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层理煤岩浸水前后力学性质研究

姜琳婧, 赵会杰, 赵怡晴, 方杰, 曹志国

姜琳婧,赵会杰,赵怡晴,等. 层理煤岩浸水前后力学性质研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(10):97−108. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-0330
引用本文: 姜琳婧,赵会杰,赵怡晴,等. 层理煤岩浸水前后力学性质研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(10):97−108. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-0330
JIANG Linjing,ZHAO Huijie,ZHAO Yiqing,et al. Study on mechanical properties of coal before and after flooding considering bedding direction[J]. Coal Science and Technology,2023,51(10):97−108. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-0330
Citation: JIANG Linjing,ZHAO Huijie,ZHAO Yiqing,et al. Study on mechanical properties of coal before and after flooding considering bedding direction[J]. Coal Science and Technology,2023,51(10):97−108. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-0330

层理煤岩浸水前后力学性质研究

基金项目: 

国家自然科学基金资助项目(51804018,52174106);“煤炭开采水资源保护与利用”国家重点实验室2017开放基金资助项目(SHJT-17-42.1)

详细信息
    作者简介:

    姜琳婧: (1984—),女,湖南沅江人,讲师,博士。E-mail:jlj@ustb.edu.cn

    通讯作者:

    赵怡晴: (1980—),女,四川南充人,教授,博士。E-mail:zyq@ustb.edu.cn

  • 中图分类号: TD315

Study on mechanical properties of coal before and after flooding considering bedding direction

Funds: 

National Natural Science Foundation of China(51804018,52174106); 2017 Open Fund Project of State Key Laboratory of Coal Mining Water Resources Protection and Utilization (SHJT-17-42.1)

  • 摘要:

    层理弱面及煤岩遇水软化会导致煤岩力学性质降低,对煤矿地下水库稳定性、煤矿突透水事故防治等具有重要影响。为了研究层理及浸水对煤岩力学性质的综合影响,通过无损浸水试验与单轴压缩试验,并基于数字图像相关(Digital Image Correlation,DIC)技术,分析不同浸水条件下煤岩单轴压缩变形及破坏特性,获得了轴向平行和轴向垂直两种层理煤岩在天然状态、自然吸水以及强制吸水三种状态下的力学性质参数和表面应变场信息等。研究结果表明:煤岩的吸水特性呈现出明显的层理性差异,力学性质受到层理和浸水共同影响作用,具体如下:①毛细管作用导致轴向平行层理煤岩吸水能力强于轴向垂直层理煤岩,轴向平行层理煤岩的自然极限吸水率是轴向垂直层理煤岩的2.2倍;②煤岩的单轴抗压强度和弹性模量受层理影响为主,受浸水影响为辅,破坏模式与层理方向有关系,轴向垂直煤岩为剪切破坏,轴向平行煤岩为劈裂破坏,相同层理煤岩浸水前后破坏模式不变;③煤岩破坏是由均匀变形向非均匀变形转化的过程,浸水后煤岩会更早出现应变集中区,其压密阶段延长、弹性变形阶段缩短。研究结果有助于进一步理解轴向平行和轴向垂直两种层理煤岩浸水特性、力学性质及破裂演化规律,对地下水库预留煤柱保护、稳定性分析等相关工程实践具有一定的借鉴作用。

    Abstract:

    The weak bedding plane and the water-softening coal will lead to the decrease in mechanical properties, which has an important influence on the stability of underground reservoirs and the prevention and control of water inrush accidents in coal mine. To study the comprehensive influence of bedding and soaking on the mechanical properties of coal, the uniaxial compression deformation and failure characteristics of coal under different soaking conditions were analyzed through a non-destructive soaking test and uniaxial compression test and based on the Digital image correlation method (DIC). The mechanical property parameters and surface strain field information of axial parallel and vertical bedded coal samples in the natural state, natural water absorption and forced water absorption were obtained. The results shown that the water absorption characteristics of coal shown obvious stratification differences, and the mechanical properties were affected by the combined effects of stratification and soaking. The specific results were as follows, ① Capillary action led to stronger water adsorption in axial parallel-bedded coal than in axial vertical-bedded coal, and the natural limiting water absorption rate of axial parallel-bedded coal was 2.2 times higher than that of axial vertical-bedded coal. ② The uniaxial compressive strength and elastic modulus of coal were mainly affected by bedding and supplemented by soaking. The failure mode was related to the direction of bedding. The failure mode of axial vertical coal was shear failure, while that of axial parallel coal was split failure. ③ The coal failure was a process of transformation from uniform to non-uniform deformation. After water soaking, the coal appeared strain concentration area earlier, its compaction stage was prolonged, and the elastic deformation stage was shortened. The research results were helpful to further understand the water soaking characteristics, mechanical properties, and rupture evolution of axial parallel and vertical bedded coals, and can be used as a reference for the protection and stability analysis of reserved coal pillars in underground reservoirs.

  • 煤炭作为世界上最不可或缺的化石燃料之一,在当代能源安全中发挥着至关重要的作用[1-2]。然而,在煤矿生产的各个环节中均不可避免地会产生大量的煤尘颗粒,严重危害员工生命健康和生产工艺安全[3]。目前,喷雾降尘技术以其简单经济和绿色高效的优点在煤矿井下得到了广泛应用,然而不同煤化程度煤尘的润湿性存在显著差异,直接影响煤矿井下降尘效率[4-5]。而水分复吸作为衡量煤尘润湿特性有效方法之一,在界面改性和表面润湿领域具有十分重要的应用价值[6]。因此研究不同类型煤尘的水分复吸特性对润湿降尘技术具有重要意义。

    国内外学者在煤尘水分复吸规律进行了大量研究工作。刘晓阳等[7]采用量热法研究褐煤水分复吸规律,发现水分复吸率随复吸时间先快速增大并最终达到平衡态,而且提高环境温度会促进水分复吸过程。ZHAO等[8]研究了煤尘在温度20~35 ℃和相对湿度50%~80%条件下的水分复吸,研究结果揭示了温度升高可以增加水分子的碰撞频率并减低复吸平衡时间,同时随着相对湿度增大,煤尘微孔吸附和毛细管冷凝现象明显,水分复吸平衡所需时间也在逐渐增加。景晓霞等[9]研究发现,煤尘水分复吸能力主要取决于煤尘含水率、接触角、比表面及孔隙结构特征、含氧官能团数量等因素。莫琼等[10]研究了褐煤物化结构对水分复吸特性的影响,结果表明褐煤孔结构和含氧官能团破坏会抑制水分复吸行为。根据吸湿理论及水分复吸特性,煤尘水分复吸需要经历快速吸水、缓慢吸水和吸水平衡3个阶段,而水分复吸平衡含水率(EMC)是衡量煤尘润湿能力的重要指标。刘英鹏等[11]根据不同温度和湿度条件下褐煤水分复吸规律,发现Chung-Pfost模型可以有效预测水分复吸平衡EMC。马亚飞[12]通过研究煤尘理化结构和环境温湿度对水分复吸特性的影响,揭示了3种不同煤种水分复吸强度及对应的水分复吸平衡EMC模型。

    然而,目前关于煤尘水分复吸特性主要集中在低阶褐煤方面,亟待开展不同煤化程度煤尘水分复吸特性研究,掌握不同变质程度煤尘的水分复吸规律。鉴此,笔者通过开展水分复吸试验,研究不同环境温度和相对湿度对水分复吸率的影响,阐明煤尘特性对水分复吸的内在影响机制,确立衡量煤尘润湿特性大小的水分复吸平衡EMC预测模型,为不同类型煤尘吸湿性大小研究奠定理论基础。

    根据煤化程度对水分复吸特性的影响,选取宝日希勒−褐煤(HM-B)、西易−烟煤(YM-X)、官地−焦煤(JM-G)和寺河−无烟煤(WY-S)4种不同变质程度的煤样。首先,对破碎后的煤粉进行120目(0.125 mm)筛分处理;其次,利用电热鼓风干燥箱(R-WTH-1000 L)在空气气氛中以105 ℃持续干燥24 h;最后,将干燥后煤样迅速利用样品袋密封,以便后续水分复吸实验。此外,根据国标GB/T212—2008《煤的工业分析方法》测定不同种类样品的工业分析和元素分析,结果见表1

    表  1  煤样的工业分析与元素分析
    Table  1.  Proximate analysis and ultimate analysis %
    煤样工业分析元素分析
    MarVdFCdAdCdafHdafOdiffNdafSdaf
    HM-B11.5834.2835.7220.5960.7812.7017.593.725.21
    YM-X4.1621.6365.428.7983.143.839.781.122.13
    JM-G3.9614.1375.396.5288.385.034.821.570.20
    WY-S1.309.4278.8710.4193.243.421.761.270.31
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    煤尘是一种复杂的多孔有机体,其理化特性非常复杂。首先通过接触角测量仪(MG-SL200A)测定得到不同煤尘样品的接触角。其次利用傅里叶变换红外光谱仪(FTIR-1500)对煤尘官能团结构进行定量表征,分别得到样品HM-B、YM-X、JM-G、WY-S红外光谱图。然后采用3H-2000PS2型全自动氮吸附比表面积测定仪对煤尘比表面积及孔隙度进行测定,得到不同样品在相对压力(P/P0)为0.001~0.995的低温液氮吸附与脱附等温线。煤样测试表征如图1所示。

    图  1  不同变质煤尘测试表征
    Figure  1.  Testing and characterization of coal dust with different rank

    煤尘水分复吸试验装置如图2所示,水分复吸试验系统根据研究需求而自主设计,该系统包括4部分:湿度调节系统、温度控制系统、气路控制系统和水分复吸箱。

    图  2  水分复吸试验装置及流程
    Figure  2.  Experimental devices and process of moisture re-absorption

    将准备好的样品均匀的铺在ø60 mm的表面皿上,每份样品质量为1.5 g,每种样品设置3组,具体试验步骤如下。

    1)将水雾箱的进水口与储水箱连接,通过液位控制器控制水雾箱内的水量,确保12孔变频超声水雾器能够正常工作,然后调试超声雾化器,设置设备工作电压和频率分为为48 V和40 Hz,逐步开启雾化孔,确保水雾箱中能够充满足够的水汽。

    2)将气泵与水雾箱的进气口相连,通过压力阀和流量计控制供气参数,利用高速气流的载流特性,将密封水雾箱内产生的大量水汽输送至水分复吸箱内,确保实验箱内足够的水汽和相对湿度。

    3)将定制的加热板均匀贴合在水分复吸试验箱表面,通过温控仪控制箱内的温度,将智能温湿度控制仪的探测头置于水分复吸实验箱内,将采集的温湿度数据通过与电脑主机相连,输出水分复吸实验箱内的相对湿度和温度等随时间的变化数据,同时,根据采集的数据调整压力、流量、雾化孔数量和温度,达到控制箱内温度和湿度。

    4)待各设备装置调试稳定后,将实验样品按照次序装入水分复吸实验箱内,在不同温度T和相对湿度RH(Relative Humidity)环境下连续监测5 h,其中前180 min中每隔20 min称量样品并记录,由于后期吸水性能下降,每隔60 min测1次,直至2次称量差在0.001 g内,样品达到吸湿平衡,停止吸水实验。重复以上步骤,记录不同湿度和温度下样品质量的变化数据。

    5)根据每种样品称量的质量计算出各个时刻的水分复吸率MR[13]

    $$ M_{{\rm{R}}}=\dfrac{\Delta m}{m_{0}} \times 100 \text{%} $$ (1)

    式中:MR为任意时刻的水分复吸率,%;Δm为样品水分复吸过程中增加的质量,mg;m0为样品在吸湿前的质量,mg。在某一温湿度条件下,当煤尘水分复吸达到饱和状态,此时样品的质量基本不变,内部的蒸汽水压与外界环境压力平衡时的含水量,即水分复吸平衡EMC[14]

    为了研究温度对煤尘水分复吸特性的影响,在相对湿度65%的环境条件下,研究环境温度为20、30、40 ℃时煤尘水分复吸率。图3为不同温度对煤尘水分复吸率的影响结果。

    图  3  不同温度对煤尘水分复吸率的影响
    Figure  3.  Effects of different temperatures on moisture re-adsorption ratio of coal dust

    图3可以看到,随着环境温度的升高,煤尘水分复吸率MR先增大后减小,不同温度对应的MR规律性和差异性很明显。根据煤尘WY-S不同温度的拟合曲线可以发现,相对于环境温度T=20 ℃组的MR=4.93%,T=30 ℃组的平衡MR则在此基础上提高了18.7%,达到了5.85%,而T=40 ℃组则是下降了27.2%。其中煤尘HM-B的水分复吸率MR总体上较高,这与其含氧官能团含量高和总孔体积大有密切的关系,且T=40 ℃组与T=20 ℃组的平衡态MR差异性较小,这说明样品HM-B的耐高温能力较强;而煤尘YM-X和JM-G在T=30 ℃时明显高于其他温度,这同样可以说明这2种煤尘在该温度下的水分复吸能力最强。但煤尘JM-G在300 min的水分复吸过程中,其水分复吸率先逐渐增大后缓慢减小并趋于相对稳定的吸附状态,相对于其他几种煤尘,JM-G的复吸过程较为缓慢。同时,随着环境温度的升高,煤尘水分复吸达到平衡状态的时间在逐渐缩短。这充分说明温度升高会促进水分子的活化能,提高其与具有温度梯度的煤尘壁面发生吸附[15]。同时环境温度升高会改变空间的相对湿度,环境水汽质量分数就会发生改变,而相对湿度对应的相对压力会影响煤尘表面的吸附能力,进而也会影响煤尘的水分复吸行为。

    为了深入研究环境相对湿度对煤尘水分复吸行为的影响,按照水分复吸实验方法和流程,调整超声雾化器和智能温控仪,设置环境温度T为30 ℃,观察相对湿度为60%、70%、80%和90%四种工况下的水分复吸率MR随时间的变化规律,如图4所示。

    图  4  不同湿度对煤尘水分复吸率的影响
    Figure  4.  Effects of different humidity on moisture re-absorption ratio of coal dust

    从图中可以清晰看到:不同煤尘的水分复吸率MR存在明显的差异,在相同温湿度条件下,煤尘水分复吸能力大小为HM-B>YM-X>JM-G>WY-S。对于同一煤尘而言,随着复吸时间的增加,不同相对湿度参数下的水分复吸率MR逐渐增大并在一定时间达到稳定吸附的状态,而且相对湿度越大,样品水分复吸率MR逐渐增大,达到水分复吸平衡的时间也会明显的延长。同时,根据水分复吸率MR在不同相对湿度条件下的变化曲线可以明显发现RH=60%属于低水分复吸组,RH为70%和80%则属于中等水分复吸组,RH=90%属于高水分复吸组。如样品JM-G在水分复吸时间为180 min,RH=90%工况下的MR是RH=60%的1.93倍,同时不同相对湿度条件下达到复吸平衡的时间分别为133.1、158.3、174.9、197.5 min,这充分说明提高相对湿度对煤尘水分复吸率具有显著的影响,原因在于高湿环境提高了水汽分压,水分子受到的扩散推动力增强,不仅会增加煤尘吸附水汽分子的几率,同时大量的水汽分子在煤尘表面形成了一层薄膜[10]。相对湿度越高,成膜速率越快,薄膜会抑制煤尘内部水汽分子的脱附,提高了煤尘水分复吸的效率。

    1)根据接触角测定结果可得各煤尘样品接触角分别为40.9°(HM-B)、52.9°(YM-X)、61.6°(JM-G)和72.6°(WY-S)。从图5可以看到:水分复吸率MR随接触角增大有明显减小的趋势,根据图5线性拟合结果可以清晰发现水分复吸率与接触角成线性反比关系,随着温度升高,水分复吸率先增大后减小,拟合度R2分别为0.73、0.96和0.82,其中T=30 ℃对应的水分复吸率MR明显高于T=20 ℃。随着相对湿度升高,水分复吸率MR逐渐增大,拟合度R2分别为0.73、0.78、0.84和0.92。李娇阳等[16]利用接触角大小表征煤尘润湿性,随着煤尘接触角增大,其润湿性逐渐减小。因此,可以根据线性拟合结果推断出煤尘润湿性与水分复吸能力成正相关线性关系。

    图  5  接触角与水分复吸率的对应关系
    Figure  5.  Relationship between contact angle and moisture re-adsorption ratio

    2)通过分峰拟合技术研究各样品红外光谱图,可以发现煤尘HM-B、YM-X、JM-G和WY-S对应的峰值数目为22、21、19和23,首先根据样品的特征峰位置及强度可以将光谱划分为7个特征峰强区域;其次根据煤分子主要特征谱峰归属表及相关的煤化学理论[17],可以发现各样品含氧管能团羟基(—OH)和醚键(C—O—C)主要分布在第一区域(3700~3000 cm−1)和第五区域(1200~1000 cm−1),而个别样品含有羰基(C=O)和羧基(—COOH),具体占比分布见表2

    表  2  不同样品含氧官能团占比分布
    Table  2.  Proportion of oxygen-containing for different samples
    样品α(C—O—C)/%α(—OH)/%峰面积合计/%
    HM-B23.1742.7265.89
    YM-X26.2428.0354.27
    JM-G17.3836.6854.06
    WY-S20.3228.6648.98
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    表2为不同样品含氧官能团占比分布,α表示峰面积占比,由表2可知,各类样品中的含氧官能团子峰面积占比分别为65.89%、54.27%、54.06%和48.98%,其中样品HM-B的羟基(—OH)含量最高,而YM-X样品的醚键(C—O—C)含量最高。从图6可以看到:随着含氧官能团占比增加,水分复吸率MR整体上呈线性增加的趋势,T=30 ℃对应的水分复吸率高于其余两组温度,而且随着相随湿度增大,水分复吸率MR表现出呈线性增大的趋势。这充分说明含氧官能团的存在,极易与水分子形成强的静电作用从改变煤尘的润湿性,即含氧官能团数量越多,煤尘表面的吸附位点越多,水分复吸的能力越强,因此可以根据煤尘含氧官能团的占比有效预测不同变质程度煤尘的水分复吸率。

    图  6  含氧官能团占比与水分复吸率的对应关系
    Figure  6.  Corresponding relationship between the proportion of oxygen-containing and moisture re-adsorption ratio

    3)煤尘水分复吸能力不仅与含氧官能团数量成正比,同时与其比表面及孔隙结构参数密切相关,见表3。在环境温湿度T=30 ℃和RH=80%时,尽管水分复吸率MR的变化杂乱无序,但随着比表面积增大,煤尘MR整体表现出减小的趋势。对于样品HM-B和WY-S,其比表面积的差异性较小,而MR却从41.09%急剧降低到18.59%,但从煤尘的总孔体积和平均孔径可以发现,样品WY-S的总孔体积Vtotal和孔径明显减小,这就解释了以上规律,样品JM-G和YM-X也具有类似的现象,而对于WY-S和JM-G,尽管Vtotal在减小,但此时表面积减小和孔径增大共同促进了MR从18.59%增加到了20.11%。就单一因素而言,孔径增加会促进吸附水的储存;总孔体积增大会为复吸水提供更多的空间,如从样品HM-B和WY-S,Vtotal从0.0271 mL/g降低到了0.008 mL/g,对应的MR则锐减了2.21倍,因此根据煤尘样品微观特征参数判断水分复吸能力时,需要考虑各个影响因素的优先级,对于研究中的4种煤尘:①表面积优先于总孔体积和孔径;②在比表面变化较小时,总孔体积优先于孔径分布。

    表  3  煤尘微观特征参数与水分复吸率
    Table  3.  Microscopic characteristic parameters of coal dust and moisture re-absorption ratio
    样品比表面积
    SBET/(m2·g−1)
    平均孔径
    Dave/nm
    总孔体积
    Vtotal/(mL·g−1)
    水分复吸率
    MR/%
    HM-B5.96718.1660.02741.09
    YM-X4.1308.2310.00824.33
    JM-G0.24936.9180.00220.11
    WY-S6.0985.2470.00818.59
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    综上可知含氧官能团降低和比表面积增大均会削弱水分复吸过程,而煤尘含水率的降低会提高煤尘的吸附势,从而促进水分复吸过程,接触角越小,煤尘的亲水性越强,而煤尘孔容增大,内部吸水量随之增加,可以有效促进水分复吸过程。因此,可以根据不同煤化程度煤尘特性有效阐明水分复吸程度的内在机制。

    煤尘水分复吸过程遵守质量和能量守恒方程,从不同温湿度对水分复吸行为的影响规律来看,水分复吸是一个有限的水吸附过程,复吸时间达到一定程度后,煤尘会达到稳定的动态吸附状态。而且该状态有助于研究煤尘润湿特性,故而可以通过水分复吸平衡EMC预测模型定性分析煤尘的可润湿程度。表4为目前国内外普遍认可的多孔材料吸湿平衡预测模型[18],表中AB是与煤尘性质有关的常数。

    表  4  水分复吸平衡预测模型
    Table  4.  Prediction model of moisture absorption equilibrium
    预测模型表达式
    Halsey${\rm{EMC} }=\left(\dfrac{-{\rm{exp} }{A}}{\ln {\rm{RH} } }\right)^{\tfrac{1}{2} }$
    Henderson${\rm{EMC}}=\left[\dfrac{\ln (1-{\rm{RH}})}{A}\right]^{\tfrac{L}{Z} }$
    Oswin${\rm{EMC} }={A}\left(\dfrac{ {\rm{RH} } }{1-{\rm{RH} } }\right)^{\tfrac{1}{s} }$
    Chung-Pfost${\rm{EMC}}=B \ln (A \ln {\rm{RH}})$
    Smith${\rm{EMC}}=A+B \ln (1-{\rm{RH}})$
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    结合图34可以有效得出不同相对湿度条件下的水分吸湿平衡EMC,运用表4中的预测模型对实验值(T=30 ℃)进行拟合,图7为不同预测模型对不同样品吸湿平衡EMC的预测结果。从图中可以看到,煤尘在等温水分复吸过程中,随着相对湿度的增大,水分复吸平衡EMC拟合曲线均符合Ⅱ型典型等温吸附,即随着复吸环境相对湿度的增加,平衡EMC具有明显的3阶段变化过程,当RH<40%时,EMC表现出快速增加的趋势,这是因为其内部孔隙开放,吸附能及毛细作用显著,故而此阶段的EMC增速明显,但由于环境含湿量有限,所以EMC还处于一个低位状态;当煤尘处在40%<RH<70%的区间范围时,EMC增速放缓,空气中的水分子在煤尘表面发生凝结覆盖成膜等现象,煤尘内部吸附能力下降,扩散速率降低,故而EMC的变化幅度相对较小;然而当RH>70%,EMC又表现出急剧增长的趋势,这是由于相对湿度增大,促进了水分压,水分压增大驱动水分子向颗粒物扩散,EMC逐渐增大,相对湿度越大,加速现象越明显。

    图  7  不同煤尘水分复吸平衡EMC预测结果
    Figure  7.  EMC prediction results of equilibrium moisture re-adsorption of different coal dust

    根据拟合决定系数R2判断各模型的预测精度,其中越接近于1.0说明预测的准确性越高。通过分析各预测模型对试验值的拟合结果,可以从中发现各模型的变化趋势与试验值具有较好的一致性,表5为各预测模型拟合实验值的相关系数。根据表中的AB可以准确得出不同预测模型对样品EMC的预测值,对比拟合度R2可以发现,Henderson模型和Chung-Pfost模型对4种样品的拟合度R2都超过了0.9,其中样品JM-G和YM-X的R2大于0.95,说明这2种模型对这2类样品的EMC预测精准度较高。Halsey模型、Oswin模型和Smith模型对各样品的拟合效果较差,除了Smith模型对样品HM-B和YM-X的拟合度大于0.9外,其余情况下的拟合度均未能超过Henderson模型和Chung-Pfost模型,这充分说明Henderson模型是所有预测模型中拟合结果最好的,也是最适合本文研究煤尘水分复吸平衡EMC的精准预测模型。

    表  5  各预测模型拟合试验值的相关系数
    Table  5.  Correlation coefficients of fitting experimental values of each prediction model
    预测模型参数相关系数
    HalseyHendersonOswinChung-PfostSmith
    A HM-B 8.680 −0.007 17.384 −0.251 6.303
    YM-X 6.608 −0.022 11.521 −0.347 3.102
    JM-G 7.143 −0.015 10.320 −0.256 3.795
    WY-S 5.783 −0.034 8.499 −0.347 2.277
    B HM-B 3.186 1.595 3.560 −9.889 −13.268
    YM-X 2.873 1.434 3.212 −7.745 −9.479
    JM-G 3.242 1.658 3.636 −5.744 −7.114
    WY-S 2.895 1.434 3.232 −5.692 −6.973
    R2 HM-B 0.765 0.921 0.817 0.912 0.966
    YM-X 0.823 0.959 0.872 0.959 0.906
    JM-G 0.816 0.963 0.869 0.951 0.870
    WY-S 0.796 0.940 0.845 0.934 0.886
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    1)随着环境温度升高,煤样水分复吸率先增大后减小,达到复吸平衡的时间在逐渐缩短。当环境温度为30 ℃时,随着相对湿度增加,煤尘水分复吸率逐渐增大,水分复吸平衡时间与相对湿度成正比。在相同温湿度条件下,煤化程度越高,其水分复吸能力越强,煤尘水分复吸能力大小为HM-B>YM-X>JM-G>WY-S。

    2)随着煤尘接触角增大,水分复吸率与接触角成线性反比关系,煤尘润湿性与水分复吸能力成正相关线性关系。随着含氧官能团占比增加,水分复吸率整体上呈线性增加的趋势。随着煤尘比表面积增大,煤尘水分复吸率整体表现出减小的趋势,而孔径增加会促进吸附水的储存,总孔体积增大会为复吸水提供更多的空间。因此可以根据煤尘特性参数有效预测不同变质程度煤尘的水分复吸率。

    3)不同煤化程度煤尘在等温水分复吸过程中,随着相对湿度的增大,水分复吸平衡EMC拟合曲线均符合Ⅱ型典型等温吸附,不同煤尘EMC具有明显的三阶段变化过程。根据各预测模型对实验值的拟合结果,Henderson模型是所有预测模型中拟合度最高的,最适合不同煤化程度煤尘水分复吸平衡EMC的精准预测模型。

  • 图  1   煤岩层理方向示意

    Figure  1.   Diagram of bedding direction of coal samples

    图  2   无损浸水装置示意

    Figure  2.   Schematic diagram of lossless flooding device

    图  3   单轴压力机与DIC系统

    Figure  3.   Single shaft press with DIC system

    图  4   自然吸水率−时间变化曲线

    Figure  4.   Natural water absorption-time curve

    图  5   煤岩放置方式示意

    Figure  5.   Schematic diagram of coal sample placement

    图  6   垂直煤岩破坏各阶段径向应变云图

    Figure  6.   Radial strain cloud map of axial vertical stratified coal at each stage of deformation and failure

    图  7   煤岩最终破裂形态

    Figure  7.   Final fracture morphology of coal

    图  8   平行煤岩破坏各阶段径向应变云图

    Figure  8.   Radial strain cloud map of axial parallel bedding coal at each stage of deformation and failure

    表  1   试验煤岩基础物理性质

    Table  1   Physical properties of coal samples

    方向状态煤岩编号质量/g高度/mm直径/mm体积/cm3密度/(g·cm−3)纵波波速/(km·s−1)
    平行层理未浸水P0-1258.9100.5149.64194.421.332.032
    P0-2248.4100.3149.71194.581.281.969
    P0-3260.5100.4649.68194.641.342.033
    浸水P1-1254.099.7749.76193.921.312.049
    P1-2249.0100.3149.70194.501.282.033
    P1-3256.4100.2449.69194.291.322.119
    垂直层理未浸水T0-1256.1100.0549.60193.221.331.969
    T0-2257.099.4349.56191.711.341.969
    T0-3252.8100.1649.61193.511.311.966
    浸水T1-1267.4100.1449.61193.471.382.066
    T1-2253.299.6849.61192.581.311.969
    T1-3255.2100.0449.61193.281.321.953
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    表  2   煤岩单轴压缩力学性质

    Table  2   Mechanical properties of coal and rock under uniaxial compression

    方向状态煤岩编号峰值强
    度/MPa
    强度均
    值/MPa
    弹性模
    量/MPa
    模量均
    值/MPa
    平行
    层理


    P0-118.1719.962327.892243.56
    P0-226.6219.962358.19
    P0-315.0919.962044.59

    P1-115.5620.102215.082270.34
    P1-221.9020.102232.66
    P1-322.8320.102363.27
    垂直
    层理


    T0-130.8433.182851.812858.49
    T0-238.9333.182999.12
    T0-329.7833.182724.54

    T1-139.6530.622910.082769.10
    T1-224.9230.622689.22
    T1-327.2930.622708.01
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    表  3   煤岩各阶段应力占比

    Table  3   Table of stress proportion in each stage of coal samples

    方向状态煤岩编号压密阶段弹性阶段非稳定阶段
    压密应
    力/MPa
    压密阶
    段占比/%
    占比均
    值/%
    应力
    水平/%
    起裂应
    力/MPa
    弹性阶
    段占比/%
    占比均
    值/%
    应力
    水平/%
    表观破裂
    应力/MPa
    非稳定阶
    段占比/%
    占比均
    值/%
    应力
    水平/%
    平行层理未浸水P0-14.4924.7129.9329.937.4716.4017.0046.9315.7758.8953.0791.06
    P0-29.8837.1115.420.7423.6542.15
    P0-34.2227.976.3113.8514.7258.18
    浸水P1-15.5735.8032.6632.667.6013.0513.4446.1015.5651.1653.9098.27
    P1-27.7235.2510.6413.3321.5851.42
    P1-36.1526.949.3313.9321.9859.13
    垂直层理未浸水T0-19.8631.9726.3526.3514.6715.6015.7542.1123.0552.4357.8974.19
    T0-210.0325.7616.0715.5225.4658.72
    T0-36.3521.3211.1616.1524.5562.53
    浸水T1-117.4043.8839.5939.5922.1111.8814.3753.9534.3544.2446.0587.35
    T1-28.7635.1512.9716.8922.2047.95
    T1-310.8439.7214.7514.3323.5645.95
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出版历程
  • 收稿日期:  2022-03-04
  • 网络出版日期:  2023-09-20
  • 刊出日期:  2023-10-19

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