高壓氣體誘發煤巖動力破壞的實驗研究

丁言露岳中琦

1.北京大學工學院,北京 100871;2.北京大學北京天然氣水合物國際研究中心,北京 100871;3.香港大學土木工程系,香港特別行政區 999077

0 引言

煤巖破裂造成的動力災害嚴重威脅著采礦和隧道開挖工程,如巖爆、沖擊地壓和煤與瓦斯突出等。煤巖在深部地下形成過程中伴隨著氣體運移,如甲烷(CH4)、二氧化碳(CO2)等。巖爆、沖擊地壓和煤與瓦斯突出是煤巖特殊的動力破壞形式,其深層機理尚未被完全揭示。在煤巖體開挖形成臨空面后,煤巖體內外形成氣壓差,可能引起煤巖的變形破壞。當煤巖體內封閉氣體含量較多時,開挖后產生的較大氣體壓強差可能誘發沖擊地壓和巖爆現象。陳宗基和康文法(1991)提出了“封閉應力”的概念,指出巖石工程災害是由于巖石內“封閉應力”導致的。岳中琦(2014,2015)進一步提出“封閉應力”的能量來源于巖石內部封閉的微細氣體包裹體。這些微細氣體包裹體在高壓強時具有較大的膨脹能力。同時,當煤巖體內氣體含量很大時,煤巖體可在高壓氣體的作用下發生變形和破壞,導致煤與瓦斯突出現象(He et al., 2010; Yang et al., 2018)。煤巖體動力破壞過程復雜,通常是由多種因素的綜合作用產生的,這些因素包括氣體壓強、煤巖體地應力和煤巖體強度等(Hyman, 1987;Hu et al., 2015;Yin et al., 2016;Wang et al., 2018)。因此,在煤巖體開挖過程中,煤巖體不僅受到地應力等外部載荷作用,而且還受到內部載荷作用。

迄今為止,完整煤巖在準靜態載荷和動載荷作用下的力學行為已經進行了很多試驗和測試(Evans and Pomeroy, 1966;Huang et al., 2010;Zhang and Zhao, 2014;Zhao et al., 2016;王成虎等, 2020)。但是很少有考慮內部載荷作用下的煤巖體變形破壞特性。當煤巖內部含有氣體時,煤巖的變形破壞機理也會受到內部氣體的影響。含氣(如N2、CH4或CO2)煤樣的力學實驗研究表明,氣體的存在會導致煤巖的物理性質(如膨脹)和力學性質(如強度)發生變化,使得煤巖滲透率增大、強度降低(Ates and Barron, 1988;Viete and Ranjith, 2006,2007; Pan and Connell, 2007;Pini et al., 2009; Ranjith et al., 2010; Kong et al.,2015; Hu et al., 2016)。因此,煤巖的物理力學性質同時取決于煤巖固體骨架和內部孔隙氣體。已有的煤與瓦斯突出的機理和假說主要從能量角度基于災害發生的全過程進行研究,包括煤巖體的破碎階段、瓦斯涌出和破碎煤巖的搬運等。雖然地應力等作用對煤巖體的破碎有較大影響,但是煤巖體的破碎劇烈程度在沖擊地壓等沒有高壓氣體作用時的煤巖動力災害小于有氣體作用的煤巖動力災害。因此,有必要研究高壓氣體對煤巖體的破碎誘發機制,為煤與瓦斯突出等氣體參與的煤巖動力災害現象提供深刻認識。雖然已有相關實驗研究氣體的泄壓作用與煤巖破壞關系的實驗,但是,實驗中的研究參數很少,并沒有監測煤巖變形破壞的應力-應變響應等(Litwiniszyn, 1994;Guan et al., 2009; Wang et al., 2015; Ding and Yue, 2018)。為了更好地揭示煤巖體內部高壓氣體作用下誘發的巖爆、沖擊地壓和煤與瓦斯突出等動力破壞機理,有必要對含高壓氣體煤巖的變形破壞響應進行深入的研究。

文章設計制造了一種新的含高壓氣體煤巖的實驗裝置,可以定量研究高壓氣體快速泄壓產生的內部載荷作用下煤巖的變形破壞行為。通過對煤巖試樣的環向、軸向和體積應變進行測量和分析,獲得了高壓氣體產生的變形與內部載荷之間的定量關系。最后,確定了煤巖試樣在內部氣體作用下的破壞強度與氣體壓強的關系。

1 煤巖高速泄壓實驗

1.1 實驗裝置

為研究高壓氣體驅動作用下巖石的變形破壞作用,文章中設計、制作和測試了一套新型實驗裝置。該實驗裝置主要由透明腔體、泄壓裝置、二氧化碳氣瓶和數據采集儀組成,如圖1所示。圓柱形腔體內徑為50 mm,高度為120 mm,壁厚約5 mm,可承受至少2 MPa氣壓。在圓柱形腔體的頂部,共設計兩個出口,一個用于注入氣體,另一個連接到氣壓傳感器用于采集并記錄實驗數據。實驗中使用的是二氧化碳氣體,易于存儲并且安全,氣瓶的調節閥可控制氣體壓強。高速泄壓裝置由鋼化玻璃片和破碎裝置組成,用于控制高壓氣體的釋放。鋼化玻璃厚度為3 mm,耐壓超過2 MPa。

圖1 含高壓氣體煤巖實驗裝置圖Fig.1 Experimental apparatus for the coal and rock with high-pressure gas

1.2 煤巖試樣

實驗中使用的煤粉從山西省長治市屯留煤礦三號煤層采樣獲得。為實現更好的重復性,實驗中的煤巖試樣由煤粉與水泥混合得到煤巖相似材料。試樣由尺寸小于600 μm的煤粉顆粒制成,煤粉與水泥的混合質量比為19∶1,水與固體質量比為1∶5。試樣的直徑為35 mm,高度為35 mm。試樣的抗壓強度約為3.2 MPa。煤巖相似試樣具有與煤巖相似的力學性能 (Wang et al., 2017;Skoczylas et al., 2014)。實驗中采用應變片測量在高壓氣體作用下試樣的變形。

1.3 實驗步驟

1.3.1 試樣固定

將貼有應變片的試樣放入圓柱腔體中,并固定在腔體中央。為了避免高壓氣體泄壓過程中腔體的不穩定,將圓柱腔體固定在如圖1的框架中。數據采集儀每0.2 ms記錄一次數據,記錄頻率為5000 Hz。

1.3.2 氣體充入與平衡

在充入氣體之前,使用真空泵對圓柱腔體進行抽真空,以使得試樣內充入高純度氣體。由于試樣的滲透率低,氣體在試樣中的流動和擴散非常緩慢。氣體滲透到試樣內部孔隙達到平衡狀態需要花費很長時間,實驗過程中室溫為25 ℃。在氣體擴散和流動緩慢完成過程中,保持恒定的氣壓以使氣體進入試樣內部孔隙并達到平衡,最終試樣內外氣體具有相同壓強。對于實驗試樣,氣體在試樣內擴散所需時間可以由t=r2/D估算,其中r是試樣的半徑,D為氣體在煤巖中的擴散系數,取2×10-5cm2/s,氣體充入至完全滲透進入試樣時間約為42小時(Saghafi et al., 2007)。

1.3.3 氣體釋放

當試樣內孔隙氣體壓強與試樣外圓柱腔體內氣體壓強達到平衡狀態后,快速釋放腔體內氣體壓強。實驗中采用2種泄壓方式:第1種通過充氣管道緩慢泄壓;第2種使用千斤頂推著破碎裝置向上破碎鋼化玻璃,連通腔體內外,實現快速泄壓。試樣周圍圓柱腔體內氣體由高壓強迅速下降至大氣壓強。但是,由于試樣滲透率低,試樣內部孔隙的氣體壓強比試樣外腔體內氣體壓強的降低速度慢。因此,試樣內孔隙氣體壓強比煤巖外氣體壓強大,這種氣體壓強差會引起試樣內部孔隙氣體膨脹,形成內部載荷,導致試樣的變形和破壞。

2 實驗組別和宏觀結果

針對不同的充入氣體壓強和泄壓速率條件,共進行了4組實驗。實驗過程中使用應變片測量了試樣的變形破裂過程,包括氣體滲透和氣體釋放的完整過程。實驗A和實驗B采用了緩慢泄壓,而實驗C和實驗D的試樣采用了快速泄壓。對試樣吸附過程中的變形和應變變化進行了測量和分析,實驗數據如表1所示。

表1 實驗參數與結果Table 1 Summary of the experimental data and results

實驗A和實驗B中的氣壓分別為0.5 MPa和1.0 MPa,平均氣體泄壓速率為0.3～0.4 MPa/s,在試樣經歷氣體泄壓后,未發現明顯的裂紋。實驗C中的充入氣壓為0.5 MPa,平均氣體泄壓速率為6.6 MPa/s,氣體泄壓后試樣出現了明顯裂縫,如圖2所示。可以發現,當鋼化玻璃破碎后腔體與外部連通,試樣周圍氣壓快速下降,此時試樣內部氣體無法快速排出而產生壓強差,導致裂紋的產生并擴張。試樣中裂縫的總擴張時間約為30 ms。

圖2 充入氣體壓強為0.5 MPa時快速泄壓引起的試樣破裂(時間間隔16.7 ms)Fig.2 Specimen fracture caused by the gas decompression of 0.5 MPa (time interval between two video images is 16.7 ms). (a)Intact specimen. (b) Fractures initiate when the gas pressure gradient occurs. (c) Fractures continue growing with the gas pressure gradient increases. (d) Fractures stop when the gas pressure gradient decreases

在實驗D中,試樣內部氣壓為1.0 MPa,平均泄壓速率為8.2 MPa/s,如圖3所示。在氣體泄壓過程中,試樣發生劇烈破碎。試樣在泄壓后約30 ms內破碎。

圖3 充入氣體壓強為1.0 MPa時快速泄壓引起的試樣破裂(時間間隔16.7 ms)Fig.3 Specimen fragmentation caused by the gas decompression of 1.0 MPa (time interval between two video images is 16.7 ms).(a) Intact specimen. (b) Fractures and fragmentation initiate when the gas pressure gradient occurs. (c) Fragmentation continues growing with the gas pressure gradient increases. (d) Fragmentation stops when the gas pressure gradient decreases

3 分析與討論

3.1 充氣過程中煤巖的膨脹

煤巖中存在各種孔隙,CH4、CO2等氣體可以填充在這些孔隙中。煤巖的物理力學性質不僅與煤巖固體介質有關,而且還與煤巖內部的孔隙氣體相關。首先,當氣體滲透并擴散到煤巖體內部時,煤巖試樣出現膨脹。氣體不僅存在于固體孔隙中,還可以被吸附在煤巖的內表面上。根據實驗中記錄試樣的軸向應變和環向應變,可以通過下式計算試樣的體積應變:

其中,εV表示體積應變,εa表示軸向應變,εh表示環向應變。

試樣在氣體充入過程中的環向應變、軸向應變和體積應變隨時間的變化如圖4所示。試樣的環向應變和軸向變化并不一致,說明試樣呈現輕微的各向異性特征。在氣體吸附過程中,軸向應變大于環向應變。實驗中試樣的應變表現出與原煤相似的特征 (Majewska et al., 2010;Zang and Wang, 2017)。

圖4 四組試驗的試樣在氣體滲入和吸附過程中的應變變化Fig.4 Change in strain of specimens during the gas penetration and adsorption

在實驗A和實驗B中,試樣在0.5 MPa氣壓下平衡,應變達到穩定狀態。氣體可以滲透、擴散進入煤巖試樣,并被吸附在試樣的內表面上。由氣體滲透和吸附引起的應變變化主要發生在前10小時內,如圖4所示。

3.2 氣體泄壓過程中煤巖變形與破壞特性

實驗A中,試樣在0.5 MPa氣壓下平衡,此時測量的最大環向應變為2000,軸向應變1472,體積應變4944。之后,以低泄壓速率緩慢釋放氣體。氣體泄壓持續時間約為1200 ms,平均泄壓速率約為0.4 MPa/s,見圖5a。在氣體緩慢泄壓過程中,相對于平衡時的應變,環向應變降低了約300,軸向應變降低了686,體積應變降低了1286。軸向應變變化大于環向應變,這表明試樣具有各向異性。在氣體泄壓過程中,沒有明顯的裂紋出現,說明氣體緩慢泄壓時未達到試樣破裂條件。試樣內部氣體壓強隨著氣體逸出而降低,試樣內外的氣體壓強差較小,無法使試樣破壞。

實驗B中,試樣在1.0 MPa氣壓下平衡,此時測量的最大環向膨脹應變為2274,軸向膨脹應變2844,體積膨脹應變7392。之后,以低泄壓速率進行,整個泄壓過程的平均速率為0.3 MPa/s,見圖5b。在泄壓開始的600 ms內,與氣體泄壓前試樣內外氣體平衡時相比,試樣的環向應變、軸向應變和體積應變逐漸減小了36、 88和160。在接下來的幾千毫秒內,環向應變、軸向應變和體積應變分別下降了648、808和2104。實驗B和實驗A的結果相似,試樣由于氣體排出而產生收縮。

實驗C中,試樣在0.5 MPa氣壓下平衡,此時測得最大環向膨脹應變為1656,軸向膨脹應變1800,體積膨脹應變5112。之后,以高泄壓速率釋放氣體。在氣體泄壓過程中,平均氣體泄壓速率為6.6 MPa/s,最大泄壓速率達到20.0 MPa/s,氣體泄壓持續時間為60 ms,見圖5c。在氣體泄壓過程中,試樣的環向應變和軸向應變都會發生變化。試樣的環向和軸向應變相對于平衡時增加了大約1600。在接下來的10 ms中,試樣應變保持在較低的值。然后,試樣的環向、軸向和體積應變急劇增加。試樣的體積應變變化達到最大值7680,持續時間為20 ms。最后,應變降低到較低水平,此時試樣的破裂過程已經完成。實驗C的充入平衡氣壓與實驗A相同,但是氣體泄壓速率不同。實驗A中氣體的緩慢泄壓使得試樣內部氣體緩慢地從試樣內部排出,試樣內外壓強差較小,試樣無法破裂。實驗C中氣體的快速泄壓使得試樣內部高壓氣體不能快速排出,因此試樣內部氣體膨脹將引起試樣的破裂。

為了與實驗C進行比較,實驗D中的試樣在1.0 MPa的氣壓下平衡,這時測量得到的最大環向膨脹應變為2340,軸向膨脹應變2664,體積膨脹應變7344。之后,再以高泄壓速率進行試驗,最大泄壓速率約為30.0 MPa/s,見圖5d。應變變化曲線與實驗C的相似,在氣體泄壓開始時(8 ms),相對于氣壓平衡時的應變,體積應變達到其第一個峰值(3015)。此后,應變立即降低,甚至低于零。這意味著試樣由于氣體泄壓而膨脹,隨著游離氣體和解吸氣體的逸出而相對收縮,低應變狀態保持約40 ms。隨著氣體的泄壓,試樣開始迅速膨脹,從而導致應變急劇增加。最大的環向應變、軸向應變和體積應變發生在大約78 ms處(12015)。試樣破裂后,應變降低到較低水平。

圖5 試樣在氣體泄壓過程中的應變變化Fig.5 Change in strain of specimens during the gas decompression

試樣破裂過程中氣體泄壓速率隨時間變化關系圖如圖6所示。對于緩慢泄壓的實驗A和實驗B,實際的氣體泄壓速率分別在前150 ms和500 ms中迅速增加(圖6a、6b)。試樣的軸向應變、環向應變和體積應變隨周圍氣壓的降低而降低,應變的減小表明試樣收縮。由于試樣的滲透性比真實煤巖大,試樣內部氣體更容易逸出。氣體泄壓之前,由于試樣中氣體的存在,使得煤巖試樣發生膨脹。在氣體泄壓過程中,由于試樣中存在連通的孔隙,氣體逸出后煤巖試樣恢復到原來的狀態,相對于泄壓之前試樣產生收縮現象。最終,隨著試樣周圍氣壓的降低,試樣的應變降低。對于實驗C和實驗D,氣體泄壓速率在開始時便達到最大值,試樣內外部氣體出現較大的壓強差(圖6c、6d),導致試樣的破裂甚至破碎現象。

圖6 氣體泄壓速率隨時間變化圖Fig.6 Gas decompression rate versus time

在氣體泄壓過程中,氣體壓強與應變的關系如圖7所示。對于緩慢泄壓的實驗A和實驗B,試樣的環向、軸向和體積應變的變化趨勢會隨著氣體壓強的下降而降低。緩慢泄壓條件下試樣不會出現明顯破壞。此外,由于實驗B的壓強高于實驗A,實驗B試樣在氣體泄壓前的膨脹大于實驗A試樣,因此實驗B的試樣在氣體泄壓期間的收縮率也比實驗A試樣大(圖7a、7b)。對于快速泄壓的實驗C和實驗D(圖7c、7d),試樣的環向、軸向和體積應變隨氣體壓強的下降而增加。試樣應變的急劇增加預示著破裂的開始。實驗C試樣僅發生破裂,而實驗D試樣發生劇烈碎裂。此后,隨著氣體壓強的下降,試樣的破裂繼續進行。實驗C和實驗D中的試樣應變分別在340 kPa和960 kPa的壓強下達到了最高值7680和12015。根據試樣在泄壓過程中的破壞程度,說明了試樣在約340 kPa處發生破裂,而在約960 kPa處發生破碎。

圖7 氣體壓強和應變變化關系Fig.7 Relationship between gas pressure and strain change

3.3 高壓氣體誘發煤巖變形與破裂機制

在氣體充入過程中,煤巖體內的微孔隙和微裂紋進入高壓氣體而產生膨脹,使得煤巖體骨架結構改變,最終煤巖體產生膨脹。在氣體釋放過程中,煤巖體內高壓氣體逐漸排出,微孔隙和微裂紋隨著氣體的排出而相對收縮,使得煤巖體產生相對收縮,如圖8所示。

圖8 充氣過程與放氣過程對煤巖體孔隙影響Fig.8 Influences of the gas injection and release on the pore of the specimen

實驗結果表明對于含有高壓氣體的煤巖試樣,當煤巖內外氣體壓強平衡時,煤巖處于穩定狀態并不會發生破裂。當煤巖外部氣體壓強降低時,由于煤巖的滲透率低,內部氣體無法與外部氣體壓強同步降低,此時煤巖內外氣體出現壓強差,當氣體壓強差超過煤巖體的抗拉強度時,煤巖體將發生破裂甚至破碎。煤巖內部存在很多微孔隙和微裂紋,煤巖破碎過程是煤巖體內部大量微孔隙和微裂紋擴展的結果。實驗中煤巖試樣破碎的動力源全部來自煤巖體內的高壓氣體,當高壓氣體可以有效作用于微孔隙和微裂紋的擴展時,煤巖體將產生破裂和破碎。煤巖體的破碎程度表明高壓氣體膨脹能對煤巖體的作用大小,同時煤巖孔隙率、滲透率、力學強度等對高壓氣體誘發煤巖體的破碎都有影響。根據裂紋擴展準則,微孔隙和微裂紋的擴展需要達到臨界應力。氣體泄壓過程中,煤巖體內外氣體壓強差決定了微孔隙和微裂紋擴展的臨界應力,而維持臨界應力的時間決定了微孔隙和微裂紋擴展的長度,因此可以說明煤巖體的破裂與高壓氣體引起的內部載荷具有直接關系。

4 結論

通過設計和制造了針對含高壓氣體的煤巖實驗裝置,研究了氣體快速和緩慢泄壓作用下煤巖材料的變形破裂特性,測量分析了煤巖材料在實驗中的氣體吸附和泄壓引起的應變變化。

(1)實驗證明該實驗裝置可以有效地利用高壓氣體誘發煤巖動力破壞現象,同時記錄氣體壓強、煤巖應變變化等。

(2)氣體滲透和吸附可以引起煤巖的環向應變、軸向應變和體積應變的變化,而煤巖材料在氣體吸附過程中出現了各向異性。

(3)氣體泄壓速率和氣體壓強是引起含氣煤巖變形破裂的主要原因。較低的氣體泄壓速率不會引起破裂,較高的氣體泄壓速率會使得煤巖發生破裂甚至破碎。對于相似的氣體泄壓速率,氣體壓強高的煤巖破壞程度更劇烈。

(4)根據氣體泄壓過程中氣體壓強和應變之間的關系,確定了實驗中試樣發生破裂和破碎的臨界氣體壓強分別為340 kPa和960 kPa。