Influence of pore-fracture structure characteristics of coal rock on its damage evolution law
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摘要:
煤岩孔裂隙发育扩展是造成煤岩损伤,从而导致瓦斯突出、冲击地压、煤柱失稳等矿山灾害的主要原因,探究煤岩压裂过程中裂隙破裂演化规律及煤岩损伤演化规律是预测煤岩动力灾害的前提。裂隙倾角分布、孔隙率为影响煤岩裂隙破裂规律的重要因素,采用单轴压缩、CT电子扫描和核磁共振试验对煤岩力学性能和孔裂隙结构进行分析,通过煤岩裂隙分形维数和裂隙倾角分布特征,表征煤岩内部裂隙结构;同时结合数值模拟对不同裂隙倾角煤岩裂隙扩展和损伤演化规律进行分析。研究结果表明:① 裂隙倾角分布特征为影响煤岩力学特性的主要因素,孔隙率为影响煤岩力学性质的次要因素。② 结合室内试验和数值模拟,单一裂隙煤岩抗压强度高于复杂裂隙煤岩抗压强度;且当煤岩裂隙倾角以单一裂隙为主时,急倾煤岩抗压强度>缓倾煤岩抗压强度>倾斜煤岩抗压强度。③ 单一裂隙煤岩相较于复杂裂隙煤岩,复杂程度较低,煤岩初始损伤较低,在裂纹加速扩展阶段,储存的应变能急速剧烈释放,宏观表现为破碎程度较高的剪切破坏。 ④ 基于裂隙发育数量建立包含峰后阶段的煤岩损伤变量,煤岩损伤演化过程呈指数型增长,分为近似无损、初始损伤、损伤稳定发展阶段、损伤加速发育阶段、残余损伤阶段,该损伤规律可为矿山灾害预测提供理论支撑。
Abstract:The development and expansion of fractures in coal rocks are the primary causes of mining disasters, such as gas outbursts, rock bursts, and instability of coal pillars. Investigating the fracture evolution process and damage evolution law in coal rocks is crucial for predicting dynamic hazards in coal mines. Fracture inclination angle and porosity are significant factors influencing the propagation behavior of fractures in coal rocks. In this study, we conducted uniaxial compression tests, CT electron scanning, and nuclear magnetic resonance experiments to analyze the mechanical properties and pore-fracture structure of coal rocks. We characterized the fractal dimension of internal fractures in coal rocks by analyzing their distribution characteristics along with fracture inclination angles. Additionally, numerical simulations were employed to analyze the propagation and damage evolution laws of fractures with different inclination angles in coal rocks. The research findings demonstrate that: ① The degree and distribution characteristics of fracture inclination angles significantly impact the complexity and fracturing behavior of coal rock; when a single dominant fracture exists, steeply inclined coal rock exhibits higher compressive strength compared to gently inclined or nearly vertical ones; compressive strength is higher for single-fractured coals than complex-fractured ones. ② Porosity is the primary factor influencing the compressive strength of coal rock of the same type. As porosity increases, the compressive strength of coal rock decreases and exhibits a direct correlation with the presence of large pores. ③ Single-fracture coal and rock exhibit a lower level of complexity compared to complex fractured ones. This results in reduced stress concentration during compression, leading to less initial damage. However, during accelerated crack propagation, there is a rapid release of stored strain energy, resulting in higher levels of shear failure. ④ By establishing a variable for coal and rock damage based on the number of developed fractures, it can be observed that the evolution process follows an exponential growth pattern. This process can be divided into stages including approximate intactness, initial damage, stable development of damage, accelerated development of damage, and residual damage. Such observations provide theoretical support for predicting mining disasters.
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Keywords:
- coal rock /
- pore and fissure structure /
- rupture /
- crack complexity /
- damage evolution
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0. 引 言
煤是具有孔隙–裂隙双重体系的多孔介质[1-2]。双重孔裂隙体系为瓦斯的储存提供空间,为瓦斯的运移提供通道。煤的孔隙结构特征对瓦斯的解吸、扩散及渗流都有直接影响[3],掌握瓦斯解吸理论对于高效抽采瓦斯具有重要的指导意义。
为了有效表征孔隙结构特征如孔比表面积、孔容、孔隙率、孔径分布等,多种孔隙结构表征方法被提出和应用,如压汞法[4],气体吸附法(N2,CO2)[5],核磁共振法[6],扫描电镜法[7],显微CT法[8],小角散射法[9],每种测量方法孔隙测量大小范围不同,且每种测试方法都有各自的局限性,仅用一种方法很难准确表征孔隙结构特征[10]。孔隙结构表征存在单一方法表征向多种方法联合表征,二维图像向三维重构等过渡转变。
秦跃平等[11]通过解吸试验发现,初始瓦斯压力越大,瓦斯解吸速率越大。王杰等[12]通过热蒸汽处理煤样后,煤体孔隙结构发生演化,进而将处理前后的煤样进行对照分析,发现热蒸汽有助于煤体残余瓦斯的解吸。范家文等[13]通过试验研究不同应力约束下,煤体瓦斯解吸规律和孔隙结构特征的变化,表明80 ℃是瓦斯解吸合适的温度,且瓦斯解吸后会产生更多的孔隙。尹金辉[14]发现瓦斯解吸过程中伴随能量的变化进而引起温度变化,而解吸过程中吸热反应占主导,一定时间后外界温度作用发挥明显。陆壮等[15]发现吸附曲线与脱附曲线存在迟滞现象,进一步研究变质程度、温度、水分、粒径等宏观因素对解吸迟滞特征的影响。许耀波等[16]结合压汞试验,分析高阶煤孔隙结构对解吸规律的影响,得出孔隙结构较差时煤层气的解吸速率慢、解吸量少,将高阶煤的解吸过程分为快速解吸和慢速解吸阶段。张书林等[17]研究表明水分对煤吸附瓦斯的抑制作用来源于两方面,一方面水分子占据煤分子表面的吸附位,另一方面水分子多层吸附占据甲烷分子吸附的通道。
根据近年来的研究发现,粒径、变质程度、温度、压力、水分等宏观影响因素对瓦斯解吸的影响研究较多,且取得丰硕的成果。但是微观孔隙结构对解吸特性影响研究较少,且主要针对高阶煤展开研究。笔者通过压汞法对中低变质程度煤样进行孔隙结构参数测定,并结合瓦斯解吸试验分析中低变质程度煤样孔隙结构特征对瓦斯解吸特性的影响,以期为瓦斯涌出预测和治理奠定基础。
1. 煤样选取及试验方案
1.1 煤样基础参数测定
取采煤工作面新鲜煤样,密封保存带回实验室。试验煤样经过粉碎筛选后,进行工业分析、显微分析和镜质组反射率测定分析,结果见表1。
表 1 煤样基础参数测定结果Table 1. Test results of basic parameters of coal samples煤样
编号采样地点 Mad/% Ad/% Vdaf/% FCad/% $R_{\text{o,max} }/\%$ 1号 东风福胜 1.74 10.3 46.30 47.33 0.52 2号 西沟二矿 1.22 6.92 36.22 58.64 0.66 3号 金塔矿 2.43 3.95 41.85 54.50 0.66 4号 西沟一矿 1.46 4.32 41.34 55.30 0.70 5号 五宫矿 1.33 2.55 40.44 57.27 0.72 6号 鑫龙矿 0.91 14.36 39.71 51.16 0.76 1.2 试验方案
1.2.1 压汞试验
试验采用AutoPoreIV 951 0型全自动压汞仪(孔径测量范围3 nm~360 µm),取2.8~4 mm煤样约3 g经过70 ℃干燥12 h后装入膨胀计中,进行低压和高压压汞试验,测定煤样的孔隙结构特征参数。
1.2.2 瓦斯解吸试验
1)试验方案。瓦斯吸附解吸试验采用自主研发的瓦斯吸附解吸一体化装置,试验原理如图1所示。
试验选取平衡压力为3 MPa,设定试验温度30 ℃,将煤样经过粉碎、筛选粒径为60~80目(0.18~0.25 mm)进行试验。经过气密性检验、重复3次取平均值进行系统体积标定、真空脱气后开始吸附/解吸试验,每隔1 min记录一次样品罐内压力值。
2)解吸量的计算。在煤样瓦斯解吸过程中,通过气体状态方程将瓦斯气体压力转化为对应的解吸量,除以煤样的质量,公式如下:
$$ {Q_i} = \frac{{{P_i}{v_{\text{f}}} - {P_i}_{ - 1}{v_{\text{f}}}}}{{ZGR{T_0}}}{V_{\text{m}}} \times {10^3} _{ } $$ (1) 式中,Qi为第i秒煤样中瓦斯解吸量,mL/g;Pi, Pi−1为第i秒样品罐中瓦斯压力,MPa;vf为样品罐的自由体积,mL;Z为Pi下的气体压缩因子;G为煤样质量,g;R为气体常数,取8.314 5 J/(mol·K);T0为试验温度,K;Vm为摩尔体积,L/mol。
3)解吸速度的计算。瓦斯解吸初速度作为瓦斯涌出过程中重要的参数。根据下式进行计算:
$$ {V_i} = \frac{{{Q_i} - {Q_{i - 1}}}}{{\Delta t}} _{ } $$ (2) 式中,Vi为第i秒煤样中瓦斯解吸速度,mL/(g·min);Qi−1为第i−1秒煤样中瓦斯解吸量,mL/g;Δt为时间间隔,min。
2. 孔隙结构测试结果与分析
孔径分类方法已经被许多科研工笔者提出[18]。本文采用霍多特(XOJIOT)[19]的孔径划分方法,将孔径分为大孔(>1 000 nm),中孔(100~1 000 nm),过渡孔(10~100 nm),微孔(<10 nm)。
2.1 孔隙形态特征
将压汞试验测得进退汞曲线绘图2。由图2可知,进退汞曲线均出现滞后环现象。不同滞后环代表煤样具有不同的孔隙开放程度[20]。3号、4号、5号和6号煤样进退汞曲线滞后环较大,表明具有的开放孔和半开放孔较多,孔隙连通性较好。而1号和2号煤样滞后环较小,表明煤样具有一端封闭的孔隙较多,孔隙连通性较差。总体来看,6种煤样均存在不同比例的开放性孔隙,大孔主要以开放孔为主,中孔和小孔主要以半封闭孔为主,微孔以封闭孔为主。孔隙开放程度反映孔隙连通性,开放性越好,连通性较好,试验煤样微孔开放性差,瓦斯从微孔不易放散到中大孔,随着孔隙的增大,一旦瓦斯放散到中大孔时,由于中大孔开放性好,极容易放散到外界。
2.2 孔比表面积分布特征
比表面积是决定煤中瓦斯含量的重要因素。将煤样各孔径段比表面积占比和总比表面积汇总表2。由表2可知,试验煤样孔比表面积在13.562 2~26.995 8 m2/g,其中微孔占比最多,占比介于87.60%~90.21%,中孔及大孔含量最少,仅仅占到0.01%~0.03%。结果表明微孔对比表面积的贡献最大。
表 2 压汞试验各孔径段孔容和比表面积试验结果Table 2. Experimental results of pore volume and specific surface area in different pore sizes by mercury injection煤样编号 总孔容/(mL·g−1) 各孔径段孔容占比/% 总比表面积/(m2·g−1) 各孔径段孔比表面积占比/% <10 nm 10~100 nm 100~1 000 nm >1 000 nm <10 nm 10~100 nm 100~1 000 nm >1 000 nm 1号 0.069 35.06 19.84 5.79 39.30 24.916 87.60 12.10 0.27 0.03 2号 0.061 46.72 21.78 3.80 27.71 25.771 88.49 11.27 0.22 0.02 3号 0.065 45.85 22.31 6.15 25.69 26.996 90.21 9.55 0.23 0.01 4号 0.038 46.03 16.67 8.41 29.05 13.562 89.80 9.95 0.23 0.02 5号 0.064 45.87 17.82 5.89 25.88 26.837 90.10 9.65 0.23 0.01 6号 0.059 39.52 20.03 7.66 32.80 21.110 89.69 9.98 0.29 0.03 2.3 孔容分布特征
孔容为瓦斯运移提供重要的通道。将煤样各孔径段孔容占比和总孔容列表2。通过表2,可以看出不同煤样孔径分布具有差异性,试验煤样孔容介于0.038 3~0.069 9 mL/g,各个煤样之间的孔容随着孔径分布相差不大,且对于同一种煤样各孔径段占比不同,反映出孔径分布的非均质性,孔容中<10 nm的微孔占比最大,介于35.06%~46.72%。大孔对孔容的贡献较微孔弱,中孔占比最小。
2.4 孔隙结构分形特征
基于孔隙结构具有自相似特点,采用分形维数参数描述孔径分布的复杂性。假设采用球形体进行填充孔隙,将测得孔容V和进汞压力P代入下式[21]:
$$ \lg \left(\frac{{{\rm{d}}V}}{{{\rm{d}}P}}\right)\infty (D - 4)\lg P _{ } $$ (3) 式中,V为孔容,mL/g;P为进汞压力,MPa;D为体积分形维数。
由式(3)可知,lg(dV/dP)与lg P进行线性拟合得到直线斜率k,k+4=D。将lg(dV/dP)与lg P做双对数曲线如图3所示,由图3可知,lg(dV/dP)随lg P的增加呈现下降趋势。基于压汞试验对高压段孔隙结构破坏特征的研究[22],当毛细管力P>10 MPa煤基质压缩明显影响了孔隙结构,当P=10 MPa时取对数为1,通过观察图3,得知lg P=1两侧存在明显分段,研究结果与前人相符,以lg P=1作为分界点进行拟合,将拟合结果列于表3。
表 3 分形维数计算结果Table 3. Calculation results of fractal dimension煤样编号 孔径d范围 斜率 D R2 1号 151.075≤d<339880.3 −1.120 9 2.879 1 0.922 4 3.019<d<151.075 −0.137 6 3.862 4 0.813 1 2号 150.995≤d<337892.7 −1.093 9 2.906 1 0.937 5 3.019<d<150.995 −0.194 1 3.805 9 0.801 8 3号 151.210≤d<348774.8 −1.118 5 2.881 5 0.921 1 3.019<d<151.210 −0.296 8 3.703 2 0.947 4 4号 151.047≤d<347290.6 −1.109 9 2.890 1 0.979 7 3.019<d<151.047 −0.340 3 3.659 7 0.943 2 5号 151.075≤d<348731.7 −1.040 9 2.959 1 0.930 5 3.019<d<151.075 −0.283 7 3.716 3 0.907 5 6号 151.084≤d<338148.5 −1.021 4 2.978 6 0.949 3 3.019<d<151.084 −0.313 5 3.686 5 0.870 5 由表3可知,试验煤样分形维数出现分段特征,均存在2个分形维数值,其中第1段分形维数介于2.879 1~2.991 5,拟合度均在0.92以上,第2段分形维数介于3.659 7~3.862 4,均大于3。分形维数值越大,相应孔隙结构越复杂。煤体作为多孔介质,基于压汞试验对高压段孔隙结构破坏特征的研究[22],高压段时大中孔遭到破坏,大中孔比例减少,进一步基于煤基质压缩性系数的研究[23],高压段对煤基质压缩效应导致微孔含量增加,微孔测量误差增大,表明高压对煤样的内部原有的孔隙结构会造成破坏。根据经典分形理论,多孔材料分形维数D介于2~3,由表3可知,第2段分形维数均大于3,对应孔径小于151.21 nm,主要是因为对汞加压使汞进入较小孔隙后,煤基质被压缩,孔隙已遭到破坏,导致孔隙测定结果有误差,孔径越小测量误差越大[24],因此当分形维数大于3时结果可靠性差,此部分分形维数不作进一步讨论。
3. 孔隙结构特征对瓦斯解吸规律分析
3.1 煤样瓦斯解吸试验结果分析
瓦斯解吸量随解吸时间的变化曲线称为解吸曲线。取平衡压力为3 MPa,绘制解吸曲线如图4所示。由图4可知,6种煤样的解吸曲线变化趋势相同,随着时间的增加,解吸量先快速增加后趋于稳定值。
为进一步研究解吸量与解吸时间关系,将解吸量的倒数与解吸时间的幂指数绘制散点图5。由图5可知,两者具有很强的线性关系,并进行线性拟合,将拟合结果列于表4。由表4可知,线性相关系数R2均在0.995以上。基于研究分析,提出中低变质程度煤的解吸模型如下式:
表 4 瓦斯解吸量拟合参数Table 4. Basic desorption parameters of samples煤样编号 m/((mL·g−1)−1·min0.75) n/(g·mL−1) 决定系数R2 1号 1.114 02 0.114 66 0.998 50 2号 1.260 73 0.096 76 0.995 72 3号 1.193 59 0.122 85 0.998 50 4号 2.362 31 0.149 09 0.997 08 5号 1.440 40 0.106 39 0.995 73 6号 0.845 60 0.119 12 0.999 48 $$ \frac{1}{Q} = \frac{m}{{{t^{0.75}}}} + n _{ } $$ (4) 式中,Q为解吸量,mL/g;t为解吸时间,min;n为解吸体积常数,当解吸时间无穷大时,最大解吸量的倒数,g/mL;m为与初始瓦斯解吸速率有关的解吸常数,当解吸时间t为1 min时解吸量倒数与解吸体积常数的差值,(mL/g)−1·min0.75。
系数0.75可能与煤变质程度有关,后期可对不同变质程度的煤样解吸曲线进行分析。
根据式(2)计算出解吸速率,并将解吸速率随时间变化关系绘制散点图6。由图6可知,试验煤样曲线变化趋势基本一致,均随解吸时间的增加,先快速下降再缓慢降低最后趋于稳定,呈现指数式递减。主要是由于瓦斯解吸过程中,受压力差驱动影响,瓦斯从煤体快速解吸,表现为解吸速率较大,随着解吸过程的推进,煤体内部瓦斯体积分数降低,煤体内外瓦斯体积分数差减小,解吸速率逐渐减少。
3.2 孔容对瓦斯解吸规律
在此定义,瓦斯压力解除后,解吸1 min时的解吸速率为解吸初速度。由3.1节中提出的煤解吸模型中m和n两个参数可知,n为最大解吸量的倒数,m为与初始瓦斯解吸速率有关的解吸常数。本文主要对解吸初速度进行分析,对m值不做深入讨论。
将各孔径段孔容与解吸量绘制散点图,如图7所示。由图7可知,各孔径段孔容对解吸初速度和n均成正比例关系,在瓦斯解吸初期,大孔孔容对n值和初始瓦斯解吸速率线性拟合程度最高,表明在瓦斯解吸初期,大孔中瓦斯优先解吸出来。根据进退汞曲线孔隙形态分析结果可知,大孔主要以开放孔为主,中孔和小孔主要以半封闭孔为主,微孔以封闭孔为主,开放孔利于瓦斯放散,当实验瓦斯压力解除后,大孔中瓦斯先行解吸出来,对解吸初速度影响最大。因此在初始瓦斯解吸时,大孔孔容对瓦斯放散起到主导作用。
3.3 孔比表面积对瓦斯解吸规律
将各孔径段孔比表面积与解吸初速度值和参数n作图,如图8所示。由图8可知,除微孔外,各孔径段孔比表面积对瓦斯解吸初速度和初始瓦斯解吸量均成正比例关系,可见在瓦斯解吸初期,各孔径段比表面积对瓦斯解吸过程均起到促进作用,且大孔比表面积拟合度最高,随着孔径的减小,曲线拟合度逐渐减低,表明大孔内瓦斯优先解吸,孔径越小,优先程度逐渐减少。比表面积主要为瓦斯吸附提供吸附位,结合2.2节分析结果,微孔比表面积最大,微孔是瓦斯吸附的主要场所,但根据进退汞曲线进一步分析发现,微孔主要以封闭孔为主,连通性差,在瓦斯解吸初期,瓦斯解吸困难,优先将大孔内瓦斯解吸,微孔内瓦斯解吸可能会与运移特性等有关。结合孔容对瓦斯解吸指标的影响分析结果可知,大孔比表面积和孔容对解吸初速度和n值影响均最大,其次随着孔径减小,拟合关系逐渐减弱,大孔为瓦斯解吸提供足够的空间,且孔隙开放性越好时越容易发生解吸。
3.4 分形维数对瓦斯解吸规律
由3.2和3.3节分析可知:瓦斯解吸初期,中大孔对瓦斯解吸特性影响最为显著。为进一步描述中大孔孔径分布特征对瓦斯解吸参数的影响,引入分形维数,描述孔径分布的复杂性。将2.4节所得中大孔分形维数与解吸参数的关系绘图,如图9所示。由图9可知,随着分形维数的增加,解吸初速度呈现递增趋势,表明在瓦斯解吸初期解吸越快。分形维数越大,孔径分布越不均匀,并且结合孔隙形态的分析结果,中大孔主要以开放性和半封闭性孔为主,在压力差影响下瓦斯解吸初速度值越大,解吸能力越好。图中亦看出,分形维数值与最大瓦斯解吸量关联性不强。
4. 结 论
1)通过分析孔隙结构特征可知:6种煤样均存在不同比例的开放性孔隙,大孔主要以开放孔为主,中孔和小孔主要以半封闭孔为主,微孔主要以封闭孔为主。微孔和大孔孔容对总体孔容贡献最大,比表面积以微孔占比为主。中大孔分形维数值介于2.879 1~2.991 5,拟合度均在0.92以上,中大孔结构较复杂,分形现象显著。
2)通过分析中低变质程度煤的解吸曲线可知:随着解吸时间的增加,解吸量呈现先快速增加后趋于稳定值,并进行拟合发现1/Q与t–0.75呈现线性关系,拟合度在0.995以上,可以将解吸模型描述为1/Q=m/t0.75+n,系数0.75可能与煤的变质程度有关,后期考虑进一步细化此值。m是与瓦斯解吸速率相关的参数,n是最大瓦斯解吸量的倒数。
3)讨论孔隙结构特征对瓦斯解吸参数的影响发现:在瓦斯解吸过程中,大孔内的瓦斯优先被解吸出,随着孔径的减小,优先率逐渐减低,结合孔隙形态的分析结果,微孔主要以封闭孔为主,在瓦斯解吸初期微孔内瓦斯解吸可能会与运移特性等有关。且进一步分析中大孔分形特征对瓦斯解吸参数的影响,研究表明解吸初速度与分形维数呈现明显正相关关系。
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表 1 2组煤样的裂隙结构统计
Table 1 Statistical analysis of fracture structures in two sets of coal samples
类型 编号 分形维数 裂隙体积分数 A组(单一裂隙煤岩) 1–3 2.20 0.42 B组(复杂裂隙煤岩) 2–1 2.27 0.40 2–2 2.23 0.36 表 2 2组煤样的裂隙倾角分布
Table 2 Distribution characteristics of fracture dip angles in two sets of coal samples
1–3 2–1 2–2 倾角类型 倾角范围/(°) 体积占比/% 倾角类型 倾角范围/(°) 体积占比/% 倾角类型 倾角范围/(°) 体积占比/% 缓倾 0~10 50.78% 缓倾 0–10° 17.91% 缓倾 0–10° 19.91% 10~20 32.67% 10–20° 24.06% 10–20° 21.03% 20~30 3.61% 20–30° 1.75% 20–30° 9.93% 倾斜 30~40 3.57% 倾斜 30–40° 3.20% 倾斜 30–40° 3.51% 40~50 0.43% 40–50° 0.74% 40–50° 1.14% 50~60 0.80% 50–60° 51.00% 50–60° 42.23% 急倾 60~70 7.02% 急倾 60–70° 0.71% 急倾 60–70° 1.79% 80~90 1.12% 80–90° 0.63% 80–90° 0.45% 表 3 煤样孔隙率统计
Table 3 Statistics of coal sample porosity
类型 编号 孔隙率/% 平均孔隙率/% 孔径分布占比/% r<0.3 μm 0.3 ≤r<3 μm r≥3 μm 单一裂隙煤岩 1–1 17.98 18.26 0.968 0.032 0.001 1–2 18.15 0.895 0.101 0.003 1–3 18.66 0.948 0.049 0.002 复杂裂隙煤岩 2–1 14.78 15.09 0.925 0.066 0.009 2–2 14.98 0.916 0.073 0.011 2–3 14.38 0.935 0.059 0.005 2–4 14.92 0.943 0.054 0.003 2–5 15.74 0.903 0.087 0.010 2–6 15.77 0.907 0.085 0.008 表 4 煤样单轴压缩测试结果
Table 4 Uniaxial compression test results of coal samples
类型 编号 主要倾角 孔隙率/% 孔隙率均值/% σc/MPa σc均值/MPa E/GPa E均值/GPa A单一裂隙煤岩 1–1 缓倾 17.98 18.26 35.04 35.48 1.79 1.79 1–2 18.15 14.28 1.34 1–3 18.66 35.91 1.79 B复杂裂隙煤岩 2–1 2种以上主要倾角 14.78 15.09 19.85 20.25 1.54 1.72 2–2 14.98 17.71 1.62 2–3 14.38 22.27 1.60 2–4 14.92 22.18 1.84 2–5 15.74 17.08 1.71 2–6 15.77 22.39 2.01 表 5 数值模拟参数
Table 5 Numerical simulation parameters
PFC3D数值模型细观参数 煤岩数值 deformemod 1.2×109 krat 1.0 pb_deformemod 1.2×109 krat 4.9 pb_ten 40.2×106 pb_coh 40.2×106 表 6 数值模拟单轴压缩测试结果
Table 6 Numerical simulation uniaxial compression test results
类型 编号 缓倾占比/% 倾斜占比/% 急倾占比/% 抗压强度/MPa 单一裂隙煤岩 A'–1 87.06 6.47 6.47 35.20 A'–2 6.47 87.06 6.47 32.08 A'–3 6.47 6.47 87.06 54.55 复杂裂隙煤岩 B'–1 49 49 2 19.14 B'–2 49 2 49 24.47 B'–3 2 49 49 30.22 -
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