姜琳婧，趙會杰，趙怡晴，方 杰，曹志國

（1.北京科技大學 金屬礦山高效開采與安全教育部重點實驗室,北京 100083；2.北京科技大學 土木與資源工程學院,北京 100083；3.煤炭開采水資源保護與利用國家重點實驗室,北京 100011）

0 引言

層理結(jié)構(gòu)容易引起煤巖體層間滑移、強度降低等問題，對煤巖力學性質(zhì)影響較大[1-2]，導致煤巖具有較強的非均質(zhì)性和各向異性[3-5]。煤巖浸水會產(chǎn)生礦物顆粒脫落、結(jié)構(gòu)松散等問題，從而降低煤巖強度。目前，以“導儲用”為特征的煤礦采空區(qū)儲水理念被提出并已付諸實施[6-8]，地下空區(qū)預留煤柱成為地下水庫的重要組成部分，地下水庫蓄水期間煤柱同時受到層理和浸水兩個方面的作用，對水庫的安全穩(wěn)定產(chǎn)生顯著影響，因此有必要針對浸水層理煤巖的力學性質(zhì)進行研究。

在層理煤巖力學特征及破裂特性的力學試驗研究方面，李磊等[9]測試了層理煤巖力學性質(zhì)，表明煤巖斷裂特征及其破壞模式均與層理角度相關(guān)；劉忠玉[10]和劉愷德等[11]通過層理煤巖單軸壓縮試驗，確定了軸向垂直和軸向平行層理煤巖的斷口破壞形態(tài)分別以剪切和劈裂破壞為主，破壞形式分別為脆性斷裂和塑性變形。在動靜載試驗方面，王偉等[12]通過開展層理煤巖準靜態(tài)加載試驗，探究了層理煤巖力學性質(zhì)受裂紋影響作用，發(fā)現(xiàn)煤巖破裂演化過程受層理和裂紋綜合影響；龔爽等[13]通過霍普金森沖擊斷裂試驗探究了不同角度層理對煤巖裂紋擴展的影響程度，發(fā)現(xiàn)0°和90°煤巖影響程度明顯不同。以上研究表明層理煤巖的破壞模式及力學性質(zhì)與層理方向有關(guān)，并且垂直層理與平行層理煤巖破壞特征不一致，層理方向?qū)γ簬r力學性質(zhì)特征具有顯著影響。

在浸水對煤巖力學性質(zhì)的影響研究方面，陳田等[14]通過反復浸水試驗發(fā)現(xiàn)煤巖全應力-應變曲線隨浸水次數(shù)增多更為平滑；湯傳金[15]通過反復循環(huán)浸水試驗，發(fā)現(xiàn)煤巖單軸抗壓強度和彈性模量與循環(huán)次數(shù)呈指數(shù)函數(shù)降低；來興平等[16]研究發(fā)現(xiàn)含水率增大能降低煤巖力學性質(zhì)，進而降低煤巖峰值強度和彈性模量；姚強嶺等[17]等通過對不同含水飽和度、不同巖性含煤巖系進行單軸壓縮試驗，發(fā)現(xiàn)含煤巖系浸水后峰值強度等力學性質(zhì)呈規(guī)律性減??；李波波等[18]通過研究發(fā)現(xiàn)，不同含水率下煤巖力學特性基本相似，變形破壞過程可分為峰前應力階段、峰后應力階段和殘余階段。以上研究表明浸水對煤巖力學性質(zhì)影響顯著，不同浸水狀態(tài)下煤巖破壞特性不同。

在層理和浸水對煤巖力學性質(zhì)綜合影響方面，唐書恒等[19]探究了飽水狀態(tài)不同層理煤巖單軸壓縮條件下的聲發(fā)射特征；李建華[20]通過研究浸水層理煤巖單軸壓縮力學性質(zhì)參數(shù)，表明軸向垂直層理煤巖的單軸抗壓強度是軸向平行層理煤巖的2～4 倍。

以往研究在層理煤巖力學性質(zhì)、浸水影響等方面做了大量的工作，但綜合考慮層理和浸水對煤巖力學性質(zhì)影響的研究仍然存在不足。因此，本文針對這一問題開展了單軸壓縮試驗，輔以數(shù)字圖像相關(guān)(DIC)技術(shù)監(jiān)測，研究兩種層理巖樣的吸水特性、力學性質(zhì)等。研究結(jié)果可為煤礦地下水庫預留煤柱及水庫整體穩(wěn)定性分析提供參考。

1 室內(nèi)試驗

1.1 試樣準備

試驗煤巖取自陜西榆林大柳塔煤礦2 號礦井5-2煤層，為4 號地下水庫所在煤層，該煤層位于地下160 m 處，層理結(jié)構(gòu)明顯。依據(jù)《煤和巖石物理力學性質(zhì)測定方法第七部分：單軸抗壓強度測定及軟化系數(shù)計算方法》(GB/T 23561.7-2009)，將試驗采集樣品進行取心、切割、打磨、精加工制備成規(guī)格為?50 mm×100 mm 的標準圓柱形煤巖，包括軸向平行層理煤巖(軸線與層理面平行，以下簡稱“平行煤巖”)和軸向垂直層理煤巖(軸線與層理面垂直，以下簡 稱“垂直煤巖”) 2 類，如圖1 所示。本次試驗共加工50 塊煤巖試樣，其中包括25 塊平行煤巖和25 塊垂直煤巖。將加工好的煤巖置于干燥箱內(nèi)，運輸至儲存室備用。

采用密度、超聲波縱波波速等測定方法選擇差別較小的煤巖作為試驗樣品，以保證試驗煤巖的均一性。共選取12 塊煤巖試件，其中包括6 塊平行煤巖和6 塊垂直煤巖，基礎(chǔ)物理性質(zhì)參數(shù)見表1。用P表示平行層理、T 表示垂直層理，下標0 和1 分別代表未浸水狀態(tài)和浸水狀態(tài)。對煤巖進行編號，如T1-3，表示浸水狀態(tài)的第3 塊垂直煤巖。

表1 試驗煤巖基礎(chǔ)物理性質(zhì)Table 1 Physical properties of coal samples

1.2 試驗設(shè)備

為防止浸水導致煤巖顆粒崩解脫落從而影響煤巖力學性質(zhì)，參照已有研究[21]自制了無損浸水裝置(圖2)。該裝置主要由加濕器和密封箱兩部分組成，加濕器的出霧口緊密連接在密封箱底部，水霧直接由密封箱底部向上噴射，可快速充滿整個箱體；溫濕度計可實時監(jiān)測箱內(nèi)濕度，以保證密封箱內(nèi)濕度水平一致，確保試驗條件一致性。本裝置中水粒子進入密封箱內(nèi)與煤巖均勻接觸，由此可實現(xiàn)煤巖無水壓、均勻浸水過程，減少煤巖浸水損失。

圖2 無損浸水裝置示意Fig.2 Schematic diagram of lossless flooding device

采用YAW-600 型微機控制電液伺服壓力試驗機進行單軸壓縮試驗，如圖3 所示，包括單軸壓縮系統(tǒng)和液壓伺服控制系統(tǒng)兩部分。該壓力機最大壓力為600 kN，試驗力分辨率為3 N，位移分辨率為3 μm。

圖3 單軸壓力機與DIC 系統(tǒng)Fig.3 Single shaft press with DIC system

基于DIC 技術(shù)對壓縮過程中煤巖表面應變特征進行采集，3D-DIC 數(shù)據(jù)采集系統(tǒng)由圖像采集系統(tǒng)和照明系統(tǒng)組成。DIC 技術(shù)是一種非接觸變形測量方法，能夠記錄物體表面全場變形信息，直觀反映全場位移和應變，對于研究裂紋起裂與擴展模式是一種十分有效的測量手段。

1.3 試驗過程

將待浸水試件通過無損浸水裝置浸水至極限吸水狀態(tài)，該過程中前12 h 每小時稱量一次質(zhì)量，然后每3 h 稱量一次質(zhì)量，精確至0.01 g，直至2 次稱量質(zhì)量不再變化，即認為煤巖達到吸水極限。

利用黑白兩色啞光油漆對煤巖表面噴制散斑。單軸壓縮時，采用位移加載控制方式，速度設(shè)定為0.005 mm/s，獲得全應力-應變曲線。卸載控制方式為煤巖試件完全失去承載力時停止加載。調(diào)整DIC高速攝像機位置，利用設(shè)備自帶校正板進行相機矯正，按標準調(diào)整矯正參數(shù)小于等于0.04，幀數(shù)為2 幀/s。試驗時確保高速攝像機能完整并同步拍攝試驗煤巖單軸壓縮變形破壞全程。

2 試驗結(jié)果及分析

2.1 煤巖浸水特性研究

煤巖的吸水率分為自然吸水率和強制吸水率2種[22]，鑒于地下水庫蓄水期間保留煤柱一直處于浸水狀態(tài)，為符合實際情況，本次試驗僅測試煤巖自然吸水率Wz，即

式中：M為試件浸水狀態(tài)時的質(zhì)量；M0為試件未浸水狀態(tài)時的質(zhì)量。

煤巖在浸水45 h 后達到極限狀態(tài)。圖4 為不同層理煤巖自然吸水率隨時間變化曲線，可以看出所有煤巖隨著浸水時間的延長，自然吸水率Wz增大。垂直煤巖吸水率曲線相比平行煤巖整體上更為平緩，說明兩種層理煤巖的吸水能力存在一定差異。前4 h 吸水時間內(nèi)，兩種煤巖吸水率曲線斜率基本一致，吸水速度相當。吸水4 h 后，平行煤巖曲線斜率變大，吸水速度陡增，而垂直煤巖其增長速度基本不變，說明層理對煤巖吸水的影響發(fā)生在浸水4 h 以后。

圖4 自然吸水率-時間變化曲線Fig.4 Natural water absorption-time curve

試件來自同一大塊煤巖，天然含水率是一致的，而試驗結(jié)果表明，平行煤巖的自然極限吸水率均值為5.70%，垂直煤巖的均值為2.59%，平行煤巖自然極限吸水率是垂直煤巖的2.2 倍。根據(jù)已有研究推測可能的原因是：①平行煤巖內(nèi)部裂隙體積大于垂直煤巖；②毛細管作用增強了平行煤巖的自然吸水能力。

為探究極限吸水率差異的原因，進行了2 個試驗。首先，選取2 塊不同層理煤巖加壓飽水后進行核磁試驗，得到平行煤巖的孔隙率為15.67%，飽和吸水率為8.7%；垂直煤巖孔隙率為17.74%，飽和吸水率為8.3%。平行煤巖孔隙率低于垂直煤巖2%，而飽和吸水率均達到8%，表明兩種層理煤巖自然極限吸水率的差異并非由煤巖內(nèi)部裂隙體積差異造成，因此原因①不成立。

煤巖中的微小孔隙裂隙通常沿著層理結(jié)構(gòu)面發(fā)育[23]，平行煤巖含有更多豎直方向的微小孔隙裂隙。核磁試驗結(jié)果表明煤巖孔隙裂隙直徑范圍在0.4×10-3～20 μm，遠小于毛細管作用臨界管徑1 cm[24]。選取6 塊垂直煤巖，分2 組將其按橫放和豎放2 種放置方式進行自然吸水試驗，如圖5 所示。垂直煤巖橫放時，原本處于水平方向的微小孔隙裂隙變成了豎直方向，與平行煤巖一樣，在重力作用下能產(chǎn)生毛細管吸水現(xiàn)象。橫放煤巖的自然極限吸水率均值為5.82%，豎放煤巖的自然極限吸水率均值為2.53%，橫放煤巖自然極限吸水率是豎放煤巖的2.3 倍，與平行煤巖的自然極限吸水率是垂直煤巖的2.2 倍的結(jié)論基本一致，表明兩種層理煤巖自然極限吸水率的差異是由毛細管作用造成，因此原因②成立。

圖5 煤巖放置方式示意Fig.5 Schematic diagram of coal sample placement

綜上，受毛細管作用，平行煤巖吸水能力強于垂直煤巖。

2.2 煤巖力學性質(zhì)研究

2.2.1 層理對煤巖力學性質(zhì)影響

對煤巖進行單軸壓縮，獲得煤巖力學參數(shù)見表2。未浸水狀態(tài)下，垂直煤巖的峰值強度均值為33.18 MPa，平行煤巖的峰值強度均值為19.96 MPa，降低了39.8%；垂直煤巖彈性模量均值為2 858.49 MPa，平行煤巖彈性模量均值為2 243.56 MPa，降低了21.5%。浸水狀態(tài)下，垂直煤巖的峰值強度均值為30.62 MPa，平行煤巖的峰值強度均值為20.10 MPa，降低了34.4%；垂直煤巖彈性模量均值為2 769.10 MPa，平行煤巖彈性模量均值為2 270.34 MPa，降低了18.0%。無論浸水與否，平行煤巖峰值強度及彈性模量均明顯小于垂直煤巖。

表2 煤巖單軸壓縮力學性質(zhì)Table 2 Mechanical properties of coal and rock under uniaxial compression

單軸壓縮時，垂直煤巖受壓后煤巖內(nèi)的微小裂隙被壓縮，由于層理面垂直于單軸壓縮方向，其受單軸壓縮破壞影響較小。平行煤巖單軸壓縮時，煤巖中微小裂隙的發(fā)育方向及層理面與受壓方向一致，受壓后孔隙裂隙兩端形成應力集中，隨著壓力的增大，微小裂隙逐漸擴張直至連通，同時衍生水平拉應力對平行層理產(chǎn)生張拉作用，最終形成宏觀破裂。因此平行煤巖比垂直煤巖抗壓能力低，破壞早，破壞時應變更小。

綜上，受層理方向影響，平行煤巖單軸抗壓能力小于垂直煤巖。

2.2.2 浸水對煤巖力學性質(zhì)影響

水對煤巖有溶蝕作用，煤巖是有機物和無機物組成的混合體，可溶物被水溶解從而使煤巖結(jié)構(gòu)松散；煤巖浸水后由于原始孔隙裂隙的存在，水容易進入煤巖內(nèi)部，進而降低煤巖脆性、促進煤巖孔隙裂隙發(fā)育，引起巖石抗壓強度降低，即水的軟化作用。

為探究浸水對煤巖力學性質(zhì)的影響，分別對比兩種層理煤巖浸水前后的力學性質(zhì)，見表2。垂直煤巖浸水前后，峰值強度均值由33.18 MPa 降至30.62 MPa，下降了7.7%；彈性模量均值由2 858.49 MPa降至2 769.1 MPa，下降了3.1%，垂直煤巖強度軟化系數(shù)為0.92。浸水對垂直煤巖的力學參數(shù)具有削弱作用，但影響較小。平行煤巖浸水前峰值強度均值為19.96 MPa，浸水后峰值強度均值為20.10 MPa，強度軟化系數(shù)約等于1。平行煤巖浸水前后力學性質(zhì)變化不明顯，浸水軟化作用可忽略不計。

綜上，浸水軟化作用對垂直煤巖單軸壓縮力學性質(zhì)的影響比平行煤巖明顯。

2.3 3D-DIC 試驗分析

2.3.1 煤巖各階段應力及應力占比研究

3D-DIC 徑向應變分析方法能夠直觀量化試樣的破裂過程，獲取的應變云圖可有效識別張拉剪切破裂類型，揭示起裂、擴展演化機制。基于3D-DIC系統(tǒng)影像采集單元及分析系統(tǒng)，得到了煤巖在損傷演化過程中的徑向應變云圖演化規(guī)律，以及應變云圖的三維空間分布。為了探究煤巖裂隙擴展演化隨加載過程的變化，以浸水煤巖對比未浸水煤巖，結(jié)合應力-應變曲線，對垂直煤巖和平行煤巖不同變形階段的應變分布和破裂區(qū)的擴展情況進行分析。云圖中的色度條取值以拉伸為正值，壓縮為負值。

煤巖試件的變形可分為4 個階段：孔隙裂隙壓密階段、彈性變形階段、非穩(wěn)定破裂階段和破裂后階段。定義壓密應力為壓密階段與彈性變形階段交界點的應力，起裂應力為彈性變形階段與非穩(wěn)定破裂階段交界點的應力，表觀破裂應力為DIC 高速攝像機捕捉的第一張出現(xiàn)表面損傷的圖片對應的應力。

圖6 給出了垂直煤巖浸水前后破壞各階段應變云圖，圖6a、圖6b、圖6c 為浸水狀態(tài)煤巖，圖6d、圖6e、圖6f 為未浸水狀態(tài)煤巖。由圖6a 可知，T1-1煤巖壓密應力為17.40 MPa，對應應變云圖整體呈現(xiàn)為綠色，說明整體變形均勻。起裂應力為22.11 MPa，應變云圖中部出現(xiàn)紅色應變集中區(qū)，應變?yōu)?.001；該區(qū)域進入非穩(wěn)定破裂階段后應變增加至0.77%，發(fā)生小塊崩壞，對應表觀破裂應力為34.35 MPa。峰值強度應變云圖的破壞區(qū)域得到了進一步發(fā)展，破壞區(qū)增大且周圍分布黃綠色應變集中區(qū)，應變?yōu)?.5%左右，煤巖破壞將在此處發(fā)生，圖6a 中T1-1 煤巖在上述應變集中區(qū)完全破壞證實了這一點。T1-1 煤巖壓縮初期變形較為均勻，隨后逐漸形成應變集中區(qū)，并開始發(fā)生破壞，最終破壞區(qū)域與應變集中區(qū)吻合，說明煤巖破壞過程是由均勻變形向非均勻變形轉(zhuǎn)化的過程。圖6b 和圖6c 的T1-2、T1-3 煤巖破壞過程同T1-1 煤巖一致，壓密階段變形較為均勻，彈性變形階段出現(xiàn)應變集中區(qū)，對應非穩(wěn)定破裂階段的首次破壞區(qū)，應變集中區(qū)隨壓縮進行而發(fā)展，峰值強度后煤巖徹底破裂。浸水垂直煤巖的應變集中區(qū)最早在彈性變形階段開始顯現(xiàn)，T1-1 和T1-3 煤巖臨近破壞前，應變集中區(qū)對稱于煤巖軸中心線，兩側(cè)呈拉伸變形，圖7a 中兩塊煤巖的破壞形態(tài)為“X 型”，即破壞模式為剪切破壞。

圖6 垂直煤巖破壞各階段徑向應變云圖Fig.6 Radial strain cloud map of axial vertical stratified coal at each stage of deformation and failure

圖7 煤巖最終破裂形態(tài)Fig.7 Final fracture morphology of coal

由圖6d、圖6e、圖6f 可知，未浸水狀態(tài)垂直煤巖的起裂也發(fā)生在非穩(wěn)定破裂階段，不同的是彈性變形階段未形成與破壞區(qū)域?qū)膽兗袇^(qū)。圖6d 中T0-1 煤巖壓密應變云圖為綠色分布較為均勻，彈性應變云圖中的紅色區(qū)域與首次破壞區(qū)域不對應，應變0.0018 比表觀破裂云圖的最大應變0.011 6 要小，所以紅色區(qū)域未構(gòu)成有效的應變集中區(qū)。圖6e 中T0-2 煤巖壓密和彈性階段應變云圖顏色分布基本一致，應變由0.000 3 增大到0.000 9，變化較小說明煤巖變形較為均勻；表觀起裂應力為24.46 MPa，對應應變云圖最大應變?yōu)?0.017 6，負值表明此處破壞為壓縮破壞，峰值強度時破壞進一步加強，最大應變達到-0.0214。圖6f 中T0-3 煤巖在首次破裂發(fā)生后形成較為明顯的青黃色條帶狀應變集中區(qū)，應變?yōu)?.011 8，對應峰值強度云圖左側(cè)破壞區(qū)，云圖上的紅綠應變集中區(qū)繼續(xù)發(fā)展，最大應變達到了0.030 6，最終破壞形態(tài)如圖7a 中T0-3 煤巖所示，煤巖破壞程度較高，顆粒度較小。結(jié)合圖7a，垂直煤巖多破裂為細碎顆粒，粒度較小且均勻，有中間斷裂成兩段的傾向，呈剪切破壞模式。未浸水狀態(tài)煤巖T0-2 和T0-3 直接斷裂為兩段，破壞部分爆裂為煤渣，浸水狀態(tài)煤巖破壞形態(tài)相對完整，碎裂程度低于未浸水煤巖，這是由于浸水后煤巖脆性降低，破壞劇烈程度減弱。

圖8 給出了平行煤巖浸水前后破壞各階段應變云圖，圖8a、圖8b、圖8c 為浸水狀態(tài)煤巖，圖8d、圖8e、圖8f 為未浸水狀態(tài)煤巖。圖8a 中P1-1 的壓密應力為5.57 MPa，壓密階段應變云圖整體呈青黃色，應變?yōu)?.000 2 左右，說明其壓密階段變形小且均勻。起裂應力為7.60 MPa，對應云圖右側(cè)出現(xiàn)紅色應變集中區(qū)，應變?yōu)?.001 9；峰值強度時紅色應變集中區(qū)發(fā)展延長為黃紅色條帶，應變在0.004 6～0.006 6，此時煤巖表面沒有出現(xiàn)明顯的破裂，說明P1-1 煤巖非穩(wěn)定破裂階段破壞未發(fā)展到煤巖表面，應力-應變曲線在峰值強度后直線下降，即煤巖達到最大應力時突然破壞，破壞程度劇烈。由圖8a 破壞各階段應變云圖可知，P1-1 煤巖的破壞路徑是沿著應變集中區(qū)發(fā)展的。圖8b 中P1-2 煤巖壓密應力為7.72 MPa，壓密應變云圖顏色分布均勻，整體變形小。起裂應力為10.64 MPa，應變云圖右側(cè)最大應變?yōu)?.002 7；表觀起裂應力為21.58 MPa，十分貼近峰值強度21.90 MPa，兩組應變云圖整體呈紫色，分布相似，最大應變由0.012 8 增大到0.014 8，說明出現(xiàn)表觀破裂后很快就會出現(xiàn)煤巖峰值破壞，結(jié)合圖7b 所示，其破壞模式為劈裂破壞。圖8c 中P1-3 煤巖同P1-2 煤巖一樣，由壓密階段的均勻變形逐漸形成彈性變形階段的應變集中區(qū)，在非穩(wěn)定破裂階段繼續(xù)發(fā)展，最終煤巖沿層理面劈裂破壞。

圖8 平行煤巖破壞各階段徑向應變云圖Fig.8 Radial strain cloud map of axial parallel bedding coal at each stage of deformation and failure

未浸水狀態(tài)平行煤巖裂隙發(fā)展過程，圖8d 中的P0-1 煤巖在彈性變形階段出現(xiàn)應變集中區(qū)，圖8e、8f中的P0-2 和P0-3 煤巖在出現(xiàn)表觀破裂后才隱約顯現(xiàn)應變集中區(qū)。圖7b 中P0-1 和P0-3 煤巖沿層理片狀脫落，脹裂為多塊片狀體；P0-2 煤巖多碎裂為煤渣，沒有大塊片狀體，但煤渣粒度小、破碎程度高。而浸水煤巖的大塊片狀體和散碎煤渣都較少，破裂程度低于未浸水煤巖，這是由于煤巖浸水軟化，脆性降低。但浸水前后平行煤巖破壞形式?jīng)]有變化，主要表現(xiàn)為劈裂破壞。

綜上，煤巖破壞是由均勻變形向非均勻變形轉(zhuǎn)化的過程，浸水后煤巖應變集中區(qū)出現(xiàn)更早，破壞模式不受浸水影響，但與層理有關(guān)，垂直煤巖的破壞模式以剪切破壞為主，平行煤巖的破壞模式以劈裂破壞為主。

2.3.2 煤巖裂隙演變過程

將煤巖破壞各階段應力與峰值強度相比，可獲得各階段在單軸壓縮過程中所占比重。表3 為煤巖各階段應力占比，可以看出浸水前后平行煤巖的壓密階段應力占比上升，由29.93%上升到32.66%，增加了2.73%；垂直煤巖由26.35%上升到39.59%，增加了13.24%。由于煤巖自身含有較多孔隙裂隙，浸水后孔隙裂隙由充滿空氣到充滿水，孔隙水壓力增強了煤巖抵抗單軸壓縮的能力[25]，所以兩種層理煤巖浸水后壓密階段均延長，壓密應力均增大。浸水后，平行煤巖彈性變形階段應力占比由17.00%降低至13.44%，下降了3.56%；垂直煤巖彈性變形階段應力占比由15.75%降至14.37%，下降了1.38%。由于水的軟化作用導致煤巖內(nèi)部可溶物質(zhì)溶解[26]，結(jié)構(gòu)松散，抵抗彈性變形能力減弱，從而彈性階段縮短。

表3 煤巖各階段應力占比Table 3 Table of stress proportion in each stage of coal samples

各階段應力特征值與峰值強度的比值為各階段應力水平。平行煤巖的表觀破裂應力水平在浸水前后分別為91.06%和98.27%，均在90%以上，垂直煤巖的表觀破裂應力在浸水前后分別為74.19%和87.35%，均小于平行煤巖。這說明在單軸壓縮過程中，垂直煤巖出現(xiàn)表觀形變較早，平行煤巖在接近峰值強度時才出現(xiàn)表觀破裂。所以，在地下水庫工程中，當煤巖沿層理面受壓時，一旦觀測到裂紋沿層理面出現(xiàn)應當立即采取防護措施。

3 結(jié)論

1) 毛細管作用導致平行煤巖吸水能力強于垂直煤巖。平行煤巖浸水4 h 時吸水速度增大，最終自然極限吸水率是垂直煤巖的2.2 倍。

2) 煤巖的力學性質(zhì)和破壞模式受層理影響為主，受浸水影響相對較小。平行煤巖相比于垂直煤巖，峰值強度浸水前下降39.8%，浸水后下降34.4%，彈性模量浸水前下降21.5%，浸水后下降18%；相同層理方向煤巖浸水前后進行比較，垂直煤巖浸水后峰值強度和彈性模量分別降低了7.7%和3.1%，平行煤巖浸水后峰值強度和彈性模量基本沒有變化；破壞模式只與層理方向有關(guān)系，垂直煤巖為剪切破壞，平行煤巖為劈裂破壞，浸水不改變同種層理方向煤巖的破壞模式。

3) 煤巖破壞是由均勻變形向非均勻變形轉(zhuǎn)換的過程，浸水煤巖較早出現(xiàn)應變集中區(qū)；浸水后壓密階段會延長，彈性變形階段會縮短，沿層理面受壓的煤巖一旦產(chǎn)生層理同方向的裂紋時，應當立即保護。

本文只針對軸向垂直層理和軸向平行層理煤巖兩種情況的力學性質(zhì)進行了研究，并未進行煤巖其他角度的力學性質(zhì)研究，受篇幅影響，也僅討論了煤巖浸水前后的力學性質(zhì)變化規(guī)律，后期工作將進一步考慮多個層理角度煤巖反復浸水情況，更全面系統(tǒng)地探究浸水及層理對煤巖力學性質(zhì)的影響。