;煤岩镜质组、微镜煤和固定碳含量的增加使弹性模量降低,煤岩惰质组、微惰煤和灰分的增加则相反;煤岩孔-裂隙受围压作用而压密闭合,致使弹性模量增加;水介质的吸附作用和体积力反作用,削弱了煤岩抵抗变形的能力,导致弹性模量降低。综合考虑以上因素,可准确预测地层条件下的煤岩弹性模量分布。     

玉华矿4-2煤裂隙煤岩三轴压缩破坏机理研究

采用TAW—1000三轴试验系统进行不同围压下完整和单一裂隙煤岩的三轴压缩试验,并借助声发射监测系统,结合裂隙煤岩破坏图及应力应变关系,分析了裂隙煤岩的破坏机理。结果表明:单一裂隙煤岩相比于完整煤岩受力更复杂,裂隙尖端应力集中,形成微裂隙并发育贯通,造成煤岩更早进入塑性阶段,导致煤岩强度和弹性模量的劣化显著;裂隙煤岩与完整煤岩相比,在较高围压下侧向变形更加显著;随着围压增大,45°裂隙煤岩破裂形态呈现出由直剪破坏向斜剪破坏过度的破坏形态;60°裂隙煤岩应力应变曲线呈现平台式软化,且围压增大弹性模量变化不明显;在相同围压下,随着裂隙角度的增加,裂隙煤岩力学参数劣化显著;裂隙倾角与振铃计数呈正相关。     

热-力耦合作用下煤岩体渗流特性研究北大核心

煤层开采深度增加导致地温和应力增大,影响了煤样裂隙发育和渗流特性。为了研究热-力耦合作用下煤岩渗透过程中形变及渗透性变化特征,采用MTS815测试系统测试了50、100℃下6组煤样的全应力-应变过程中的渗透性。结果表明:温度为50℃时煤样抗压强度随围压增加而增加,4 MPa围压作用下煤样峰值偏应力达3.6 MPa,煤样轴向、环向应变均达到2%以上,表现出较高的延展性;温度为100℃时煤样抵抗变形能力下降,随围压增加,其峰值偏应力增加至4.9 MPa,煤样应变增长的速率加快;围压4 MPa、温度100℃时,煤样峰值渗透率达到3.5×10-11 m2;煤样加载过程中原始和新生裂隙扩展,孔隙连通性增强形成复杂的裂隙网络,热力效应使煤样渗流裂隙体积增加,渗透率增加。     

卸围压速率和瓦斯压力对原煤力学和渗流规律的影响

深部煤炭开采过程中,由于工程扰动,地应力发生复杂变化,由此导致煤岩力学性质、渗透率特性等随之改变。基于此,进行了煤样在轴压一定,不同卸围压速率、不同瓦斯压力条件下的流固耦合试验。研究了煤样在不同应力卸围压速率、瓦斯压力作用下的力学和渗流特性;分析了三轴卸围压和不同瓦斯压力条件下原煤的变形、强度、力学参数变化规律;揭示瓦斯的分阶段演化特性。结果表明：随着围压卸载速率、瓦斯压力的不断增加,煤样破坏时的变形、塑形平台逐渐增强;煤样的变形模量、侧向变形系数及破坏时的有效围压均随着卸围压速率、瓦斯压力的增加而逐渐降低;轴压加载阶段,由于原生裂隙被压密,渗透率逐渐降低,在围压卸载阶段,由围压卸载引起的原生孔隙裂隙扩张、高偏应力差引起的煤样新生裂隙导致裂隙总量增加,渗透率逐渐增大。     

冲击倾向性煤岩动静载下破坏机理及声发射特性研究

煤矿巷道发生冲击地压破坏后果严重,具有冲击倾向性的煤岩具备发生冲击地压的潜质,在高应力状态下经动载诱发后极易发生破坏,其破坏与变形规律与常规静载不同。为了探究冲击倾向性煤岩在动静载下破坏及变形规律,以深埋煤层巷道高应力下具有冲击倾向性的煤岩作为研究对象,采用动载三轴及声发射检测设备,模拟煤岩所处高应力环境及动载条件,通过对比不同围压下的静载破坏试验,一定应力水平下动载诱发试验,不同应力阶段动载加载试验,分析其变形破坏机理及声发射能量演化规律。结果表明:与静载加载破坏相比动载导致煤岩提前进入屈服变形阶段且强度劣化明显,其破坏程度更加严重,并由剪切破坏转变为横向拉伸破坏;声发射点能有效定位煤岩破坏阶段内部裂隙发育区域及主破坏方向。煤岩达到动载破坏条件存在一个临界静载,未达到临界静载时煤岩在动载作用下裂隙发育及应变增长会逐渐稳定,超过临界静载后煤岩在动载作用下会迅速发生破坏。与静载相比动载后煤岩储存弹性能增加,破坏后释放更多能量;煤岩声发射能量事件主要发生在动载加载初期及峰后破坏阶段,动载加载后有明显凯泽效应。研究结论认为声发射能量演化规律可作为判断煤岩所处应力状态及先期动载加载应力水平的参考依据。     

高压气液两相射流多级脉动破煤岩特性及致裂机理

为了提高水射流破煤岩性能和卸压增透效果,通过理论分析建立了高压气液两相射流的冲击动压模型,推导出影响其破煤岩性能的关键参数体系。采用自主研发的高压气液两相射流破煤岩试验系统,研究了关键参数对气液两相射流的破煤岩特性的影响规律,结果表明:与纯水射流相比,气液两相射流破煤岩压力阈值降低约50%,破碎深度增加25%,破碎坑直径是纯水射流的2倍,破煤岩效率提高80%以上。煤岩体破碎是气-液-固三相耦合作用的结果:气体的掺入改变射流的结构,产生局部脉动作用,强化了射流破岩能力;高压液相脉动冲击作用激发裂纹起裂,高压气相的多级溃灭作用促进裂纹扩展;气相多级溃灭与液相脉动冲击交替作用,最终使煤岩体裂隙贯通、破坏。     

淮南矿区典型煤岩体全应力—应变渗透性表征试验

煤岩体是一种多孔介质,地下开挖使岩体的应力状态发生改变,导致岩体的力学性质和渗透性质发生改变,围岩应力状态和渗流场特性是获取储层瓦斯气、评价或计算矿井涌水量、防突水危害等具体工程问题的理论基础和科学依据。通过对淮南矿区煤岩进行三轴压缩全过程渗透性试验,分析了煤岩变形破坏全过程以及不同围压和瓦斯压力下的瓦斯渗透特性。得出煤岩全应力—应变曲线与煤岩瓦斯渗透率—全应力应变曲线之间的对应关系。结果表明:在微型裂隙闭合和弹性变形阶段,煤样渗透率随应力增大而减小,进入屈服阶段后,渗透率达到最小值并在峰值后呈持续增大之势;固定瓦斯压力作用下,煤样应力峰值随着围压的增加而逐渐增大,煤样渗透性与围压关系呈指数函数变化规律,且表现出应变滞后的特点;固定围压作用下,渗透率与瓦斯压力关系呈“V”字型走势,即在扩容阶段煤岩样渗透性达到最佳。     

刀柱采空区下伏煤层顶板破断渗流耦合分析

以唐山沟煤矿开采现状为例,采用UDEC分析在刀柱式采空区下,由自重应力场及渗流场作用下上覆岩体裂隙扩展、闭合的过程,计算结果显示工作面推进时过程中,顶板岩层受采动影响及采空区煤柱的支撑压力,从而形成"V"字形的裂隙带,产生的裂隙将会以倒梯形方式沟通至上层煤的采空区,并且导水裂隙带快速扩展形成导水通道。     

下石节煤矿214煤仓给煤硐室失稳破坏数值模拟分析

以下石节煤矿214煤仓因给煤硐室混凝土承载结构受围岩、水及压力的长期影响而变形破损严重，不能满足矿井正常生产需要为背景，结合理论分析与数值模拟，分析了214煤仓给煤硐室失稳破坏原因及煤柱高应力、水对给煤硐室稳定性的影响。研究表明：高应力作用下，硐室混凝土承载结构及围岩处于较大范围的剪切屈服状态，承载结构表面因围岩的强烈挤压而发生拉伸破坏；硐室底板炭质泥岩及根土岩遇水后的膨胀及弱化，会导致底板围岩的强烈鼓出，混凝土底板承重梁受底板围岩挤压而鼓出并几乎完全处于拉伸破坏状态，立柱也因受到挤压而发生强烈剪胀并完全处于拉伸破坏状态，导致了混凝土承载结构的整体失稳破坏。     

不同开采条件下岩石的变形破坏特征及对比分析

基于3种典型的煤层开采方式(无煤柱开采、放顶煤开采和保护层开采),借助MTS- 815电液伺服岩石实验系统对潞安李村煤矿灰岩进行了同时恒定降围压、变速率加轴压的三轴卸荷试验,由此研究了不同开采卸荷条件下的应力路径对围岩的力学行为影响。实验获得了不同围压不同加载速率条件下灰岩的全应力-应变曲线及宏观破坏模式,认为灰岩的破坏模式与达到峰值时围压的大小有很大关系,而轴向加载应力路径影响较小;放顶煤开采条件下围岩的变形较保护层开采和无煤柱开采要大,特别是塑性变形较后两者也大。另外围岩的脆性和延性特征的转变与轴向加载速率有很大关系,即与煤层开采方式有关,并且围压越大,塑性特征越明显。     

射流辅助钻进技术研究及应用

钻孔预抽是目前抽采煤层瓦斯的主要方式,钻孔深度是影响煤层瓦斯抽采效果的重要因素。普通钻进过程中钻具前方会形成高围压区,限制了钻孔的深度。提出了1种新的射流辅助钻进理念,通过射流超前切割来消除钻具前方的围压,降低钻进难度,提高钻进深度。在上述基础上,研究了围压对煤体力学性质的影响,分析了射流辅助钻进过程中的破围压理论,并开发了新式射流钻头,同时进行了现场工业性应用。研究表明,高围压会显著提高煤体的极限破坏强度,增加钻进难度;利用射流能够有效的破除围压区,降低钻进阻力;射流钻孔深度明显高于普通钻孔,平均深度提高了25%,有利于瓦斯抽采。     

工作面端头L形区煤柱体诱发冲击机理及防治研究

为了研究深部开采工作面端头L形区煤柱体失稳诱发两类典型的巷帮冲击地压,基于宝积山煤矿705综放工作面5次冲击地压显现与工作面推进位置关系,分析了一定围压条件下煤柱体的受力状态和力学响应,并推导出了煤柱体失稳破坏与作用载荷的关系。利用FLAC3D软件应变软化模型模拟研究了集中静载荷和动载荷组合作用下煤柱体的应力-应变特性,结果表明:初始静载荷变化对煤柱体失稳发生冲击的影响作用要高于动载荷变化,集中静载荷起储存冲击能作用,动载荷起诱发冲击作用。提出锚网索支护+高压水射流巷帮卸压协同作用防治巷道冲击地压方法,模拟分析显示围岩应力分布满足强弱强(3S)三重防冲结构,围岩结构弯矩分布均匀合理。本研究为协同作用防治巷道冲击地压提供了理论依据。     

锦屏深部大理岩蠕变特性及分数阶蠕变模型

为保障锦屏地下实验室(CJPL)硐室群的长期稳定性,开展2 400 m深埋大理岩蠕变特性的研究,在常规三轴压缩试验的基础上进行分级加载蠕变试验,系统分析了大理岩蠕变过程中的轴向与环向变形规律及不同围压(5 MPa和64 MPa)下大理岩蠕变特征差异,采用等时应力-应变曲线法确定了大理岩的长期强度,并基于分数阶导数改进了大理岩蠕变模型。研究表明:13,27 MPa围压下,大理岩轴向应力应变曲线达到峰值应力后快速跌落,40,53,64 MPa围压下,峰值应力附近的应变曲线呈现明显的平台段,表明CJPL深部大理岩变形行为随着围压的增加具有由脆性向延性转化的趋势;无论是低围压还是高围压,相比于低应力水平,高应力水平下大理岩更容易发生蠕变变形且环向蠕变现象更加显著,蠕变过程中的扩容现象也更加明显,试样破坏时64 MPa围压条件下的体积蠕变变形为5 MPa围压下的16. 3倍;在蠕变加载过程中,大理岩变形模量均为先增加后减小。变形模量增加阶段,高围压下增加幅度较低围压小,64 MPa围压下试样变形模量增加的幅值为1. 8 GPa,小于5 MPa围压下的3. 6 GPa,表明试样受高围压作用已经部分压密。随着应力水平的增大,变形模量减小,高围压下减小幅度较低围压更大,围压64 MPa下试样变形模量减小幅值为9. 4 GPa,约为峰值变形模量的22%,围压5 MPa下试样减小幅值仅为1. 8 GPa,约为峰值变形模量的4%,表明高围压试样在破坏前裂纹的产生和扩展更为剧烈,岩石劣化程度更大;相同偏应力条件下,围压越大的试样蠕变速率越小,但破坏时变形更大且扩容现象显著,表明相同外荷载条件下,深部围岩赋存环境应力水平较高,变形难以收敛,易发生时效大变形破坏;围压为5,64 MPa时,采用等时应力-应变曲线法确定大理岩长期强度分别为170,290 MPa,为相应围压三轴压缩强度的82%,73%;基于分数阶导数,改进了大理岩黏弹塑性损伤蠕变模型,该模型具有形式简单同时能够很好的描述大理岩蠕变过程中的非线性加速特征的特点。     

蠕变和中间主应力影响下围岩变形分区弹塑性分析

考虑蠕变和中间主应力的影响,基于巷道变形稳定后围岩的峰值应力应为一定围压下岩石的长期强度的观点和统一强度理论,同时考虑围岩峰后阶段的应变软化和扩容特性,求得了围岩变形分区的弹塑性解析解。最后通过实例分析了蠕变和中间主应力对围岩应力、位移和塑性区半径的影响。研究表明：当忽略蠕变的影响时,一定程度上高估了围岩岩性,塑性区半径的理论结果仅为3.05m,与现场实测结果5.5m相差较大,当考虑蠕变的影响时,塑性区半径的理论结果为5.68m,接近于实测结果|验证了围岩的位移及塑性流动区半径随中间主应力增大而减小的性质,在设计支护时可适当考虑增大中间主应力。研究结果可为软岩巷道的支护力学计算及支护方案设计提供参考。     

新峪矿采空区下近距离巷道矿压特征研究

为研究采空区下近距离巷道的矿压特征,通过现场围岩变形监测分析了回采期间巷道的围岩变形规律,采用数值模拟的方法研究了巷道围岩应力的变化规律。 结果表明:巷道的竖向收敛量是两帮收敛量的2.02~3.09倍;距工作面10m的范围内,是采动影响的剧烈区,两帮在此区域受到的影响更为显著;巷道靠煤柱一侧围岩,竖向应力均呈现出一直增长的趋势,采空区的出现破坏了其下方围岩应力变化曲线的指数函数分布形式;上层采空导致了下层工作面的顶板不完整,支承压力作用明显减弱,影响范围仅为5~10m,相比常规类型巷道,影响范围大大缩小;由于上层煤柱侧向支承压力的存在,帮部岩体易因受压膨胀而破坏,引起顶板整体下沉,采空区渗水会加剧铝质泥岩的底板隆起。