1、第 42 卷 第 3 期 岩石力学与工程学报 Vol.42 No.3 2023 年 3 月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering March,2023 收稿日期:收稿日期:20220406;修回日期:修回日期:20220623 基金项目:基金项目:国家自然科学基金资助项目(51774117);河南省科技攻关(222102320413,222102320279)Supported by The National Natural Science Foundation of China(Grant No.51774117)and Hena
2、n Province Science and Technology Research(Grant Nos.222102320413 and 222102320279)作者简介:作者简介:唐一举(1988),男,2015 年于河南理工大学安全工程专业获博士学位,现任讲师,主要从事矿山安全科学方面的研究工作。E-mail:。通讯作者:郝天轩(1976),男,博士,现任教授、博士生导师。E-mail: DOI:10.13722/ki.jrme.2022.032 瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应研究瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应研究 唐一举1,郝天轩2,3,刘 静1,李 帆2,赵立桢2,王泽华2(1
3、.河南城建学院 市政与环境工程学院,河南 平顶山 467036;2.河南理工大学 安全科学与工程学院,河南 焦作 454000;3.煤炭安全生产与清洁高效利用省部共建协同创新中心,河南 焦作 454000)摘要:摘要:为探索瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应特征,利用自主研发的含瓦斯煤岩破裂温度变化检测实验系统,以平煤十一矿煤样作为研究对象,分析其在不同瓦斯压力下力学性质和红外辐射特性,并对差分最高辐射温度TMIR、累计差分温度 TMIR、热像演化等在不同瓦斯压力下的时变特性进行对比分析。结果表明:随着瓦斯压力的增大,试样破坏形态从单斜面剪切破坏向剪张性失稳破坏转变,破坏发展明显增强;试样的峰值
4、抗压强度、弹性模量随着瓦斯压力的增大而降低,峰值应变表现为先增加后快速降低;不同瓦斯压力下,试样整体上表现出增温趋势,低瓦斯压力(00.4 MPa)条件下临破裂前出现升温前兆,而高瓦斯压力(0.6,0.8 MPa)则表现为降温前兆;试样加载过程中出现低温异常条带和高温异常区域,且与宏观裂纹走向及位置一致;并揭示了瓦斯影响下煤岩红外辐射的响应机制:热弹效应、摩擦热效应、瓦斯膨胀吸热效应及吸附瓦斯解吸吸热效应,不同加载阶段热效应的影响程度不同。研究结果解释了煤岩瓦斯动力灾害温度异常变化的原因,明确了不同瓦斯压力下的红外预警前兆特征,可以根据矿井瓦斯压力的大小有针对性进行灾害监测预警。关键词:关键词
5、:岩石力学;含瓦斯煤;瓦斯压力;前兆特征;预测预警 中图分类号:中图分类号:TU 45 文献标识码:文献标识码:A 文章编号:文章编号:10006915(2023)03059412 Infrared radiation response of coal under the action of gas and stress TANG Yiju1,HAO Tianxuan2,3,LIU Jing1,LI Fan2,ZHAO Lizhen2,WANG Zehua2(1.College of Municipal and Environmental Engineering,Henan Universit
6、y of Urban Construction,Pingdingshan,Henan 467036,China;2.College of Safety Science and Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo,Henan 454000,China;3.State Collaborative Innovation Center of Coal Work Safety and Clean-efficiency Utilization,Jiaozuo,Henan 454000,China)Abstract:To explore the
7、characteristics of the infrared radiation response of coal bodies under the action of gas and stress,the self-developed experimental system for detecting the temperature change of gas-bearing coal rock rupture was used to analyze the mechanical properties and infrared radiation characteristics of co
8、al samples from Pingcoal Mine 11th under different gas pressures,and to compare the time-varying characteristics of differential maximum radiation temperature TMIR,cumulative differential temperature TMIR and thermal image evolution under different gas pressures.The comparative analysis of the time-
9、varying properties of differential maximum radiation temperature TMIR,cumulative differential temperature TMIR and thermal evolution at different gas pressures were carried out.The results show that,with the increase of the gas pressure,the damage pattern of the specimens changes from single-slope s
10、hear damage to shear-tension instability damage,and the damage development increases 第 42 卷 第 3 期 唐一举等:瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应研究 595 significantly.The peak compressive strength and the elastic modulus of the specimens decrease with the increase of the gas pressure,and the peak strain shows an increase and
11、then a rapid decrease.The specimens show an overall warming trend at different gas pressures,with a warming precursor before rupture at low gas pressures(00.4 MPa)and a cooling precursor at high gas pressures(0.6 and 0.8 MPa).The low-temperature anomalous stripes and high-temperature anomalous regio
12、ns appear during loading of the specimens and are consistent with the macroscopic crack orientation and location.The response mechanisms of infrared radiation from coal rocks under the influence of gas are revealed,including thermoelastic effect,frictional heat effect,gas expansion heat absorption e
13、ffect,and adsorbed gas desorption heat absorption effect,with different degrees of influence of the thermal effect at different loading stages.The results of the study explain the causes of abnormal temperature variations of coal rock gas dynamic disasters and clarify the characteristics of infrared
14、 warning precursors under different gas pressures,which can be used for targeted disaster monitoring and warning according to the magnitude of gas pressure in mines.Key words:rock mechanics;gas bearing coal;gas pressure;precursor characteristics;predictive warning 1 引引 言言 伴随煤炭资源开采,煤矿事故始终无法完全避免,在煤矿各类
15、灾害中,以冲击地压、煤与瓦斯突出等煤岩动力灾害造成的危害尤为突出,近 20 年突出事故平均死亡水平为 6.8 人/起1。煤岩动力灾变孕育发生的过程会伴随声、电、光及磁等能量辐射信号,由此衍生出了红外辐射预警、电磁辐射预警、声发射预警及微震预警等多种预警灾变的方法2-6。其中红外辐射预警是一种非接触式监测方法,具有实时、全过程及智能化预警等特点,能够非接触遥感预警煤岩动力灾害7-11。研究认为,煤岩瓦斯动力灾害是煤体、瓦斯共同作用的结果,特别是目前井工开采已逐步进入到深部阶段,煤层赋存环境呈现出高瓦斯、高应力等特征,煤岩瓦斯气体之间复杂的耦合作用会对煤岩的破坏特征、强度特征、变形特征及红外辐射特
16、征等造成不可忽视的影响。因此研究煤岩瓦斯共同作用下煤岩变形破坏过程中力学特性及红外辐射特性,可为研究煤岩瓦斯动力灾变红外监测预警提供理论依据,对煤矿安全开采具有重要的理论意义和应用价值。国内外专家学者对煤岩失稳变形破坏过程红外辐射温度变化方面,已经取得了有价值的研究成果。耿乃光等2发现辐射温度随应力的增加而增加,临破裂前辐射温度变化加快。邓明德等12通过单轴加载实验,发现岩石临破裂前出现不同的前兆信息。L.Wu 等13研究了花岗闪长岩和大理岩破裂前红外热像的时空演化特征。L.Ma 等14研究了煤岩破坏过程中红外温度突变的前兆信息。Y.Zhao 和 Y.Jiang15研究了煤体在单轴压缩条件和循
17、环加载条件下煤样破裂的前兆信息。刘善军等16依据红外前兆信息,提出 0.79c附近可以作为矿压及灾害监测的“应力警戒区”。马立强等17监测了含孔煤岩体破裂过程中热辐射温度变化特征。李 鑫等18研究了复合煤体内部及表面的红外辐射特征。皇甫润等19研究了片麻岩单轴加载情况下热辐射变化规律。唐一举等20研究了潮湿煤体受载过程中红外辐射特性,认为水分影响了红外辐射波动性的变化。Z.Li 等21研究了瓦斯压力 0.6 MPa 条件以下的煤样热辐射时空演化特征。S.Yin 等22对不含瓦斯煤和含瓦斯煤(0.20.6 MPa)的红外辐射温度和红外热像前兆特性进行了对比研究。郝天轩等23通过数值模拟,分析了不
18、同瓦斯压力下温度变化规律。以上实验研究多是基于不含瓦斯条件下,而瓦斯煤岩共同作用下红外辐射效应的研究较少。同时在现场实际工作中,人们发现煤岩动力灾害前存在着不同的温度异常现象(升温异常、降温异常或忽高忽低异常),如四川磨心坡矿,发生煤和瓦斯突出前,工人察觉到从工作面的裂缝内有冷气喷出;焦西矿煤与瓦斯突出后,抽放瓦斯的管道,抽放时会发热,停止抽放后就没有发热现象;英国的西思海德赖彭特赖马尔矿发生突出发生后,发现突出的煤屑温度升高24,这些不同甚至相反的预警前兆就不能很好的用来预警煤岩动力灾害。基于此,笔者利用自主研发的含瓦斯煤破裂温度变化检测实验系统,研究试样在不同瓦斯压力下受载破坏后的力学性质
19、及红外辐射信息,根据所得煤样的力学性质及红外辐射时变特性,探寻含瓦斯煤岩破裂失稳破坏的红外辐射温度前兆信息,以期有效对煤岩瓦斯复合动力灾害监测预警。596 岩石力学与工程学报 2023 年 2 实验设计实验设计 2.1 试样特征试样特征 本次实验所选煤样取自平煤十一矿已16-17煤层24050 综采工作面,该煤层平均厚度为 5.42 m,平均倾角为 9,煤层最大原始瓦斯含量 4.87 m3/t,最大原始瓦斯压力 0.53 MPa,瓦斯放散初速度 p 为10.811.4。将现场取到的煤样按照标准要求加工成50 mm50 mm100 mm 长方体,并进行打磨使其误差符合实验规定,同时为减少实验结果
20、的离散性,挑选表面没有明显的裂纹及节理等缺陷,且质量相近的试样,预制 18 个煤样,其中 3 个备用。实验室工业分析,试样水分为 1.07%,灰分为 7.44%,挥发分为 31.78%,孔隙率为 2.94%,为焦煤。2.2 实验系统与设备实验系统与设备 利用自主研发的含瓦斯煤破裂温度变化检测实验系统,该系统包括加载系统、含瓦斯煤岩夹持器系统、进气系统、抽真空系统、温度测量系统、数据采集控制系统等。实验系统如图 1 所示。图 1 实验系统示意图 Fig.1 Schematic diagram of the test system (1)加载系统 加载系统采用 WYW100DS 微机控制伺服万能材
21、料试验机控制系统,该系统由压力机、加载控制器、MaxTest 控制程序等组成。压力机参数分别为最大实验力 100 kN,实验力示值相对误差0.5%,位移示值误差0.5%,变形示值误差0.5%,应变速率控制范围 0.000 070.002 5/s。(2)含瓦斯煤岩夹持器系统 含瓦斯煤岩夹持系统由煤岩夹持器和快速卡箍及支架组成,如图 2 所示。煤岩夹持器,设计煤岩尺寸 50 mm100 mm,最大轴压 25 MPa,最大围压 3 MPa,自主研发设计的压力室(光学视窗),夹持器对边开有 100 mm120 mm 的可视窗口,可视尺 图 2 含瓦斯煤岩夹持系统示意图 Fig.2 Schematic
22、diagram of the gas-bearing coal rock clamping system 寸为 40 mm80 mm,厚度 20 mm,视窗玻璃分别采用硒化锌及蓝宝石材料,能透过红外光线及普通光线,可实时在外部观测记录试样破裂过程;夹持器采用快速开放式,316 不锈钢材料;快速卡箍及支架,采用 304 不锈钢制作成 2 个 C 型的半圆,可快速固定围压筒和夹持器底座,矩型移动导轨可移出夹持器,方便装卸煤岩。(3)红外辐射采集系统 热像仪采用 Fotric225s 型号,分辨率为 320 Pixel240 Pixel,视场角为 24 18,温度灵敏度达到 0.03,响应光谱波段范
23、围为 812 m,热灵敏度为0.0530,图像采集最高 30 Hz,热像分析软件为 AnalyzIR,热像分析软件连接热像仪后在热像仪工作区实时显示全辐射热像视频流,同时在工作区面板上,布置测量工具、调试参数,创建温度时间曲线。实验现场如图 3 所示。图 3 含瓦斯煤岩压缩实验现场 Fig.3 Compression test site view of gas-bearing coal rock 2.3 试样方案与步骤试样方案与步骤 本实验设计每组煤样 3 个,样品数共 15 个,编号 PSYij(i=3,j=3),通过加载气压来模拟瓦斯围压,在0,0.2,0.4,0.6 及 0.8 MPa
24、围压下进行煤样受载压缩实验。实验开始前先抽真空,之后由高压瓦斯气罐向煤岩夹持器充入预定瓦斯压力,使煤样处于预减压阀压力表流量计试样蓝宝石窗口泵压力表阀门加载监控红外热像仪红外窗口夹持器可视窗口第 42 卷 第 3 期 唐一举等:瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应研究 597 定瓦斯压力环境下直至吸附饱和,且通过系统软件界面实时监测进出口气体压力,可有效保证进入试样的瓦斯压力为预设瓦斯压力。预压加载后以 0.005 mm/s 的速度匀速加载,力学实验系统和温度数据采集系统自动采集荷载、变形及温度值,直至试件破坏。实验过程中采取了相关措施25,以减少周围实验环境对实验的影响。3 实验结果与分析实验结
25、果与分析 3.1 不同瓦斯压力下煤样破坏形态不同瓦斯压力下煤样破坏形态 整理实验数据,限于篇幅,给出了在不同瓦斯压力下煤样最终的破坏空间形态,如图 4 所示。从图中可以看出:试样破坏形式除与煤岩材料的初始缺陷及结晶颗粒等因素有关外,与瓦斯压力也存在着一定的相关性。不同瓦斯压力作用下观测得到试样最终破坏形式有所不同,瓦斯压力为 0 MPa 时,PSY13试样很明显看出是以单斜面剪切破坏为主,破裂面有明显的移动摩擦痕迹且贯通整个试样,下端部在主破坏面相邻区域发生了明显的张性破坏,存在较细的垂直分布裂缝,裂缝高度为试样的 1/3 左右。随着瓦斯压力的增大,试样破坏形态从单斜面剪切破坏向剪张性失稳破坏
26、转变,与不含瓦斯相比,试样因瓦斯煤岩共同作用,受力状态更加复杂,张性拉伸和剪切破坏共同作用明显增强,破坏后裂纹数量增多,试样破坏程度明显增强。试样因瓦斯作用下最终破坏形式分布特征相对复杂,如图 4 中试样 PSY21PSY52发育着不同贯通试样的裂缝,PSY21试样存在 1 条主贯通裂缝及多条分叉裂缝;PSY33试样除存在沿斜面主裂缝外还呈多个裂纹同步发育,下端部分张性破坏脱落成块,断口处呈新鲜痕迹;PSY41存在 1 条主贯通裂缝和 1 条次长裂缝,上端部破坏明显;PSY52试样破坏裂缝数量明显增多,上、下破碎成多块。3.2 不同瓦斯压力下煤样的力学特性不同瓦斯压力下煤样的力学特性 在对煤样
27、进行不同瓦斯压力下的岩石力学参数测定的实验过程中,测试结果如图 5 所示。从图 5(a)不难看出,含瓦斯煤样单轴压缩的强度和变形特征与瓦斯压力密切相关,主要表现在随着瓦斯压力的增大,试样表现出明显的规律性和差异性特征,不同瓦斯压力下单轴压缩过程均经历初始压密、线弹性变形、塑性屈服及破坏 4 个阶段。PSY13 PSY21 PSY33 PSY41 PSY52 (a)0 MPa (b)0.2 MPa (c)0.4 MPa (d)0.6 MPa (e)0.8 MPa 图 4 不同瓦斯压力下煤样单轴压缩破坏形态 Fig.4 Uniaxial compression damage pattern of
28、coal samples at different gas pressures (a)应力应变 (b)弹性模量 应力/MPa1816141210864200.0 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0 1.2 1.4应变/1020.8 MPa0.MPa60.4 MPa0.2 MPa0.MPa0弹性模量/GPa均值2.01.91.81.71.61.51.41.31.21.10.0 0.2 0.4 0.6 0.8瓦斯压力/MPa 598 岩石力学与工程学报 2023 年 (c)峰值抗压强度 (d)峰值应变 图 5 不同瓦斯压力下煤样的力学参数 Fig.5 Mechanical parameters
29、 of coal samples at different gas pressures 由图 5 可知,试样在瓦斯 0.2 MPa 条件下,峰值抗压强度、峰值应变和弹性模量分别为 17.1 MPa,1.09102和 1.68 GPa;当瓦斯压力为 0.4 MPa 条件下,峰值抗压强度、峰值应变和弹性模量分别为16.13 MPa,1.35102和 1.74 GPa,同比 0.2 MPa 瓦斯压力下,峰值抗压强度下降了 5.67%,峰值应变增加了 23.85%,弹性模量增加了 3.57%;当瓦斯压力为 0.6 MPa 条件下,峰值抗压强度、峰值应变和弹性模量分别为 15.57 MPa,1.7102
30、和 1.33 GPa,与 0.2 MPa 瓦斯压力下相比,峰值抗压强度下降了8.95%,峰值应变增加了 55.97%,弹性模量降低了20.83%;当瓦斯压力为 0.8 MPa 条件下,峰值抗压强度、峰值应变和弹性模量分别为 8.24 MPa,0.97102和 1.35 GPa,相比 0.2 MPa 瓦斯压力下,峰值抗压强度下降了 51.81%,峰值应变下降了11%,弹性模量降低了 19.64%,峰值强度、应变及弹性模量下降比较明显。总体来看,试样的峰抗压强度、弹性模量随着瓦斯压力的增大而降低,但峰值应变表现为先增加后快速降低。由此可以说明瓦斯压力影响着煤岩试样的力学性质,瓦斯一定程度上对煤岩力
31、学性质起到了劣化作用。随着瓦斯压力的增大,最终试样破坏的发展明显增强,图 4(b)(e)也进一步证明了瓦斯的劣化作用。3.3 不同瓦斯压力下红外辐射温度时变特性不同瓦斯压力下红外辐射温度时变特性 从红外热像视频里导出的数据矩阵,是一个二维温度数据矩阵,是测量区域内每一个像素点对应的温度值。采集第 p 帧温度矩阵,即()pmn=f,1 11 21 1 11 12 ()()()()()()()()()1 2 pppnpppnpmpnpmnfffLfffLfLfLfLL,(1)式中:m 为二维温度数据矩阵的行号,n 为二维温度数据矩阵的列号,Lm为二维温度矩阵的最大行数,Ln为二维温度矩阵的最大列数
32、。由于煤岩红外辐射强度信号一般很微弱,容易受背景噪声所污染,为准确分析煤岩破裂失稳过程中的红外辐射信息特征,必须对红外辐射信息进行去噪处理。结合程富起等26-28研究,选择差分最高红外辐射温度(差分辐射温度),即第 p+1 帧与第 p帧最高红外辐射温度差值来表征煤岩表面瞬时温度的变化,表达式为 MIR+1maxmax()()ppTfmnfmn=-,(2)绘制不同瓦斯压力下应力、差分辐射温度、累计差分温度与加载时间的关系曲线,研究瓦斯压力对煤样破裂过程中红外辐射温度演化特征的影响,关系曲线如图 6 所示。通过对图中不同瓦斯压力下煤样破裂失稳过程中红外辐射温度特征的变化情况进行对比分析,可以看出,
33、含瓦斯煤的红外辐射温度特征在不同瓦斯压力下表现出一定的差异性和相似性:相似性表现在累计差分温度随应力的增加而增加,且表现出很好的定的相关性,整体上均表现为升温趋势;差异性体现在随着瓦斯压力的增大,含瓦斯煤样的差分温度受到了一定的影响,随应力的增加表出现出不同的阶段性变化特征。不含瓦斯试样呈现出与含瓦斯压力下不同的阶段性变化特征:不含瓦斯试样在整个全加载过程中温度变化比较平稳,临近破裂温度出现了突升前兆,均值181614121086峰值抗压强度/MPa0.0 0.2 0.4 0.6 0.8瓦斯压力/MPa均值0.0 0.2 0.4 0.6 0.8瓦斯压力/MPa1.81.61.41.21.00.
34、80.6峰值应变/102第 42 卷 第 3 期 唐一举等:瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应研究 599 突升幅度最大为 1.14;含瓦斯压力下的试样在整个全加载过程中,随着瓦斯压力的增大,温度曲线的波动性也随之增强,同时临近破裂出现了不同的前兆特征,瓦斯压力 0.2 和 0.4 MPa 下的试样出现了突升前兆,升温幅度分别为 0.76,0.64,而瓦斯压力 0.6 和 0.8 MPa 下的试样则表现为突降前兆,降温至 0.33,0.19。统计了所有的加载试样,不含瓦斯或低瓦斯压力(0.2,0.4 MPa)条件下,(a)试样 PSY12(瓦斯压力 0 MPa)(b)试样 PSY23(瓦斯压力
35、0.2 MPa)(c)试样 PSY33(瓦斯压力 0.4 MPa)(d)试样 PSY42(瓦斯压力 0.6 MPa)加载时间/s0 50 100 150 200 250加载时间/s0 50 100 150 200 2501614121086420应力/MPaTMIR/1.51.00.50.0I II III升温前兆1614121086420应力/MPa120100806040200累计差分温度/应力应力差分温度累计差分温度加载时间/s0 50 100 150 200 250加载时间/s0 50 100 150 200 181614121086420应力/MPaI II III181614121
36、086420应力/MPa0.80.60.40.20.0TMIR/累计差分温度/806040200升温前兆应力差分温度应力累计差分温度加载时间/s0 50 100 150 200 300250加载时间/s0 50 100 150 200 300250I II III181614121086420181614121086420应力/MPa应力/MPa0.60.40.20.0TMIR/累计差分温度/100806040200应力差分温度升温前兆应力累计差分温度I II III加载时间/s0 50 100 150 200 300250350加载时间/s0 50 100 150 200 300250350
37、1614121086420应力/MPa1614121086420应力/MPa0.60.40.20.0TMIR/140120100806040200累计差分温度/应力差分温度降温前兆应力累计差分温度 600 岩石力学与工程学报 2023 年 (e)试样 PSY52(瓦斯压力 0.8 MPa)图 6 不同瓦斯压力下煤样差分温度、累计差分温度与时间的关系 Fig.6 Differential temperature of coal samples at different gas pressures,cumulative differential temperature versus time 试样
38、几乎全部出现突升前兆,只有试样 PSY32温度变化不明显;高瓦斯压力(0.6,0.8 MPa)条件下,所有的试样加载破裂前均出现了降温前兆,且降温的幅度随瓦斯的压力呈增大现象。同样,累计差分温度可以更好地看出瓦斯压力对试样破裂过程中温度的影响,下面为了研究不同瓦斯压力下累计差分温度随应力的变化情况,对累计差分温度和应力进行01的归一化处理。假设数据值域为xmin,xmax,线性函数转换的归一化表达式为 minmaxmin()xxyf xxx-=-(3)归一化关系如图 7 所示,从曲线中可以看明显的看出随着瓦斯压力的增加,累计温度曲线的斜率变大,到瓦斯压力 0.6 MPa 条件下达到最大,随后在
39、 0.8 MPa 下曲线斜率明显变小,甚至小于不含瓦斯的试样,由此说明了瓦斯压力影响着煤体破裂过程中的红外辐射温度变化特征,0.8 MPa 瓦斯条件下的突降变化可以与图 5 中强度、峰值应变及弹性模量大幅度下降相印证。3.4 不同瓦斯压力下红外热像分异特性不同瓦斯压力下红外热像分异特性 为了使实验结果更有对比性,选择 0.5p,图 7 应力和累计温度归一化关系图 Fig.7 Normalised relationship between stress and cumulative temperature 0.75p,0.85p,0.98p及p共 5 个时刻进行热像演化对比分析,其中p为单轴抗压
40、峰值强度,温差变化幅值统一设置为0.7 1.3。利用差值热像序列处理方法,生成如图 8 所示,不同瓦斯压力下煤样在不同应力水平下典型红外差分热场分布和迁移特征对比图。限于篇幅有限,进行了不含瓦斯压力及瓦斯压力为 0.4 和 0.6 MPa 条件下的试样进行对比分析。0.50p 0.75p 0.85p 0.98p p(a)瓦斯压力 0 MPa I II III加载时间/s0 20 40 60 80 100 120 140 160 180加载时间/s0 20 40 60 80 100 120 140 160 180应力/MPa8642086420应力/MPa累计差分温度/504030201000.
41、40.30.20.10.0TMIR/应力差分温度降温前兆应力累计差分温度1.00.80.60.40.20.00.0 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0应力归一化/%累计温度归一化/%0.0 MPa0.2 MPa0.4 MPa0.6 MPa0.8 MPa第 42 卷 第 3 期 唐一举等:瓦斯与应力作用下煤体红外辐射响应研究 601 0.50p 0.75p 0.85p 0.98p p(b)瓦斯压力0.4 MPa 0.50p 0.75p 0.85p 0.98p p(c)瓦斯压力0.6 MPa 图 8 不同瓦斯压力下煤岩试样的典型热场分布和迁移对比 Fig.8 Comparison of typ
42、ical thermal field distribution and migration of coal rock specimens at different gas pressures 从图 8 可以很明显看出,不同瓦斯压力下试样在加载压缩破坏过程中热像均表现出非均匀性变化,呈现出不同的分异和时空演化特征,同时随着加载的进行不同瓦斯压力下的试样整体上表现为增温趋势。不含瓦斯试样 PSY13,在 0.5p时试样表面温度表现出分异现象,上端部表现为低温区域,中部及下部为深绿色的高温区域。随着加载的进行到0.75p时,开始在试样的右下端部出现了与周围明显异常不同的浅绿色狭长低温条带,0.85p
43、时低温条带已经发育明显,0.98p时加速发育为 2 条低温条带。当应力达到p时,狭长低温条带已经贯通到试样底端,最终试样开始沿着低温条带发生张性拉伸破裂,低温异常条带与图 4(a)试样形成宏观裂纹的走向及位置一致。瓦斯压力 0.4 和 0.6 MPa 试样热场温度与不含瓦斯压力试样相比,整体上温度场分异现象相对不明显,这也印证了图 6(c),(d)弹性阶段即塑性阶段前期温度曲线变化不大,但 0.6 MPa 条件下的试样表面整体温度高于 0.4 MPa 条件下的试样,可以从图 7 中累计温度曲线的斜率得到印证。瓦斯压力 0.4 MPa 试样在 0.85p之前整体上温度场分异较小,随着加载的进行,
44、到 0.98p时在右侧中部出现了高温黄蓝色区域。当应力达到p时,高温黄色区域开始发育扩展,最终试样开始沿着高温区域发生局部剪切破坏,高温异常区域与试样形成宏观裂缝的走向及位置一致。瓦斯压力 0.6 MPa 试样热像温度场时空演化分异相对较弱,到到 0.98p时在中部出现黄色高温斑点,p时高温斑点明显增多。4 讨讨 论论 4.1 瓦斯对煤体强度劣化的分析瓦斯对煤体强度劣化的分析 煤岩是沉积类多孔岩石,内部孔裂隙、节理发育,赋存着游离态和吸附态瓦斯气体。瓦斯影响着煤岩的力学性质主要体现在瓦斯对煤岩的力学和非力学共同作用造成的29-31。一方面煤岩体内游离态瓦斯在煤体内部的孔裂隙之间运移,会促使颗粒
45、向外膨胀变形,扩充煤基质体积,对煤基质的力学作用与围压作用相反,瓦斯压力作用使煤体产生附加膨胀应力如图 9 所示,同时游离瓦斯在压应力作用下进入裂纹尖端,加速裂纹发育扩展,随着瓦斯压力增大,游离瓦斯气体对裂纹尖端的“气楔撬动”作用越明显。602 岩石力学与工程学报 2023 年 图 9 裂隙尖端瓦斯气体作用示意图 Fig.9 Schematic diagram of gas action at the tip of the fissure 另一方面,实验过程中含瓦斯煤样经过吸附饱和后开始加载,由于瓦斯气体的存在,根据固体表面物理化学理论,煤基质内部的孔裂隙吸附瓦斯气体后,致使孔裂隙表面能降低,
46、根据 Griffith 公式可推导出孔裂隙吸附态瓦斯对煤岩体强度影响的表 达式32为 2p00001dpRTVpV Sp=-(4)式中:0为煤岩体真空条件下单轴抗压强度,T 为绝对温度,R 为气体常数,S 为比表面积,V0为气体摩尔体积,V 为孔裂隙吸附瓦斯量,0为煤岩体真空条件下的表面自由能。由式(4)可知,随着瓦斯吸附量和瓦斯压力增大,煤体强度降低。同时,吸附基质表面的瓦斯气体分子因范德华力作用,被煤基质颗粒吸引而进入2 个接触很近的颗粒之间,从而使颗粒间距增加,致使煤基质的黏结力降低。因而在宏观上,随着瓦斯压力的增大,煤岩体的峰值抗压强度和弹性模量降低,特别是试样在 0.8 MPa 瓦斯
47、压力下,模拟突出煤样,其强度和弹性模量明显降低。综合分析可知,煤岩体游离瓦斯会产生膨胀变形、裂纹扩展等微观损伤,吸附瓦斯降低了孔裂隙表面能和煤基质间的黏结力,煤岩体在游离和吸附瓦斯力学和非力学共同作用下,受载压缩破坏时裂缝数量明显增多,破坏程度明显增强。4.2 煤体破裂失稳的热力学分析煤体破裂失稳的热力学分析 由斯蒂芬玻尔兹曼定律,物体表面的红外辐射强度与其表面温度的 4 次方和发射率成正比:4cWT=(5)式中:W为物体在温度 T 时在所有波段上的总体辐射强度(W/m2);T 为物体的真实温度(K);c为物体的发射率,取值范围为 0.11.0;为斯蒂芬玻尔兹曼常数,它等于 5.669 610
48、8 W/(m2K4)。从辐射定律可以看出,当物体的发射率一定时,其红外热辐射强度只与物体温度相关。因此,外部载荷做功使试样温度变化,从而引起红外辐射的变化。研究表明,岩石受力产生热辐射主要有热弹和摩擦热 2 种物理机制33,煤岩因其非均质性,且内部空隙含有一定的游离及吸附态气体,这就导致煤岩在加载过程中红外辐射表现出与岩石的差异性及复杂性,因此在分析红外温度时变特性的时候应考虑瓦斯气体的影响。热弹效应是固体材料普遍存在的热效应,它是物体在弹性阶段因受力而引起的热效应。基于理想黏弹性材料与小扰动假设以及各向同性理论,热力耦合方式27,34可以描述为 eIV4div(gard):tttC TrkT
49、ETS ED=+-+,(6)式中:为密度;CV为定容比热容;T,t为绝对温度的时间导数;r 为热源;div 为散度算子;k 为热传 导率;gard 梯度算子,热膨胀矩阵系数;4D为四 阶弹性刚度张量;etE,ItE,分别为弹性和非弹性应变张量对时间的导数;S 为第二 Piola-Kirchhoff 应力张量。试样单轴受载情况下,没有外部热源,且实验过程中时间极短且压头与试样之间添加了石棉板,故式(6)右边的第一、第二项热源及热传导造成的影响可以忽略。式(6)右边第三项为热弹作用,含瓦斯试样在线弹性阶段,轴向应力与温度满足线性关系,T00,表达式35-36为 01pTTc=-(7)式中:T0,T
50、 分别为煤岩表面温度改变量和初始温度;为线性膨胀系数;1为单轴加载情况下轴向应力;为煤岩密度;pc为煤的比热。热力耦合效应为吸附瓦斯解吸和游离瓦斯膨胀做功提供了初始能量。假定游离态的瓦斯膨胀是一个绝热的膨胀过程,当游离态瓦斯对外膨胀做功,使煤体温度降低,由热力学第一定律可知:221 11()1WPVPVn=-(8)式中:W为游离态瓦斯膨胀做功;P1,P2分别为初始和膨胀后的瓦斯压力;V1,V2分别为初始和膨胀后的瓦斯体积;n为瓦斯气体的定压比热容与定容比热容的比值,n=cp/cv。瓦斯煤颗粒煤基质瓦斯压力作用吸附膜吸附瓦斯 游离瓦斯第 42 卷 第 3 期 唐一举等:瓦斯与应力作用下煤体红外辐