循環外載激發下孔隙流體對煤巖動力災害孕育的力學作用機制

張振宇，鐘春林，薛康生，秦其智

(1.重慶大學 煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室，重慶 400044; 2.重慶大學 Geofluids,Geomechanics and Geoenergy (3G) Research Group,重慶 400044; 3.山東兗礦集團有限公司，山東 鄒城 273500)

孔隙流體廣泛存在于地質巖層中，對巖體強度和工程穩定性有重要的影響。水是一種常見的地質流體，富含黏土礦物的巖石遇水會發生水化作用，導致強度降低[1-2]，而黏土成分少的巖石受壓時，孔隙體積縮小，孔隙水受壓生成孔隙壓力，減小有效的外載應力，降低巖體的力學強度[3-4]。氣體是賦存于地下巖體中常見的另一類地質流體，如瓦斯和二氧化碳。不同于水，孔隙氣體對巖石強度的影響大多僅具有后者的力學作用。煤是一種有機巖石，具有較低的普氏硬度系數，孔隙壓力的存在能加速孔隙裂隙的損傷演化，在煤炭的井工開采過程中易誘發煤巖動力災害，如煤與瓦斯突出[5-6]。因此，研究孔隙流體對煤巖動力災害孕育階段的力學作用機制對指導煤巖動力災害的防治具有重要的理論意義和工程價值。

煤與瓦斯突出是由煤的物理力學性質、應力環境、瓦斯壓力等因素綜合作用下所發生的一種嚴重的礦山工程地質災害。目前，對煤巖瓦斯動力災害的研究取得了理論框架上的一致，掌握了煤巖瓦斯動力災害的影響因素及發展過程。煤巖瓦斯災害動力來源基本上可以歸結為瓦斯主導的理論[7]、地應力主導的理論[8]、綜合作用理論[9]等。綜合作用理論考慮了多因素的影響，被廣泛認知，但是煤巖瓦斯動力災害包含準靜態的災害孕育、動態的災害起始、發生和后期終止4個階段，孔隙瓦斯在每個階段的力學作用機制不盡相同[10-12]。為了指導煤巖瓦斯動力災害的區域重點防治，明晰準靜態階段孔隙壓力對煤巖強度損傷的力學作用機制變得尤為重要。

在煤炭的井工開采中，連續、高強度的工作面回采打破了煤巖的初始應力平衡，發生應力二次分布，在工作面前方實體煤中形成支承壓力區，并依次形成應力降低區(卸壓區)、應力集中區(增高區)和原巖應力區[9,13]。隨著工作面的不斷推進和頂板的周期下沉破斷，工作面前方煤體經受周期性的外荷載擾動，煤體中的水或瓦斯等流體會在循環外載的擾動下形成孔隙壓力，并在煤巖動力災害的孕育過程中扮演重要角色[14-17]。

伴隨著工作面的回采，支承壓力曲線不斷向前方煤體演化。起初經受支承壓力峰值作用的煤體逐步演化為煤壁近端的卸壓區煤體，而之前處于支承壓力峰值區與原巖應力區之間應力增高區的煤體將經受更高幅值載荷作用，直至達到支承壓力峰值。因此，工作面的回采將導致不同工作面距離處的煤體在不同時期經受不同幅值循環荷載作用。在靠近工作面的塑性區，煤體發生損傷破壞，導致應力釋放，該區域煤巖承受較小的支承壓力作用[18]。由于缺少側向應力約束，工作面近端的煤體可視為近單軸受力狀態。隨著工作面的回采，應力降低區的煤體經受近單軸循環荷載作用，孔隙流體通過與邊界連通性較好的孔裂隙逐漸排出，孔隙流體的及時排出對煤巖動力災害孕育的影響較小[19]。在煤壁深部，煤體由于受到側向約束而處于三維應力狀態，而且經受的支承壓力幅值隨著與工作面煤壁距離的不同而變化。目前，對該部分含孔隙流體煤體在循環外荷載擾動作用下的損傷演化機理的研究比較少，特別是孔隙流體對采煤工作面前方處在不同支承壓力區處煤體的損傷演化力學作用機制缺乏研究。

基于此，為研究循環外載激發下孔隙流體對煤巖動力災害孕育的力學作用機制，筆者對煤巖試件開展了不同孔隙壓力與不同軸向循環應力水平條件下三軸循環加卸載排水實驗，分析討論了循環外載擾動下孔隙壓力對工作面前方不同支承壓力區域煤巖動力災害孕育的力學作用機制。本研究只重點考察孔隙流體對煤巖動力災害孕育的力學作用機制，孔隙壓力通過孔隙水施加。

1 實驗方法

1.1 試件準備與實驗設備

煤樣取自陜西省亭南煤礦4號煤層的回采工作面，該煤層埋深401.32～788.60 m，煤層傾角3°～7°，密度為1.35 g/cm3。現場取到的煤塊在樣品加工室中加工成φ50 mm×100 mm圓柱體標準試樣，本次研究一共使用了6個煤巖試件，如圖1(a)所示依次編號為CD1～CD6。三軸循環荷載實驗前，采用真空加壓飽和裝置對試樣進行浸泡使其恢復到飽和的流體賦存狀態(圖2)。首先將試件抽真空排出孔隙中的空氣，再用5 MPa的水壓對煤樣試件浸泡5 h。與長時間無壓力浸泡飽和相比，抽真空之后加壓飽和煤樣所用時間更短，這樣可以盡量減少煤樣長期浸泡水對煤樣的軟化作用，從而集中于孔隙流體的力學作用機制研究。

圖1 煤樣及變形測量裝置的安裝Fig.1 Installation of coal sample and deformation measuring device

圖2 真空加壓飽和裝置Fig.2 Vacuum pressure saturation device

煤巖在孔隙壓力與循環荷載耦合作用下的三軸排水實驗是在Geotechnical Consulting & Testing System (GCTS)高溫高壓力學實驗機上進行的。該設備主要包括控制模塊、加載模塊和數據采集模塊，軸向可施加的最大壓力為3 000 kN，圍壓和孔壓上限為210 MPa。如圖1(b)所示，孔隙壓力是通過上下壓頭的通道施加在煤樣試樣兩端。試件在循環加載過程中產生的變形通過軸向和徑向變形測量裝置來采集。為了揭示孔隙水壓與循環荷載對煤巖孔隙裂隙變化的影響，研究中使用上海紐邁公司生產的MacroMR12-150H-I核磁共振系統測量煤樣循環加載實驗前后的孔隙度變化和對煤樣進行成像觀察對比分析循環加載前后裂隙的演化。

1.2 實驗方法及過程

實驗設置了2組最大軸向循環加載應力，分別為0.5σT和0.8σT，目的是模擬煤體在不同支承壓力區域的應力環境。其中σT為飽和煤巖在圍壓為8 MPa下的三軸壓縮強度。在循環荷載實驗前，測試了3個飽和煤巖試件在圍壓為8 MPa下的三軸壓縮強度，取3個煤巖試樣的三軸壓縮強度平均值作為此煤巖的三軸壓縮強度。由于本實驗中只將三軸壓縮強度作為實驗方案設計的參考值，因此，三軸強度測試的細節不在此作詳細的描述。為研究不同流體壓力對煤巖在循環荷載作用下的損傷演化的影響，本次實驗分別包含了1，3和5 MPa三種孔隙壓力情形，具體實驗方案見表1。煤樣加壓飽和之后，首先采用核磁共振儀器對其進行孔隙度測量與核磁成像，然后開展循環加載實驗。循環加載實驗步驟如圖3所示，本次實驗中將圍壓設定為8 MPa。第1加載階段以0.1 MPa/s的加載速率將軸壓(σ1)與圍壓(σ2=σ3)同時加到預定值8 MPa;第2加載階段將孔隙壓力P0加載到預定孔隙壓力并保持該狀態1 h;第3階段以0.1 MPa/s的加載速率將軸壓加載至循環荷載起始應力;第4階段進行循環加卸載實驗。由于外荷載擾動會有一定的間歇性，為了研究外載擾動暫停期間孔隙壓力及流體的狀態在煤體中的變化，分別在循環次數為200和400次時暫停加載1 h。循環加載實驗結束后，將試件再次進行飽和并測量核磁孔隙度與核磁成像。

實驗研究中采用恒壓排水實驗條件，其目的是為了模擬循環荷載作用時煤巖內部孔隙閉合與張開所導致的孔隙流體與周邊流體的耦合作用過程。在實際的煤炭開采中，流體賦存于煤巖體內部及其周圍。煤體內部孔隙閉合會導致流體壓力升高，流體可以通過連通的孔隙排到周邊，使流體發生局部遷移;當煤巖產生裂隙損傷時，煤巖孔裂隙體積增大，導致煤巖蘊含的流體壓力減小，此時，周邊的流體會在外部恒定流體壓力的驅使下補給煤巖孔裂隙空間。

2 結果及討論

2.1 不同孔隙壓力及循環荷載條件下煤巖的變形特征

圖4為最大循環加載應力為0.5σT時煤巖在孔隙壓力分別為1，3和5 MPa時軸向和徑向應力應變曲線。可以看出，當孔隙壓力為1 MPa和3 MPa時，煤巖的軸向與徑向應力應變曲線幾乎沒有變化，表明煤巖內部在加載過程中沒有產生大量損傷裂紋。隨著孔隙壓力上升為5 MPa，煤巖軸向和徑向應變在循環加載過程中發生了較大的變化，但是試件最終沒有被破壞。由圖4(a)～(c)徑向應變曲線可以看出煤樣的徑向殘余應變的演化特征與孔隙壓力大小有關，由圖4(b),(c)可以明顯看出，煤樣的徑向殘余應變隨著循環加載次數的增加逐漸向正方向(圖4(b),(c)中箭頭所指的方向)演化，表明煤樣的徑向在膨脹到最大值之后便開始逐漸收縮。

圖5為最大循環加載應力為0.8σT時煤巖在孔隙壓力分別為1，3和5 MPa時軸向和徑向應力應變曲線。當最大循環加載應力為0.8σT時，所有試件的軸向和徑向應變在加載過程中持續增大，直至試件破壞。只從軸向和徑向應力應變曲線特征不能明顯看出孔隙壓力變化對煤巖破壞的影響。

圖5 最大循環加載應力為0.8σT時煤巖試件軸向與 徑向應力應變曲線Fig.5 Axial and radial stress-strain curves of the coal when the maximum cyclic loading stress is 0.8σT

圖6為每次循環加載之后應力卸載到最低水平時煤樣CD1～CD6的殘余徑向和體積應變。由圖6(a)可以看出，在第1個循環加載結束時，煤樣CD1～CD3的殘余徑向應變為負方向的最大值，分別為-0.132%，-0.101%和-0.082%，表明第1個循環加載后煤巖徑向發生相應的膨脹變形。在之后的循環加載過程中，殘余徑向應變逐漸沿正方向發展，說明煤樣的徑向尺寸在逐漸收縮，這與飽和煤巖在單軸排水條件下的循環加卸載實驗結果一致[19]。在最大循環加載應力為0.5σT時出現上述結果的原因是煤巖在第1次循環加載時，內部較為薄弱的地方發生少量的破壞，從而導致徑向產生一定的膨脹變形。因此，在結束第1次循環加載時煤巖徑向應變為負值。隨后的循環加卸載中，膨脹效應逐漸減弱。由于本研究為三軸循環加卸載排水實驗，實驗中試件兩端通入恒定的孔隙壓力。當軸向應力上升，試件內部的孔隙裂隙收縮導致內部孔隙壓力升高，甚至超過試件兩端施加的孔隙壓力，使充填在煤巖孔隙裂隙中的水被逐漸排出，孔隙裂隙也逐漸閉合。由于孔隙流體排出孔隙閉合之后要再將流體注入到孔隙中比較困難[20]，因此煤巖體徑向尺寸隨著孔隙水的排出而逐漸減小，且在第1次加載之后的每次循環加載過程中，排水導致的徑向收縮量大于煤巖受壓產生的膨脹量，因此在循環加卸載中煤巖整體上表現為沿徑向逐漸收縮。煤樣CD1～CD3在結束循環加載后徑向應變值分別為-0.077%，-0.052%與0.047%，與第1次循環加載之后的徑向應變相比，增量分別為0.055%，0.049%與0.129%，這表明當孔隙壓力升高時，徑向與體積收縮效應越明顯。甚至當孔隙壓力為5 MPa時，煤巖試件的殘余徑向應變由負數逐漸變為正數，表明循環加載之后煤巖徑向尺寸要小于加載之前，煤巖徑向發生顯著的收縮變形。

如圖6(b)所示，當最大循環加載應力為0.8σT時，試件的殘余應變演化與最大循環加載應力為0.5σT時相比有明顯的差異。在該應力條件下，煤樣最終都被破壞。在加載初期，煤樣CD4與CD6的徑向有小幅度收縮現象，但是隨著循環荷載的持續作用，應變再次往徑向膨脹的方向積累，而且在破壞階段徑向膨脹提速。隨著孔隙壓力增大，試件破壞速度也增加。圖6(d)中CD4的體積變化與其他2個試件不同，而且其徑向應變在試件破壞前變化也不明顯，這與其他2個試件的徑向應變演化規律不同。這是由于試件不均勻性破壞形態導致的，具體解釋見第2.4節。

圖6 煤巖試件徑向與體積殘余應變演化特征Fig.6 Evolution characteristics of residual radial and volume strain of coal

圖6(a),(c)顯示在循環加載荷載暫停之后重新加載時，煤樣的殘余徑向和體積應變值發生了突變，表明煤巖的體積和徑向收縮量突然增加。產生這一現象的原因可能是:在長期的循環外載作用過程中，煤巖內部孔隙發生周期性地閉合與張開，孔隙水隨著孔隙閉合與張開周期性地排出和充入。在循環荷載暫停之前，孔隙水的排出與孔隙變形達到平衡，循環荷載突然暫停時，部分煤巖孔隙中高壓力水繼續被排出，導致煤巖試件發生持續的徑向收縮變形。在外部流體壓力保持恒定的情況下，隨著循環外載的重啟，孔隙水的充入與排出與早期孔隙變形不同步，軸向應力在卸載到最低應力時孔隙水不能及時充入孔隙體積內撐起孔裂隙，因此導致煤巖的體積和徑向尺寸收縮量突然增加。孔隙水的充入和排出在隨后的加卸載中與孔隙體積變形再次達到平衡，孔隙水將煤巖孔隙撐起，所以殘余體積和徑向應變會逐漸恢復到暫停加載之前的水平。孔隙水的遷移與循環應力不同步導致循環荷載暫停之后再次加載時體積與徑向應變產生突變的現象會受到煤巖孔隙連通性等因素的影響，當孔隙連通性較好時，孔隙流體能在循環擾動下及時的排出或補充，孔隙流體的遷移與應力波動達到同步。而當孔隙連通性較差時，孔隙內部的流體在循環擾動下不能及時排出，局部高壓一方面會阻礙孔隙的閉合從而影響煤巖的體積變形，另一方面，會改變煤巖的應力狀態，減小裂隙之間摩擦強度，促使裂紋擴展導致煤巖發生破壞，可能對于煤巖動力災害的孕育起到促進作用。

需要說明的是，煤巖CD4～CD6在最大循環加載應力為0.8σT時，試件在200次循環之前破壞，因此加載實驗中途沒有暫停階段。

2.2 不同孔隙壓力及循環荷載條件下煤巖孔隙度演化特征

在核磁共振中，一般通過橫向弛豫時間T2與表面弛豫率ρ來計算多孔介質的孔徑分布，其中ρ為一個常數。因此，T2與孔徑大小呈線性關系，T2越大，孔徑越大。在ρ值未知的情況下，可以用T2的分布曲線來定性的描述該介質的孔徑分布[21-22]。

圖7，8分別為最大循環加載應力為0.5σT和0.8σT時煤巖試件實驗前后的T2分布曲線。可以看出，當最大循環加載應力為0.5σT時，煤樣循環加載前后的孔徑分布情況基本不變，這與飽和煤巖在單軸排水條件下的循環加卸載實驗結果一致[19]。而最大循環加載應力為0.8σT時，試件發生宏觀破壞，所有煤樣孔徑分布都發生了明顯的改變，而且煤巖內部大孔的數量增加比較明顯，說明在循環加載實驗中，有大量的小孔擴展演化為大孔。圖9為循環加載前后煤樣的孔隙度及孔隙度增量的對比，由圖9可知，循環加載后所有試件的孔隙度都呈增加趨勢，但是最大循環加載應力為0.5σT時，煤巖孔隙度的增量僅有2%～3%，而且孔隙度的變化沒有表現出與孔隙壓力大小有明顯的相關性。然而當最大循環加載應力為0.8σT時，煤巖試件的孔隙度在循環加載后變化比較明顯，而且孔隙度的增量與孔隙壓力呈正相關，孔隙壓力為1，3和5 MPa時，煤巖孔隙度在循環加載后分別提高了14.9%，21.6%和26.4%。孔隙壓力越大，煤巖在加載破壞后的孔隙度越大，說明在該應力狀態下孔隙壓力對煤巖孔隙在循環荷載作用下的損傷演化具有促進作用。

圖7 最大循環加載應力為0.5σT時煤巖試件循環 加載前后T2分布曲線Fig.7 T2 distribution curves of coal before and after cyclic loading when the maximum cyclic loading stress is 0.5σT

圖8 最大循環加載應力為0.8σT時煤巖試件循環 加載前后孔隙變化情況Fig.8 T2 distribution curves of coal before and after cyclic loading when the maximum cyclic loading stress is 0.8σT

圖9 循環加載前、后煤巖試件孔隙度對比Fig.9 Comparison of porosity of coal before and after cyclic loading

圖10為煤巖試件CD2，CD4，CD5和CD6在循環加載前后的核磁成像圖，其中高亮的部分代表水分子聚集，即孔隙裂隙較多的地方。由圖10可知，煤巖均質性較差，孔隙裂隙分布不均勻。由于最大循環加載應力為0.5σT時煤巖加載前后的孔隙度與孔徑分布變化比較小，且孔隙度變化與孔隙壓力大小相關性不強，所以只選擇煤樣CD3的核磁成像圖片來分析最大循環加載應力為0.5σT時孔隙壓力對煤巖內部孔隙演化和裂隙擴展的影響。由圖10(a),(b)可知,CD2煤樣內部孔隙分布是有變化的，有些部位在加載前孔隙較為聚集，但是加載后部分孔隙消失了，如圖10(a)中紅色矩形框區域所示，這是由于在循環加載過程中孔隙被壓實、閉合。然而，有些部位在循環加載后孔隙度卻增加了，如圖10(b)中紅色橢圓區域，但是煤巖的整體孔隙度與孔徑分布在循環加載前后卻未表現出明顯的差異。產生這一結果的原因是由于煤巖內部均質性較差，導致內部應力分布不均，所以在循環加載過程中，部分區域的孔隙度降低而另一部分區域的孔隙度升高，但是由于加載應力較小，使得孔隙度降低和升高程度都有限，所以整體的孔隙度與孔徑分布變化不明顯。煤巖試件(CD4～CD6)在循環加載實驗中發生宏觀破壞，由圖10(d)，(f)，(h)可以觀察到試件內部產生了大量的宏觀裂紋。對比循環加載之前的核磁成像圖片可以發現很多加載之前孔隙較為集中的區域在加載之后都消失了，說明該區域在循環加載過程中被壓實。3個試件內部的宏觀裂紋都擴展到了試件的端部(即孔隙壓力的入口處)，這是由于在加載過程中，孔隙水的排出和充入都要經過試件的端部，因此，端部的裂隙最容易遭到孔隙壓力的作用而擴展。

圖10 循環加載前后煤巖試件核磁成像對比Fig.10 Comparison of NMR imaging of coal before and after cyclic loading

2.3 裂隙損傷演化對孔隙流體壓力的影響

圖11為孔隙壓力隨軸向應力循環波動曲線。雖然在實驗中設置了兩端入水口的壓力為恒定值，但是隨著軸向應力的加卸載，孔隙流體也會周期性的排出和回充，這樣使得入口端的水周期性的聚積和減少，因此，孔隙壓力也會隨著軸向應力循環加卸載出現周期性的、小幅度的波動。

圖11 煤巖試件孔隙壓力隨軸向應力循環波動曲線Fig.11 Fluctuation curve of pore pressure with cyclic loading

圖11(a),(b)分別為煤樣CD3在循環加卸載起始階段和加卸載末期應變不變階段孔隙壓力隨軸向應力循環波動曲線。圖11(c)～(e)分別為CD6煤樣在循環加載起始階段和中間應變緩慢積累階段以及加載末期失穩階段孔隙壓力隨軸向應力循環波動曲線。由圖11(a),(b)可知，當最大循環加載應力為0.5σT時，無論是循環加載起始階段(圖11(a))還是應變不變階段(圖11(b))，孔隙壓力都隨著軸向應力發生等幅波動。但由于在開始的幾個循環加卸載過程中煤體內部出現少量損傷裂紋，在軸向應力卸載到最小值時，裂隙周圍和試件兩端的流體運移到新裂隙中，導致試件端部水減少出現孔隙壓力下降的現象。但是，由于最大軸向應力值較低，裂紋產生的數量較少，所以孔隙壓力的最低值在前幾個周期中會略微降低，降低幅度在 0.02 MPa左右。在之后的循環加載中，孔隙壓力波動的上下限基本保持不變，說明在之后的循環加卸載過程中煤巖內部孔隙以彈性變形為主。

當最大循環加載應力為0.8σT時，試件在循環加載起始階段產生大量損傷裂紋，導致裂紋周邊及試件兩端的水大量進入新裂紋，導致孔隙壓力降低得比較明顯，如圖11(c)所示，孔隙壓力降幅達到了0.2 MPa，是最大循環加載應力為0.5σT時孔隙壓力降幅的10倍左右。此外，當產生塑性變形之后，應變會滯后于應力的變化[23-24]，所以導致孔隙壓力的變化會滯后于軸向應力的變化。在變形緩慢發展階段(圖11(d))，由于裂紋擴展速率較小，所以孔隙壓力波動的上下限也保持不變且沒有明顯的滯后現象。隨著循環加載的繼續，煤巖內部損傷逐漸積累，微觀裂紋逐漸擴展、連通形成宏觀裂隙，新裂隙與舊裂隙相互連通之后流體在孔隙壓力的驅動下進入新裂隙中。孔隙壓力會阻礙裂隙的閉合從而降低裂隙面之間的摩擦強度，進而使煤巖內部在短時間內產生更多裂隙。此時，就需要更多的流體來充填新的裂隙空間，因此，大量的水在短時間內由孔隙壓力入口運移到試件內部，導致入口處的水壓瞬間下降，如圖11(e)所示，降幅為0.25 MPa。此外，當試件兩端孔隙壓力越大時，水越容易在孔隙壓力的驅動下進入新生成的裂隙空間，從而阻礙孔裂隙的閉合，削弱煤巖的強度。因此，在本研究中孔隙壓力越大時，試件破壞所需的循環加載次數越少。

2.4 循環外載激發下孔隙流體對煤巖動力災害孕育的力學作用機制

以上研究表明，在不同的應力狀態下孔隙壓力對于煤巖損傷演化的力學作用機理不同。煤壁深部與工作面不同距離的煤體受到的支承壓力不同，如圖12所示，在工作面距離A點較遠時，A點處煤巖處于支承壓力集中區域(支承壓力曲線1)，隨著工作面的推進，A處煤巖經受高幅值循環外載作用，而B點處煤巖靠近原巖壓力區域，經受較低幅值循環外載作用。在軸向最大循環加載應力為0.5σT時，對應著圖12支承壓力曲線1中的B點處煤體，在初期的低幅值循環外載作用下，煤巖內部不會產生大量的損傷裂紋。此時，孔隙流體主要行為是在循環應力的擾動下逐漸從煤巖孔隙中排出，孔隙流體逐漸排出之后，孔隙也會隨之閉合，從而導致煤體在徑向上產生收縮變形。煤巖的徑向收縮一方面減小煤層局部的滲透性;另一方面，會降低煤層水平應力，從而降低煤巖的三軸抗壓強度。而排出的孔隙流體在煤體中發生局部遷移和聚集。隨著工作面的推進，圖12中的支承壓力曲線1演化成虛線表示的支承壓力曲線2，之前處于較低支承壓力(支承壓力曲線1)B點煤體將經受較高幅值的循環外載作用，局部聚集的孔隙流體受壓容易形成局部高孔隙壓力，進而改變煤體的受力，加速煤巖動力災害的孕育[25]。此外，高孔隙壓力也可以為瓦斯動力災害的發生提供動力源。

圖12 煤礦開采工作面前方支承壓力演化分布示意Fig.12 Schematic diagram of supporting pressure distribution in front of working face

在軸向最大循環加載應力為0.8σT時，對應著圖12支承壓力曲線1中的A點處煤體，A點處煤體在循環加載過程中失穩破壞，而且孔隙壓力越大，煤巖破壞速度越快。在此擾動應力狀態下，孔隙壓力對煤巖試件損傷演化的力學作用主要表現為:試件在失穩階段時煤巖內部產生大量裂隙，水進入裂隙里面形成孔隙壓力，一方面該流體抵抗裂隙方向閉合，降低了裂隙面的摩擦強度，使裂隙擴展變得更容易;另一方面，在所生成的孔隙壓力給裂隙尖端提供了額外的拉伸應力，可以提速裂隙尖端擴展。

在本研究中不考慮煤巖初始孔隙度與初始節理裂隙對實驗結果的影響。為減小初始孔隙度與初始節理裂隙等因素對實驗結果的影響，挑選了外觀、質量、核磁孔隙度及孔徑分布相近的試件進行實驗。因此，試件破壞的形態主要是受到孔隙壓力大小的影響。圖13展示了軸向最大循環加載應力為0.8σT時煤巖試件的破壞形態，由圖13可知，隨著孔隙壓力的增大，試件的破壞程度也越大。當孔隙壓力為1 MPa時，破壞煤樣的裂紋尺度較小，沒有形成1個貫通的大裂隙，煤樣也保持得較為完整，不松散破碎。當孔隙壓力增加到3 MPa后，破壞的煤樣中出現了1個貫通的大裂紋。與孔隙壓力為1 MPa時的煤巖CD10和3 MPa時煤巖CD11的破壞相比，孔隙壓力為5 MPa時煤巖CD12的破壞更為嚴重，產生的裂隙數量多，試件被大裂隙完全貫通，變得松散破碎(圖13(c))，稍微觸碰就解體成碎塊。且大裂隙之間存在大量的煤巖碎屑和煤粉，這種破壞情況與煤巖瓦斯動力災害中產生大量煤粉的現象相似。因此，此種破壞模式的差異是由高的孔隙壓力所致，高孔隙壓力會導致最終的失穩失效呈現沖擊性。

圖13 煤巖試件破壞實物Fig.13 Picture of the damaged coal specimens

需要說明的是，煤巖試件CD10的破壞主要集中在一個端部，從另外一端到試件中部都沒有產生明顯的裂紋。由圖10(d)的核磁成像結果也可以看出該試件只在端部產生裂隙，試件的另一端至試件中心幾乎沒有裂隙產生。在實驗室中，測量試件徑向變形的測量裝置是固定在試件的中部的。在循環加載過程中，煤巖試件的變形主要集中試件的一個端部，所以該變形量沒有被徑向變形測量裝置采集到。因此，出現了圖5(a)中軸向應變變化較大而徑向應變在試件破壞前變化不明顯的實驗結果。由于徑向變形裝置采集不到煤巖試樣的這種不均勻徑向變形，所以根據采集的數據計算出的體積應變無法真實反映出煤樣真實的體積變形，最終導致了如圖6(d)所示試件CD10的殘余體積應變的演化方向與其他2個試件的相反的結果。

3 結 論

(1)當最大循環加載應力水平為三軸強度的50%時，煤巖的軸向與徑向應力應變曲線在孔隙壓力1，3 MPa下變化不顯著，表明煤巖內部都沒有產生大量的損傷裂紋。但隨著孔隙壓力上升為5 MPa，煤巖軸向和徑向應變在循環加載過程中變化相對顯著，說明孔隙流體參與了其中的力學變形機制。

(2)煤巖經受低幅值循環外載作用時，孔隙流體在循環加卸載過程中被逐漸排出會引起煤的巖徑向收縮從而導致試件的殘余軸向應變在循環加載過程中逐漸減小，而且孔隙壓力越高，煤巖徑向收縮的量越大。

(3)當最大循環加載壓力為煤巖三軸強度的80%時，煤巖在加載過程中發生失穩破壞，破壞速度與孔隙壓力正相關。而且當孔隙壓力為5 MPa時，煤巖試件遭到嚴重破壞，試件被大裂隙完全貫通，宏觀裂隙之間產生大量的煤巖碎屑和煤粉。

(4)核磁共振結果顯示煤巖經受低幅值循環外載作用后，孔隙度變化不顯著;而經受高幅值循環外載作用后，煤巖試件加載破壞后孔隙度顯著增加，且孔隙度的增量隨孔隙壓力的升高而增大。

以上結果顯示，距離工作面較遠的煤體首先經受低幅值循環外載作用，孔隙流體的排出導致煤體沿水平方向產生收縮變形，一方面會減小煤層局部的滲透性;另一方面，會降低煤層水平應力從而降低煤巖的三軸抗壓強度。而排出的孔隙流體在煤體中發生局部遷移和富集，當流體富集區域經受后期高幅值循環外載作用時容易形成局部高孔隙壓力，進而改變煤層受力狀態，加速煤巖動力災害的孕育，并加劇煤體在動態失穩中粉末化。