液氮作用下煤样结构损伤规律研究

为研究液氮浸泡对低渗煤体结构损伤增透的影响,对不同尺寸煤样进行周期性液氮浸泡实验。通过CT扫描观测煤样浸泡前后内部孔隙、裂隙变化情况,采用高倍照相机观测煤样表面形貌,利用超声测速仪测定煤样波速变化,分析液氮浸泡周期对不同尺寸煤样内部结构损伤规律的影响,提出了液氮作用下煤样损伤模型,解释了液氮作用下煤样损伤机理。结果表明:同尺寸煤样,其内部孔隙率、表面裂隙尺寸及波速衰减率随液氮作用周期数的增加而增大,煤样损伤加剧;同周期浸泡条件下,随着煤样尺寸的增大,液氮作用后的煤样孔隙率逐渐降低;液氮作用周期为1T时,煤样孔隙率增加相对显著,损伤效果明显,1T后煤样孔隙率增加幅度逐渐减小;液氮的超低温作用使煤岩基质收缩,煤岩内部产生新微孔隙,多次作用后,微孔隙发育、扩展和贯通使煤岩出现宏观裂纹并发生破坏。     

冷加载作用下不同围压煤样结构损伤规律研究

煤体孔隙、裂隙结构是影响煤层气存储能力和渗流能力的主要因素,煤体结构损伤可以提高煤层气储层的渗透性。为了研究液氮作用下煤样结构损伤与围压之间的关系,通过将液氮注入钻孔煤实验装置系统对煤样施加0~7MPa围压,开展液氮注入不同围压煤样实验,揭示了不同围压下煤样结构损伤的规律。结果发现:(1)围压大于1MPa时,煤样结构损伤程度随围压的增加而增大;无围压条件下,煤样更容易发生损伤甚至破坏;(2)4MPa~7MPa围压下煤样结构损伤变化速率明显增加,1MPa围压煤样结构损伤不明显;(3)在温度应力与围压作用下,煤样的孔隙、裂隙体积在垂直层理方向扩展明显;冷加载对于煤样原生裂隙扩展效果显著。本文结果表明液氮冷加载作用可以使带围压煤样结构发生损伤。     

液氮对含水煤样裂隙疲劳增扩作用的试验研究

为分析液氮注入对含水煤层裂隙疲劳增扩的影响,分别取干燥煤样、50%水饱和煤样和100%水饱和煤样,在室内开展了周期疲劳液氮浸泡试验,利用激光显微镜和声波测试仪测试液氮作用前后煤样表面裂隙结构和波速的变化。结果表明:1)经过液氮浸泡后,干燥煤样裂隙扩展效果不明显,10个浸泡周期后煤样仍完整;2)含水煤样的裂隙主要在垂直节理方向发生扩展;3)饱水程度越高,煤样裂隙扩展越显著;4)饱水程度越高,煤样液氮浸泡破坏所需的浸泡周期越短。煤样的饱水程度对液氮致裂效果影响显著。     

SDS水溶液作用下低煤阶煤体物理力学特性及损伤实验研究

为了探究SDS水溶液对低阶煤煤体物理力学特性的影响及损伤程度,采用十二烷基硫酸钠(SDS)水溶液为有机溶液,以低煤阶煤体(阜新长焰煤)为研究对象,通过电镜扫描、压汞实验、纵波波速实验和单轴压缩实验,对SDS水溶液浸泡前后煤样的微观孔隙结构、孔隙率、纵波波速、峰值强度及弹性模量进行表征,分析煤样在SDS水溶液作用下物理力学特性随浸泡温度的变化规律,并建立了SDS水溶液作用下受荷载煤样的损伤演化模型,探讨煤样损伤机制。结果表明:(1)经SDS水溶液作用后,煤样微观孔隙分布不均匀,孔隙率随浸泡温度增加而增加,在55℃时,孔隙率为57%,比原煤样孔隙率增加了46%;煤样纵波波速、峰值强度和弹性模量均随浸泡温度增加而降低,在55℃时,纵波波速、峰值强度和弹性模量分别为571m/s、6.73MPa、356MPa,比原煤样分别降低了416m/s、5.12MPa、1129MPa;(2)SDS水溶液与荷载的共同作用加剧了煤样的总损伤程度,表现出明显的非线性特征,煤样损伤在微观上表现为矿物质组成与结构的改变过程,宏观上表现为煤样力学强度的降低及抵抗破坏的能力减弱;(3)运用新的浸泡实验结果验证所提出的损伤演化模型,实验结果与损伤演化模型十分吻合,相关系数R~2=0.999,由此可见,该损伤演化模型具有良好的可靠性。     

充填泥沙裂隙岩石渗流特性的实验研究

对人工充填泥沙裂隙岩石在MTS815.02电液伺服岩石试验系统上进行渗流实验,同时结合岩石孔隙电子显微照片,探讨了泥沙颗粒对裂隙岩石渗透特性的影响规律.实验表明,在泥沙颗粒的作用下,裂隙岩样渗透率明显减小;泥沙颗粒在岩样宏观裂隙中运移达到重新平衡之后,裂隙岩样渗透率随时间逐渐增大并最终趋于稳定.     

片岩损伤裂隙系统生成及裂隙率间接定量表征方法研究

在岩石试验机上对标准片岩试件进行轴向预压,使试件内部微裂隙自由扩展、连通,以模拟工程扰动形成的损伤裂隙系统．采用纵波波速间接定量表征片岩试件的损伤,从而得到含有一定损伤裂隙系统的标准片岩试件,用于研究经受一定损伤作用后岩石的物理、力学等特性．对预压后的试样进行冻融循环试验,并对不同冻融损伤状态下的试件进行超声波测试和单轴压缩。经非线性回归分析发现,纵波波速和单轴抗压强度之间相关性显著．研究方法和成果对于岩石损伤的定量表征和含一定损伤岩石试件的制备具有指导意义．     

不同加载速率下煤的侧向变形特征研究

利用TAW-2000型电液伺服岩石力学试验系统开展了5种不同加载速率下的单轴压缩试验,分析了加载速率对煤体侧向变形特性的影响。研究结果表明:在裂纹闭合压密阶段、弹性变形至裂纹稳定扩展阶段,煤样变形以轴向压缩为主,侧向变形很小;在裂纹非稳定扩展阶段侧向应变开始加速增大,并在峰前应力调整阶段出现小幅陡增现象;在峰后扩容阶段煤样侧向应变急剧增大,呈现扩容与脆性破坏多次交替出现的特征,这一阶段大多数试件的侧向应变占总侧向应变的70%～90%。在加载初期煤样侧轴比处于较低水平,当轴向应力出现第一次跌落以后,煤样侧向应变快速增大,而轴向应变增加速度较小,导致试件侧轴比呈现快速增大直至试验结束。不同加载速率下煤样第一次出现轴向应力跌落时的侧向应变保持在3.0×10-3左右,表明在不同加载速率下煤样出现第一次轴向应力跌落时的侧向应变基本相同,可将侧向应变作为预测煤体破坏的控制变量。     

温度作用下煤体裂隙演化规律数值模拟及声发射特性研究

温度的作用会在煤体上产生热应力, 进而引发煤体的裂隙发育乃至引发破裂, 有利于瓦斯的抽采.利用RFPA 有限元软件模拟加温热处理时煤体的破裂过程, 观察不同温度下煤体破裂的裂纹裂隙发展规律.采用声发射的试验方法对不同围压下温度改变时煤体内部裂隙发展进行细微观察并与RFPA 数值模拟结果进行对比. 研究结果表明: 温度改变产生的热应力能够使煤体温度升高, 进而破坏原有割理系统产生新的裂隙裂纹; 当温度达到一定值时, 煤体内部孔隙裂隙发育扩展较为明显, 形成主裂纹, 有效渗透通道增加, 降低煤体对气体分子的吸附能力, 提高游离气体含量, 渗透率明显提高. 该研究可为预防瓦斯相关灾害和瓦斯的抽采提供理论参考.     

水冷却对高温花岗岩的细观损伤及动力学性能影响

为探讨高温花岗岩经水冷却后的细观结构损伤及动态力学性能，对水冷却后高温花岗岩开展波速和核磁共振测试，分离式霍普金森压杆冲击试验，以及冲击破碎试样的扫描电镜观察，分析比较不同状态下花岗岩波速、孔隙度和动力学参数的变化规律。研究发现:随着温度升高，经水冷却处理后高温花岗岩波速非线性下降，大孔径孔隙度分量增大，且水冷却后试样的孔隙孔径尺寸和数量均大于自然冷却；水冷却后高温花岗岩动力学参数呈现出随着温度升高，峰值应力减小，峰值应变增大，弹性模量则先增大后减小的规律；由于水冷却使高温花岗岩表面温度急剧降低，产生额外的温度应力，花岗岩内部损伤加剧，表现出更低的波速与峰值应力；而水的冷淬作用一定程度上提高了表层花岗岩的硬度，降低了高温后花岗岩的塑性能力，与自然冷却相比水冷却后花岗岩的峰值应变减小，弹性模量增大，表现出脆性破坏特征。在温度低于400 ℃时，冷却方式对冲击裂纹影响不大，随着温度升高到800 ℃，自然冷却后花岗岩冲击断面呈蜂窝状，而水冷却后冲击断面则相对平整。     

夹层材料对软硬介质组合岩体动态力学特性的影响

为研究不同夹层材料下软硬介质组合岩体的动态力学性能及变形破坏特征，以砂岩和花岗岩为软硬岩基质，利用分离式霍普金森压杆(split Hopkinson pressure bar,SHPB)装置，并通过离散格子弹簧法(discrete lattice spring method,DLSM)数值模拟，探究了不同夹层材料下岩体裂纹扩展、夹层界面处的反、透射特性及岩体中能量分配特性。结果表明：不同夹层材料岩体的动态强度增长因子随着岩体动态抗压强度增大而增大，表现出明显的动态抗压强度依赖性。不同夹层材料岩体在加载初始阶段存在明显的非线性段，无夹层岩体砂岩内部闭合的孔隙及裂隙在应力开始作用阶段最久且非线性段最长。随着夹层材料强度的增大，夹层对岩体的裂纹扩展和发育的阻碍能力逐渐较弱，岩体产生裂纹和破坏需要消耗的能量逐渐降低。夹层岩体的破坏开始于夹层胶结面处，随着夹层材料强度的增大，软岩靠近胶结面一侧破坏逐渐加剧，硬岩无明显破坏。含夹层岩体具有很好的削波作用，随着夹层材料强度的降低，两端面应力峰值在逐渐降低，夹层岩体短时间内获得的能量吸收密度增大，稳定性降低，容易被破坏。     

基于图形测量技术的煤岩力学三轴试验研究

为研究初始围压对煤岩力学特性的影响，以王庄煤矿9105工作面煤体为研究对象，通过HC-SPT-100型高压三轴试验机、HC-U7型非金属超声波探测仪、4K科研相机等仪器，利用数字图像测量技术开展不同初始围压下原煤试件加载试验，探究不同围压对煤体弹性模量、峰值应变、残余应力和破坏裂隙的影响规律，研究结果表明：弹性模量、峰值应变和残余应力随围压的增大而增大；随围压的增大各峰值应变增长速率不同，轴向峰值应变增长速率最快，体峰值应变增长速率次之，径向峰值应变增长速率最慢；不同围压加载破坏下煤体裂隙特征明显，主要以斜交裂隙为主；采用Jaeger法求得不同围压下煤岩体破坏临界强度值与试验值比较误差较小，符合Jaeger单结构面理论．     

基于Oda裂隙结构张量的流纹岩各向异性试验研究

岩石内天然存在长度、倾角和形态不同的裂隙,造成岩石的各向异性特征。为揭示岩石内天然随机裂隙发育特征对岩石物理力学特性的影响规律,以泥巴山隧址区采集裂隙性流纹岩为研究对象,首先对试样裂隙进行素描统计分析;然后基于Oda裂隙结构张量,获得天然随机分布裂隙的几何统计参数;最后对裂隙性流纹岩试样分别进行单轴和常规三轴压缩试验,得到不同应力路径下流纹岩的应力-应变曲线及物理力学参数。分析Oda裂隙结构张量定义的各向异性参数与试验获得的力学参数之间的规律,研究结果表明:(1)Oda裂隙结构张量适用于天然随机分布裂隙的几何统计分析,各向异性参数A(F)越大,裂隙优势方向越明显;(2)单轴压缩下,随着各向异性参数I1和A(F)的增大,流纹岩各向异性程度增大,弹性模量减小,泊松比增大;(3)常规三轴压缩下,流纹岩弹性模量和泊松比随各向异性参数改变的规律较不明显,Oda裂隙结构张量不再适用。     

地下爆炸气体输运的一种双孔隙度数学模型

考虑气体在压力驱动下的渗透、气体和岩体的热传导以及气体的扩散,建立了用于模拟地下爆炸气体输运的二维轴对称双孔隙度双渗透率数学模型,并编制了数值模拟程序;研究了参数在取值范围内变化对计算结果的影响。结果显示：泄漏到地表的气体随着裂隙区域圆心角的增大而先增大后减小,随裂隙渗透率的增大而增大,随介质孔隙度和孔隙渗透率的增大而减小。用该模型对一次砂砾岩中地下爆炸实验气体的泄漏行为进行了数值模拟。将数值模拟结果与气体泄漏实测结果进行对比,反推出当地介质的裂隙渗透率在4×10^-11 m2～5×10^-11 m2之间。利用反推得到的介质参数,可以对同类介质中地下爆炸气体泄漏行为进行预测。     

煤系地层岩石渗透特性试验研究

基于MTS815.02型岩石伺服渗透试验系统,应用两种实验方法测定了岩石的渗透特性,给出煤系地层中多种岩石全应力-应变过程中渗透率变化范围,对几种岩石的渗透特征进行了分析和讨论。研究表明:1)煤系地层岩石全应力-应变过程的渗透率通常在10-9到10-4Darcy量级之间;2)不同岩石在应力峰值前后其渗透性呈现不同的变化趋势;3)岩石渗透率的离散性很大,即使在相同的试验条件下,渗透率变异系数大多在0.65以上,其离散性按粗砂岩、泥岩、砂质页岩、中砂岩、细砂岩、砾岩、石灰岩顺序逐渐增大;4)在MTS815.02系统上,当所测岩样渗透率小于10-4Darcy量级时,应采用瞬态法,当渗透率量级大于10-4Darcy时,可改用稳态法测定。岩石变形过程中应力场和渗流场的耦合作用十分复杂,渗透率受孔隙压力、围压、试件尺寸、饱和程度等因素影响。     

温度对灰砂岩物理特征及抗拉强度影响的试验研究

为研究温度对灰砂岩物理特征及抗拉强度的影响,利用对径压缩试验对经历不同温度的灰砂岩圆盘试件的力学特性进行分析,结合动态信号测试分析系统实时监测并记录试件中部侧向应变,采用非金属超声检测分析仪、SEM等手段对经历不同温度的灰砂岩纵波波速、微观结构等特征进行表征。试验结果表明:1高温导致灰砂岩质量与纵波波速分别降低了3.83%与50.03%,损伤程度逐渐增大,且在经历温度为600℃时发生突变;2灰砂岩抗拉强度随经历温度的升高而减小,近似服从负线性分布,峰值压缩变形量与峰值侧向应变均随经历温度的升高而增大,在经历温度为600℃时发生突变;3高温导致试件颜色由灰白色变为淡黄色,断面起伏度降低,裂隙数量与裂隙类型增加。上述研究成果可以为热作用下地下结构稳定性的研究提供参考。     

高低温加载对大理岩力学特性影响的试验研究

许多工程（如采矿、隧道掘进、地热开采等）都涉及到岩石损伤及破碎问题．传统的岩石损伤破碎技术，如爆破法、水射流法、机械掘进法等均面临着一系列问题，利用岩石的热损伤性质辅助机械破岩有望实现安全、高效破岩的目的．大理岩是一种典型的硬岩，常见许多工程之中，因此本文以大理岩为研究对象，首先将均质性较好的大理岩试样加热至不同温度(20~1000 °C)后放入液氮中进行急速冷处理，然后对其进行了系列的物理力学性质测试．试验结果表明：处理后密度、纵波波速、抗拉强度、单轴抗压强度(UCS)和弹性模量整体上都随温度的上升而下降；当加热温度在100 °C之前，大理岩表现出一定的热硬化现象，即随着温度升高，其UCS、纵波波速以及弹性变形模量均增大；UCS变化的阈值温度为400 °C左右，一旦温度超过400 °C，UCS迅速下降，其速率达到了9 MPa/100 °C，当温度超过500 °C弹性模量迅速下降，其速率达到7.00 GPa/100 °C，表明岩样抵抗变形能力减弱．整体上，热加载降低了大理岩的脆性，使其在单轴作用下的破坏模式由脆性破坏逐渐转化为弹塑性破坏．     

闪长岩单轴加载过程中声发射和弹性波速度变化规律的研究

为研究闪长岩在单轴加载过程中的声发射和各向波速变化规律,在单轴阶段加载和循环阶段加载条件下,对闪长岩岩样破裂过程中的声发射累计数、不同应力水平不同方向的波速、切线模量、轴向应变速率进行了研究。实验结果表明:(1)随着应力水平的增高,声发射事件数不断增加,在高应力水平(约80%峰值强度)时,声发射累计数急剧增多,随后切线模量出现震荡变化。(2)在加载过程中,压密程度及裂纹扩展方向对波速产生了巨大的影响,导致不同方向波速在不同的应力水平呈现出不同的变化规律,由此可以推测破裂面位置和破裂模式。在较高应力水平下(约60%峰值强度),平行于加载方向的波速趋于稳定,而垂直于加载方向的波速则持续下降,故用垂直于加载方向传播的波速预测岩石的破坏更具可靠性。(3)随着应力的增加,应变速率有逐渐减小的趋势,但临近岩石破裂时无异常变化出现,说明利用变形观测难以预测此类岩石的破坏。以上研究表明,根据纵波波速、声发射累计数和切线模量的变化可以有效预测岩石的破坏。     

双交叉裂隙岩桥相互作用与破坏行为试验研究

双交叉裂隙是工程岩体中构成断续交叉裂隙的基本单元。裂隙几何参数的变化，会带来裂隙之间岩桥组合形态的改变，并形成岩桥相互作用，对双交叉裂隙的起裂、扩展、贯通及断裂产生直接影响。本文以光敏树脂3D打印技术制备不同次裂隙长度的双交叉裂隙试样，并低温处置使其脆化；开展单轴压缩试验以获得试样的力学性能，利用DIC (Digital Image Correlation,数字图像相关技术)分析试样的变形行为，采用高速摄像机捕捉裂纹萌生和裂隙扩展过程。结果表明，随次裂隙长度的增加，双交叉裂隙试样的峰值强度呈先增大后减小的趋势；试样压缩破坏过程中，最短岩桥(主导岩桥)的两端最先形成应力集中，主导着初始裂纹的形成；尖端裂纹的扩展路径主要受到剪切路径的影响，而剪切路径随加载进程动态变化，由外侧向主导岩桥位置逐步靠拢，控制着次生裂纹的扩展角度。     

开裂孔隙材料渗透率的细观力学模型研究

采用细观力学方法对含随机裂纹网络的孔隙材料渗透性进行研究.开裂孔隙材料渗透性的影响因素包括裂纹网络的密度、连通度、裂纹的开度以及孔隙材料基体渗透性.对于不连通的裂纹网络,该文采用已有的相互作用直推法(interaction direct derivative, IDD)的理论框架,引入裂纹的密度ρ和裂纹开度比b,提出了裂纹夹杂-基体两相复合材料渗透率的IDD理论解.对于部分连通裂纹网络,考虑局部裂纹团内部各个裂纹对有效渗透率的相互放大作用,引入裂纹网络的连通度f,定义与连通度相关的水平裂纹密度ρ~h,按照增量法将表征连通特征的水平裂纹嵌入有效基体中,以此方式来考虑裂纹夹杂间的相互搭接,提出了考虑裂纹连通特征的扩展IDD理论解,分别考虑了基体材料渗透率K_m、裂纹密度ρ、裂纹开度比b以及与连通度f相关的ρ~h.最后通过对有限区域内含随机裂纹网络孔隙材料渗透过程的有限元模拟分别验证了不连通和部分连通裂纹网络扩展IDD模型的适用性:(1)当裂纹不连通时,由于基体对流体渗透的阻隔作用,裂纹的开度对有效渗透率影响不大;(2)当裂纹部分连通时,裂纹密度分别小于1.1 (无关联裂纹网络,分形维数为2.0)、1.2 (关联裂纹网络,分形维数为1.75)时,扩展IDD模型能够很好地估计开裂孔隙材料的有效渗透率,但是随着裂纹进一步扩展,最大裂纹团主导作用凸显,扩展IDD模型不再适用.     

卸压开采损伤煤岩气体渗透率试验研究

我国煤系地层的煤岩体渗透率普遍较低,直接影响煤矿瓦斯抽采效果。卸压开采使采场围岩受采动应力作用具备了峰后力学行为,其渗透率也大幅度增加,有助于瓦斯的高效抽采。本文基于MTS815.02型电液伺服岩石渗透试验系统,对卸压开采后损伤煤岩的气体渗透率进行了测试。研究表明:(1)卸压损伤煤岩石的渗透率在10-5～10-4 m2之间,较受采动影响前要大107～108倍;(2)卸压过程中,煤样的气体渗透率与围压近似呈线性关系,与岩样呈双曲线关系;(3)卸压损伤煤岩逐渐加围压,气体渗透率近似为线性下降,卸压阶段,其渗透率增加;(4)加卸围压对煤岩的气体渗透率有很大影响。研究结果可为卸压瓦斯高效抽采提供理论依据。