宮鳳強(qiáng)，葉 豪，羅 勇

(1.中南大學(xué) 資源與安全工程學(xué)院，湖南 長沙 410083; 2.中國礦業(yè)大學(xué) 煤炭資源與安全開采國家重點(diǎn)實(shí)驗室，江蘇 徐州 221008; 3.中南大學(xué) 高等研究中心，湖南 長沙 410083)

低加載率范圍內(nèi)煤巖組合體沖擊傾向性的率效應(yīng)試驗研究

宮鳳強(qiáng)1,2,3，葉 豪1，羅 勇1

(1.中南大學(xué) 資源與安全工程學(xué)院，湖南 長沙 410083; 2.中國礦業(yè)大學(xué) 煤炭資源與安全開采國家重點(diǎn)實(shí)驗室，江蘇 徐州 221008; 3.中南大學(xué) 高等研究中心，湖南 長沙 410083)

以煤巖組合體為研究對象，進(jìn)行4種不同量級下的低加載率(10-3～100MPa/s)單軸壓縮試驗，以抗壓強(qiáng)度、彈性模量、沖擊能量指數(shù)、彈性能量指數(shù)、歸一化動態(tài)破壞時間為參量，考察加載率對煤巖組合體沖擊傾向性的影響。研究結(jié)果表明:隨著加載率的提高，煤巖組合體的承載失效結(jié)構(gòu)由煤體轉(zhuǎn)化為煤巖組合體，并存在明顯的臨界加載率現(xiàn)象。煤巖組合體的抗壓強(qiáng)度和彈性模量在臨界加載率以下保持在較低值，在臨界加載率以上保持在較高值;沖擊能量指數(shù)隨著加載率的提高先增加后減小，在臨界加載率附近出現(xiàn)最大值;彈性能量指數(shù)隨著加載率增加而提高;修正動態(tài)破壞時間在臨界加載率之前降低幅度較快，在臨界加載率之后緩慢下降然后趨于平穩(wěn);綜合判斷煤巖組合體的沖擊傾向性隨加載率的增加劃分為兩個比較明顯的水平，并且在臨界加載率附近表現(xiàn)出較為明顯的沖擊傾向性突變。臨界加載率效應(yīng)可為現(xiàn)場條件下確定合適的工作面推進(jìn)速度提供參考。

沖擊地壓;煤巖組合體;加載率;沖擊傾向性;臨界加載率

我國是煤炭儲量和開采量世界第一大國，煤炭也是我國的主體能源，對其需求的增加使得開采不斷向縱深發(fā)展[1]，但是煤炭開采過程中遇到的沖擊地壓災(zāi)害問題日益加劇，嚴(yán)重威脅著礦山生產(chǎn)的安全[2]。在研究沖擊地壓的過程中，對于煤巖材料的研究非常充分，煤巖的沖擊傾向性指數(shù)的評價也有國家推薦標(biāo)準(zhǔn)。但是煤巖的破壞不但取決于煤巖材料特性，又受到煤巖組合結(jié)構(gòu)的影響[3]。煤巖組合體的力學(xué)特性和沖擊傾向性研究也越來越受到廣泛關(guān)注。例如,劉建新等用兩體相互作用理論和RFPA2D系統(tǒng)對煤巖組合模型的變形與破裂過程進(jìn)行了理論和數(shù)值試驗研究[4];趙毅鑫等進(jìn)行了加載率0.2 mm/min下煤巖組合體變形破壞前兆信息的試驗研究[5];陸菜平等進(jìn)行了組合煤巖沖擊傾向性演化及聲電效應(yīng)的試驗研究[6];左建平等近些年進(jìn)行了大量煤巖組合體破壞機(jī)制與力學(xué)特性的研究，試樣加載率均為0.06 mm/min[7-9];劉少虹等從應(yīng)力波傳播機(jī)制與能量耗散、突變失穩(wěn)模型等方面分析了煤巖組合體在動靜組合加載下的破壞[10-11];朱卓慧等則進(jìn)行了分級循環(huán)加卸載力學(xué)特性的試驗研究，其常規(guī)單軸部分加載率為0.02 kN/s[12]。在煤巖組合體的沖擊傾向性方面，很多研究人員也進(jìn)行了深入分析。例如，劉波等進(jìn)行了7組不同高度比的煤巖組合試件力學(xué)性質(zhì)與動態(tài)破壞特性的試驗研究，獲得了深部煤巖沖擊傾向性評判結(jié)果[13];李紀(jì)青等通過煤單質(zhì)及其組合體模型的沖擊傾向性研究，提出煤巖組合體模型的沖擊傾向性較高于煤單質(zhì)模型，并建議使用煤巖組合體性質(zhì)評價煤巖的沖擊傾向性[14];竇林名等進(jìn)行了組合煤巖沖擊傾向性特性試驗研究，重點(diǎn)研究了煤樣百分比對沖擊傾向性指標(biāo)的影響[15];牟宗龍等對 2 個礦區(qū)7個地點(diǎn)實(shí)際樣品進(jìn)行了加載率為0.1 MPa/s下的沖擊傾向性測試結(jié)果對比分析，認(rèn)為采用巖-煤-巖組合體模型比單純煤樣測試結(jié)果能更好地反映現(xiàn)場圍巖實(shí)際條件對沖擊危險的影響程度[16];劉江偉等對煤樣進(jìn)行加載率為981 N/s的單軸循環(huán)加載，提出循環(huán)加載對煤巖沖擊傾向性的部分參數(shù)影響呈“U”形變化[17];趙毅鑫探討了沖擊地壓孕育過程中“煤-圍巖”系統(tǒng)能量消耗特征和系統(tǒng)內(nèi)熵的變化[18]。

在上述研究中，主要關(guān)心的是煤巖組合體在常規(guī)靜載下的力學(xué)特性和沖擊傾向性特性。實(shí)際上，不論是礦山現(xiàn)場開采條件還是實(shí)驗室內(nèi)材料試驗，加載條件對于煤巖介質(zhì)儲存沖擊能量的特性會有影響，加載率的影響尤為突出[19]。研究煤巖在不同加載率下采動力學(xué)響應(yīng)及破壞機(jī)制對認(rèn)清煤礦動力災(zāi)害本質(zhì)具有指導(dǎo)意義[20]。李海濤等進(jìn)行了加載率在0.000 3～0.12 mm/min范圍內(nèi)對煤樣力學(xué)行為影響的試驗研究，發(fā)現(xiàn)存在“臨界加載率”現(xiàn)象，將其向現(xiàn)場尺度轉(zhuǎn)化可得到工作面推進(jìn)速度的預(yù)警值[19]。針對煤巖組合體，考慮加載率對沖擊傾向性的研究論文僅有黃炳香等[21]在0.2～12.25 kN/s內(nèi)7個量級下進(jìn)行試驗探究。為此，借鑒文獻(xiàn)[19]“沖擊地壓亦是由準(zhǔn)平衡態(tài)系統(tǒng)劇烈失穩(wěn)而形成，實(shí)驗室內(nèi)研究率效應(yīng)采用靜力加載是合理的”的研究思路，在本文中進(jìn)行準(zhǔn)靜態(tài)范圍內(nèi)4種低加載率(10-3～100MPa/s)下的單軸壓縮試驗，從較大跨度范圍內(nèi)整體考察加載率對煤巖組合體沖擊傾向性相關(guān)判別指標(biāo)的影響。

1 煤巖組合體制作和預(yù)處理

參照文獻(xiàn)[22，10-11]中煤巖組合體試驗的試樣尺寸，試驗所需煤巖組合體試樣整體尺寸為直徑50 mm、高度50 mm的圓柱體，考慮煤試樣整體制作的困難程度和粘結(jié)劑對組合體高度的微弱影響，組合體試樣的選擇控制整體高度差為±2 mm。組合體采用煤、巖石材料高度比為1∶1的方案，每個試樣的斷面和周邊仔細(xì)打磨，使得兩端的平行度不小于0.02 mm，試樣軸向與徑向的不垂直度小于0.02 mm，滿足《煤和巖石物理力學(xué)性質(zhì)測定方法》(GB/T 23561—2009)的精度要求。由于煤試樣的差異性較大、完整性較差導(dǎo)致制作難度較高，因此本試驗內(nèi)的煤樣均采取自同一塊原煤，并挑選其中完整性較好，且煤樣密度及縱波波速變異系數(shù)較小的試樣。由于以上試驗要求，煤材料成樣較少。對于巖石材料試樣的制作，為了減小由于巖石材料的不均勻性帶來的試驗誤差。巖石材料采取同一塊砂巖。煤樣取自焦作礦區(qū)趙固二礦，測試抗壓強(qiáng)度均值為20.0 MPa,彈性模量為3.37 MPa，試樣密度為1 473.6 kg/m3。該批砂巖試樣準(zhǔn)靜載下抗壓強(qiáng)度均值為102.4 MPa，彈性模量為19.8 GPa，試樣密度為2 356.0 kg/m3。

煤與巖石連接面采用對試樣平行度影響較小的改性丙烯酸酯膠進(jìn)行粘合。粘結(jié)時利用中空圓柱形模具配合直角鋼尺鉛垂線標(biāo)定法[5]保持試樣煤與巖石軸心盡量重合，并在試樣粘結(jié)后靜置48 h后再進(jìn)行其他操作。為了減小溫度和含水狀態(tài)對煤巖的沖擊傾向性的影響，本試驗將非測試狀態(tài)下的煤巖組合體試樣保存在室溫下干燥箱內(nèi)。圖1為加工好的煤巖組合體試樣。

圖1 煤巖組合體Fig.1 Coal-rock combined body

2 試驗設(shè)備及方案

試驗中采用INSTRON公司生產(chǎn)的1346型電液伺服材料試驗機(jī)進(jìn)行加載，該試驗機(jī)載荷量程為最大±2 000 kN，載荷測量精度可達(dá)±0.5%，位移量程為最大±50 mm，符合試驗方案中對試樣加載方式的多樣性要求。

具體試驗時，由于試驗加載率范圍跨度較大，采用等比分組法，將加工成型的煤巖組合體分為6組，每組2個試樣，共計12個試樣，其中4組用作不同加載率量級力學(xué)試驗，利用位移控制加載率，分別為0.01,0.1,1和10 mm/min，另外4個試樣進(jìn)行彈性能指數(shù)試驗。利用INSTRON試驗機(jī)位移控制完成加載，獲得試樣在不同加載率下的基本數(shù)據(jù)，并繪制出全應(yīng)力應(yīng)變曲線，通過考察煤巖組合體沖擊傾向性特征、單軸抗壓強(qiáng)度及彈性模量、沖擊能量指數(shù)、彈性能指數(shù)和動態(tài)破壞時間綜合判斷加載率的影響。

3 加載率對沖擊傾向性的影響

3.1 率效應(yīng)考察參量的確定

考察材料的率效應(yīng)時，主要采用加載率或應(yīng)變率作為考察參數(shù)。目前關(guān)于加載率低中高范圍的劃分尚不明確，例如文獻(xiàn)[23]認(rèn)為“現(xiàn)行巖石試驗規(guī)范中尚未有完全統(tǒng)一的加載速率標(biāo)準(zhǔn)。有的采用加載時間控制，有的采用荷載控制，也有的采用變形控制。但是上述方法也沒有統(tǒng)一的試驗標(biāo)準(zhǔn)”。相對而言，對應(yīng)變率范圍的劃分較多，但是也沒有低中高的統(tǒng)一界限。例如文獻(xiàn)[24]給出了不同加載方法對應(yīng)的應(yīng)變率范圍，并根據(jù)荷載狀態(tài)劃分為蠕變、靜態(tài)、準(zhǔn)動態(tài)、動態(tài)和超動態(tài)，但是沒有明確應(yīng)變率的劃分范圍。文獻(xiàn)[25]認(rèn)為中應(yīng)變率區(qū)范圍為(100～102s-1)。根據(jù)文獻(xiàn)[24-25]的劃分，并考慮慣性力是否可忽略的因素，本文中取10-5～10-1s-1為低應(yīng)變率范圍，并根據(jù)低應(yīng)變率范圍對應(yīng)的加載率范圍，進(jìn)而確定低加載率范圍。在本次試驗中，采用位移加載速率進(jìn)行控制加載，然后根據(jù)試驗結(jié)果得到實(shí)際加載率和應(yīng)變率。利用試驗數(shù)據(jù)，筆者考察了這3者之間的對應(yīng)關(guān)系。實(shí)驗數(shù)據(jù)見表1。

表13種加載率之間的關(guān)系
Table1Relationshipbetweenthreeloadingrates

試樣編號加載量級控制加載率/(mm·min-1)實(shí)際加載率V/(MPa·s-1)應(yīng)變率/s-1CR1Ⅰ0.016.10×10-33.22×10-6CR25.91×10-33.29×10-6CR3Ⅱ0.16.26×10-23.29×10-5CR56.59×10-23.21×10-5CR6Ⅲ17.35×10-13.48×10-4CR73.93×10-11.62×10-4CR8Ⅳ107.813.48×10-3CR98.023.45×10-3

對3者的數(shù)據(jù)分別取對數(shù)后進(jìn)行對比分析。圖2給出了控制加載速率、實(shí)際加載率與應(yīng)變率之間的對應(yīng)關(guān)系圖，其中圖2(a)為實(shí)際加載率與控制加載率關(guān)系圖，圖2(b)為應(yīng)變率和實(shí)際加載率關(guān)系。雖然位移控制加載速率、實(shí)際加載率和應(yīng)變率3者的量綱不同，但是對試驗數(shù)據(jù)取對數(shù)后，從圖2可以看出，實(shí)際加載率與控制加載速率之間、應(yīng)變率與計算實(shí)際加載率之間均呈良好的線性關(guān)系，說明3者之間可以進(jìn)行線性轉(zhuǎn)換。參考已有相關(guān)文獻(xiàn)的研究，本文中以加載率(實(shí)際加載率)作為主要考察參量進(jìn)行率效應(yīng)分析，和10-5～10-1s-1低應(yīng)變率區(qū)相對應(yīng)的低加載率范圍大約為10-3～101MPa/s。

圖2 控制加載率、實(shí)際加載率與應(yīng)變率的關(guān)系Fig.2 Relationship between control displacement loading rate,actual loading rate and strain rate

現(xiàn)階段對于加載率范圍的劃定暫未有統(tǒng)一的定論，筆者通過參照對試樣應(yīng)變率的劃分，將試驗中試驗條件范圍劃分為低加載率。尹小濤等[23]將應(yīng)變率的狀態(tài)劃分為3個階段，即應(yīng)變率處于10-4～10-2s-1屬于準(zhǔn)靜態(tài)，10-2～102s-1屬于準(zhǔn)動態(tài)，大于102s-1屬于動態(tài)加載。CAI M[24]將應(yīng)變率小于10-1s-1劃分為靜態(tài)，10-1～100s-1劃分為準(zhǔn)動態(tài)，100～103s-1劃分為動態(tài)。筆者綜合以上劃分標(biāo)準(zhǔn)，將試驗中試樣應(yīng)變率范圍(10-6～10-3s-1)對應(yīng)的加載率范圍(10-3～100MPa/s)劃分為準(zhǔn)靜態(tài)，即低加載率范圍。

3.2 不同加載率下試驗結(jié)果和破壞情況

不同加載率下煤巖組合體的破壞模式如圖3所示。從圖3可知，不同加載率下試樣的破壞模式和現(xiàn)象存在很大區(qū)別。當(dāng)加載率量級為較低的兩個量級時，組合體的破壞主要表現(xiàn)為煤塊的破壞，巖塊基本保持完整;當(dāng)加載率量級為較高的兩個量級時，組合體的破壞表現(xiàn)為煤塊和巖塊共同破壞，但是煤塊破碎更加劇烈。具體破壞現(xiàn)象如下:在加載量級10-3MPa/s下，組合體在達(dá)到最大應(yīng)力值時發(fā)出微弱的噼啪聲，煤塊部分出現(xiàn)裂紋，并伴有及其少量的薄片狀剝落，表現(xiàn)為較弱的沖擊傾向性;加載量級增加到10-2MPa/s時，組合體臨近破壞時隨應(yīng)力增加出現(xiàn)微弱撕裂聲，達(dá)到最大應(yīng)力值附近時組合體煤巖部分呈塊狀或小棱塊狀剝落，少量彈射在試樣五倍直徑距離內(nèi)，并發(fā)出清脆的噼啪聲，表現(xiàn)出的沖擊傾向性明顯高于前一個加載量級情形;當(dāng)加載量級為10-1MPa/s時，組合體以煤巖和砂巖的共同劈裂破壞失效為主，部分裂紋貫穿煤巖和砂巖，但煤巖中有更多裂隙生成，并隨應(yīng)力增加不斷發(fā)出響聲，達(dá)到最大應(yīng)力值附近時組合體整體呈棱板狀或片狀爆裂，產(chǎn)生煤巖粉，伴有大量碎片彈射，并發(fā)出一定的爆裂聲，表現(xiàn)為強(qiáng)的沖擊傾向性;當(dāng)加載量級上升到最大100MPa/s時，組合體以煤巖和砂巖的共同破壞失效為主，相比前一個加載量級，爆裂碎片小型塊狀更多，碎片彈射距離較遠(yuǎn)，發(fā)出較大的爆裂聲，表現(xiàn)為更強(qiáng)的沖擊傾向性。

圖3 不同加載率煤巖組合體典型破壞模式Fig.3 Typical failure modes of coal-rock combined body under different loading rates

不同加載率下的單軸壓縮試驗代表性應(yīng)力應(yīng)變曲線如圖4所示。從圖4可以觀察到明顯的微裂隙壓密段、彈性變形段和微裂隙不穩(wěn)定擴(kuò)展到破壞階段及破壞階段。不同試樣的微裂隙壓實(shí)段持續(xù)長度不同，可能與試樣個體結(jié)構(gòu)微弱差異有關(guān)。具體實(shí)驗結(jié)果見表2，主要包括煤巖組合體試樣的單軸抗壓強(qiáng)度、彈性模量、沖擊能量指數(shù)和動態(tài)破壞時間等。下面對上述力學(xué)試驗結(jié)果所對應(yīng)的沖擊傾向性逐項進(jìn)行分析。

圖4 不同加載率下煤巖組合體應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.4 Stress-strain curves of coal-rock combination body under different loading rates

編號加載量級加載率V/(MPa·s-1)σ/MPaε/%E50/MPaKEDT/sCR1Ⅰ6.10×10-331.161.642813.15.41498CR25.91×10-329.271.632713.3CR3Ⅱ6.26×10-230.301.592617.26.8726.00CR56.59×10-230.821.502819.76.0342.38CR6Ⅲ7.35×10-156.772.683363.16.741.950CR73.93×10-158.282.413339.47.253.710CR8Ⅳ7.8156.492.522944.45.290.440CR98.0258.082.503198.86.190.092

3.3 單軸抗壓強(qiáng)度和彈性模量的影響

單軸抗壓強(qiáng)度是影響煤巖組合體沖擊傾向性的一個重要指標(biāo)。研究表明一般情況下煤巖的沖擊傾向性隨著單軸抗壓強(qiáng)度的增大而增大。例如千秋煤礦曾經(jīng)在2011年和2014年發(fā)生過重大沖擊地壓事故，造成嚴(yán)重?fù)p失。為了揭示該礦區(qū)煤層沖擊地壓的發(fā)生機(jī)理，李寶富等通過試驗研究了千秋煤礦二號煤層試樣單軸抗壓強(qiáng)度與沖擊能量指數(shù)之間的關(guān)系，結(jié)果表明煤樣的沖擊能量指數(shù)與單軸抗壓強(qiáng)度呈較顯著的線性關(guān)系[26]。另一方面現(xiàn)有的研究表明，對于較硬的巖石，其單軸強(qiáng)度會隨著加載率的增加而變大。但是針對純煤，李海濤等進(jìn)行了加載率對其力學(xué)行為影響的試驗研究，發(fā)現(xiàn)其單軸強(qiáng)度和彈性模量隨著加載率的增加表現(xiàn)為先增大到極值點(diǎn)后不斷減小的規(guī)律[19]，說明軟巖介質(zhì)的加載率效應(yīng)可能不同于硬巖介質(zhì)。而對于煤巖組合體試樣抗壓強(qiáng)度和彈性模量在低加載率范圍內(nèi)的率效應(yīng)測試，相關(guān)文獻(xiàn)記載較少[24]。

圖5給出了不同加載率下煤巖組合體的抗壓強(qiáng)度和彈性模量的變化規(guī)律。從圖5可以看出，煤巖組合體在不同加載率下強(qiáng)度表現(xiàn)差異較大，在較低加載率(加載量級Ⅰ,Ⅱ)下一定范圍內(nèi)強(qiáng)度和彈模表現(xiàn)離散程度較小，但均值隨加載量級增加而增加。煤巖組合體的峰值強(qiáng)度在29.27～31.16 MPa，均值為30.39 MPa，彈性模量在2.61～2.82 GPa，均值為2.74 GPa;在較高加載率(加載量級Ⅲ,Ⅳ)下一定范圍內(nèi)強(qiáng)度和彈性模量表現(xiàn)離散程度也較小，但均值隨加載量級增加而有所減少，基本保持在一個水平。煤巖組合體的峰值強(qiáng)度在56.49～58.28 GPa，均值為57.41 MPa，彈性模量在2.94～3.36 GPa，均值為3.21 GPa。相對于較低加載率下情況，峰值強(qiáng)度和彈性模量分別提高了94.41%，19.33%。加載率對煤巖組合體力學(xué)參數(shù)的影響在10-3～10-2MPa/s范圍變動內(nèi)較小，在10-1～100MPa/s范圍內(nèi)變動較大的現(xiàn)象說明，在10-2MPa/s和10-1MPa/s的加載率范圍之間可能存在臨界加載率，超過該臨界加載率后，使得煤巖組合體強(qiáng)度和彈性模量發(fā)生突變。

圖5 不同加載率下煤巖組合體的抗壓強(qiáng)度和彈性模量Fig.5 Uniaxial comprehensive strength & Yong’s modulus of coal-rock combination body under different loading rates

3.4 對沖擊能量指數(shù)的影響

沖擊能量指數(shù)KE是指單軸壓縮狀態(tài)下，試樣的應(yīng)力應(yīng)變?nèi)^程曲線中，峰值前積蓄的變形能與峰值后耗損的變形能之比。在本次試驗中，CR2試樣在達(dá)到峰值強(qiáng)度后，得到的應(yīng)力應(yīng)變峰后曲線形式比較異常，因此予以去除，其他試樣均有較完整的應(yīng)力應(yīng)變曲線。分析不同量級加載率下沖擊能量指數(shù)與加載率的關(guān)系，如圖6所示，對圖6中散點(diǎn)圖進(jìn)行擬合，得到

KE=-0.543 7(lgV)2-0.568 3lgV+ 6.724

從圖6可以看出，隨著加載率的增加，煤巖組合體的沖擊能量指數(shù)呈現(xiàn)先增加后減小的趨勢，而且也是在加載量級10-2MPa/s和10-1MPa/s之間存在局部極大值，整體趨勢與圖5類似。

圖6 不同加載率下煤巖組合體的沖擊能量指數(shù)Fig.6 Bursting energy index of coal-rock combination body under different loading rates

3.5 對彈性能量指數(shù)的影響

彈性能量指數(shù)Wet是指試樣在單軸壓縮狀態(tài)下，試樣受力達(dá)到某一值時(破壞前)卸載，其彈性變形能與塑性變形能(耗損變形能)之比。標(biāo)準(zhǔn)加載條件要求加卸載實(shí)驗真實(shí)應(yīng)力比，即卸載點(diǎn)應(yīng)為單軸抗壓強(qiáng)度的75%～85%，由于試樣成品率低，在本試驗中只在低加載率下小范圍進(jìn)行了煤巖組合體的加卸載實(shí)驗結(jié)果。圖7給出了煤巖組合體在不同加載率下彈性能量指數(shù)變化趨勢，可以看出，隨著加載率的提高，彈性能量指數(shù)也有增加的趨勢。

圖7 不同加載率下煤巖組合體的彈性能量指數(shù)Fig.7 Elastic energy index of coal-rock combination body under different loading rates

3.6 對動態(tài)破壞時間的影響

動態(tài)破壞時間DT是指單軸壓縮狀態(tài)下，試樣從極限強(qiáng)度到完全破壞所經(jīng)歷的時間。表2給出了試驗中獲取的試樣動態(tài)破壞時間數(shù)據(jù)。從表2可以看出，煤巖組合體試樣在不同加載率下的動態(tài)破壞時間存在明顯的差異，并且隨著加載率的提高動態(tài)破壞時間急劇變小，這與巖石試驗和單煤試驗表現(xiàn)規(guī)律基本一致[9];相同加載率量級下的動態(tài)破壞時間存在一定差異，可能與煤樣的原始隨機(jī)裂紋與空洞等缺陷相關(guān)，但同加載量級下DT數(shù)值變化不超出量級范疇，必須從整體趨勢上進(jìn)行考察。

為了使不同加載率對煤巖組合體試樣的動態(tài)破壞時間規(guī)律表現(xiàn)更充分，對加載率和動態(tài)破壞時間分別進(jìn)行對數(shù)變換，得到擬合關(guān)系為

lg(DT)=-1.086 6lgV+0.225

圖8給出了實(shí)際動態(tài)破壞時間和加載率分別取對數(shù)后的擬合規(guī)律圖。從圖8中可以看出，所得到的相關(guān)規(guī)律明顯，分別取對數(shù)之后的加載率和實(shí)際動態(tài)破壞時間兩者之間存在線性關(guān)系。根據(jù)該關(guān)系式，可以確定每一種加載率下煤巖組合體實(shí)際動態(tài)破壞時間的量級范圍。

圖8 不同加載率下煤巖組合體的實(shí)際動態(tài)破壞時間Fig.8 Actual failure duration time of coal-rock combination body under different loading rates

需要注意的是，因為本文研究的是不同加載率下煤巖組合體的力學(xué)效應(yīng)，試樣受載后的動態(tài)破壞時間肯定會到加載率本身帶來的影響。在實(shí)際試驗過程中，只有第IV級加載接近常規(guī)壓縮試驗的加載率。為此，對DT進(jìn)行修正處理，即以第IV級加載率為準(zhǔn)，對第I,II和III級加載速對應(yīng)的動態(tài)破壞時間DT分別乘以10-3,10-2和10-1，并對以秒記所得的動態(tài)破壞時間轉(zhuǎn)化為ms，即修正動態(tài)破壞時間DT*。為了從整體上考察DT*和加載率之間的關(guān)系，忽略同一加載量級的差異，分別對DT*均值和取對數(shù)后的加載率均值后進(jìn)行擬合，得到擬合關(guān)系為

DT*= 33.515(lgV)2-28.798(lgV)+

式中,DT*為試樣的修正動態(tài)破壞時間，ms。

修正動態(tài)破壞時間和加載率(取對數(shù))之間的關(guān)系如圖9所示。圖9顯示4個加載量級下的修正動態(tài)破壞時間在266～500 ms變化。還可以觀察到，在10-3MPa/s加載率下，修正動態(tài)破壞時間最大，為498 ms;當(dāng)加載率提高到10-2MPa/s時，修正動態(tài)破壞時間降低為342 ms;當(dāng)加載率進(jìn)一步提高到10-1MPa/s和100MPa/s時，修正動態(tài)破壞時間分別降低到283和266 ms，即隨著加載率的提高，修正動態(tài)破壞時間隨之降低，而且呈現(xiàn)開始降低幅度較大而后趨于平穩(wěn)的特點(diǎn)。在以往針對純煤沖擊傾向性分類的規(guī)范和研究中，認(rèn)為動態(tài)破壞時間越小，沖擊傾向性越大。在此也借鑒這一判據(jù)，認(rèn)為煤巖組合體的動態(tài)破壞時間越短，沖擊傾向性越大。因此，對煤巖組合體可以認(rèn)為，當(dāng)加載率從10-3MPa/s提高到100MPa/s時，沖擊傾向性越來越大，但是在10-1和100MPa/s及以后范圍內(nèi)，基本趨于穩(wěn)定。

圖9 不同加載率下煤巖組合體的修正動態(tài)破壞時間Fig.9 Modified failure duration time of coal-rock combination body under different loading rates

4 率效應(yīng)下的煤巖組合體沖擊傾向性機(jī)理分析

結(jié)合煤巖組合體試驗過程中的破壞失效情況描述和抗壓強(qiáng)度、彈性模量、沖擊能量指數(shù)、動態(tài)破壞時間等參量，可以認(rèn)為煤巖組合體的沖擊傾向性隨加載率的增加先增加后微弱減小，即在加載量級Ⅱ和Ⅲ之間達(dá)到臨界加載率。臨界加載率之前煤巖組合體表現(xiàn)出較弱的沖擊傾向性，臨界加載率之后則對應(yīng)著較高的沖擊傾向性。

加載率對煤巖組合體沖擊傾向性的影響必然依賴介質(zhì)自身屬性的改變。煤巖組合體與純煤介質(zhì)單體力學(xué)模型的區(qū)別主要在于試樣原始裂隙和發(fā)育及承載失效結(jié)構(gòu)的變化。加載量級Ⅰ，Ⅱ下試樣的破壞形式主要是煤的破壞，加載量級Ⅲ，Ⅳ下主要是煤和砂巖共同破壞。結(jié)合不同加載率下的破壞形式分析，在較低加載率下煤巖組合體試樣的承載失效結(jié)構(gòu)主要為煤樣部分，較高加載率下由煤樣和巖樣共同組成，這也是煤巖組合體的力學(xué)指數(shù)發(fā)生階段性突變的主要內(nèi)在原因。

在較低加載率下，加載能量主要表現(xiàn)為耗散能，作用于煤樣內(nèi)的裂隙可以充分發(fā)育，試樣內(nèi)部有效承載面積減小，使得煤巖組合體整體強(qiáng)度相對弱化，主要表現(xiàn)為煤樣單一介質(zhì)的力學(xué)性質(zhì)，最終破壞形式主要是煤樣的破裂、彈射及爆裂，該現(xiàn)象在眾多煤巖組合體試驗中已經(jīng)被證實(shí)(煤巖組合體的失效主要表現(xiàn)為煤樣的破壞)。隨著加載率增加，煤質(zhì)破壞前微元體加載貯存能量增加，并在組合體力學(xué)承載主體改變前達(dá)到較高值，同時釋放出較大的能量。在較高加載率下，煤巖中裂隙發(fā)育時間不充分，試樣損傷程度較小，保證有較大的承載面積，加載能量以耗散能和變形能的形式共同作用于煤樣和巖樣上，承載失效結(jié)構(gòu)也由煤樣變?yōu)槊簶雍蛶r樣共同組成，煤巖組合體強(qiáng)度弱化程度較小，整體表現(xiàn)為煤巖組合體兩體介質(zhì)的力學(xué)性質(zhì)，最終破壞形式屬于整體破壞，不但煤樣彈射爆裂、巖樣也存在明顯沖擊性，這一特點(diǎn)在以往的試驗研究中很少發(fā)現(xiàn)。

5 礦山開采現(xiàn)場參考價值

在礦山開采現(xiàn)場，綜采技術(shù)是提高生產(chǎn)效率，實(shí)現(xiàn)礦井集約化生產(chǎn)的重要技術(shù)手段[27]。文獻(xiàn)[19]認(rèn)為實(shí)驗室所研究的加載率在現(xiàn)場條件下可反映為巷道掘進(jìn)速度、工作面推進(jìn)速度等。理論和實(shí)踐表明，推進(jìn)速度過慢不利于安全生產(chǎn)，隨著綜采技術(shù)的逐漸成熟，工作面推進(jìn)速度有加快的趨勢[22,27]。但是，已有研究表明，綜采過程中開采速率會影響圍巖的加載率的變化，而且?guī)r體的彈射變形能也會隨加載率增加而增大[28]，因此綜采工作面推進(jìn)速度并不是越快越好。一些礦井在高速推進(jìn)提高生產(chǎn)率的同時，也發(fā)現(xiàn)開采中的沖擊傾向性也在增大，并給安全生產(chǎn)帶來極大隱患[29-30]。因此只有適當(dāng)提高綜采推進(jìn)速度才有利于工作面管理和安全生產(chǎn)[27-28,31]，例如，老虎臺礦作為典型的沖擊地壓礦井，為了對沖擊地壓進(jìn)行有效防治，回采工作面推進(jìn)速度由月進(jìn)尺60 m降低到40 m以內(nèi)，礦壓緩慢釋放，應(yīng)力集中程度明顯緩解。從本文試驗研究結(jié)果可以看出，加載率越高對應(yīng)的煤巖組合體強(qiáng)度增加，破壞模式也在發(fā)生轉(zhuǎn)化，同時存在明顯的臨界加載率現(xiàn)象，臨界加載率對應(yīng)著較高的沖擊傾向性。在今后的研究中，如果能夠?qū)?shí)驗室尺度下的臨界加載率轉(zhuǎn)化為工程尺度下的工作面推進(jìn)速度，進(jìn)而獲得工作面推進(jìn)速度對應(yīng)高沖擊傾向性的臨界警示值，則對現(xiàn)場的安全生產(chǎn)有很大指導(dǎo)意義。

6 結(jié) 論

(1)通過對煤巖組合體在低加載率范圍下的單軸壓縮力學(xué)試驗發(fā)現(xiàn)，加載率對煤巖組合體沖擊傾向性有較明顯的影響，并存在臨界加載率的現(xiàn)象，在臨界加載率兩側(cè)有限范圍內(nèi)試樣的呈現(xiàn)出不同的力學(xué)性質(zhì)，這主要是由煤巖組合體的承載失效結(jié)構(gòu)改變而導(dǎo)致的。

(2)煤巖組合體的抗壓強(qiáng)度和彈性模量在臨界加載率以下保持在30 MPa左右，在臨界加載率以上保持在57 MPa左右，提高幅度達(dá)到90%。沖擊能量指數(shù)隨著加載率的提高先增加后減小，而且在臨界加載率附近出現(xiàn)最大值。彈性能指數(shù)隨著加載率增加而提高。修正動態(tài)破壞時間則隨加載率的增加出現(xiàn)先快速下降然后趨于平穩(wěn)趨勢。

(3)研究結(jié)果表明，臨界加載率對煤巖組合體的沖擊傾向性有較大的影響，因此在進(jìn)行沖擊地壓危險性分析時不僅要考慮純煤介質(zhì)的力學(xué)性質(zhì)，也需要考察煤巖組合體整體結(jié)構(gòu)特性。臨界加載率效應(yīng)對礦山現(xiàn)場綜采工作面推進(jìn)速率的確定有較好的啟示作用，說明煤礦的沖擊傾向性并不是隨加載率完全線性增長的，要警惕推進(jìn)率在接近臨界值時帶來的高沖擊危險并提前采取預(yù)防措施。

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Rateeffectonthebursttendencyofcoal-rockcombinedbodyunderlowloadingraterange

GONG Fengqiang1,2,3，YE Hao1，LUO Yong1

(1.SchoolofResourcesandSafetyEngineering，CentralSouthUniversity，Changsha410083，China; 2.StateKeyLaboratoryofCoalResourcesandSafeMining,ChinaUniversityofMining&Technology,Xuzhou221008,China; 3.CenterforAdvancedStudy，CentralSouthUniversity，Changsha410083，China)

Uniaxial compression tests with four different orders of magnitude under low loading rate range (10-3-100MPa/s) were conducted for coal-rock combined body.The influence of loading rate on the burst tendency of coal-rock combined body was investigated by using compressive strength,elastic modulus,impact energy index,elastic energy index and normalized dynamic failure time.The results show that with the increase of loading rate,the bearing failure structure of coal-rock combined body is converted from coal to coal-rock combined body,and the critical loading rate is obvious.The compressive strength and elastic modulus of coal-rock combined body remains at a relatively low value under the critical loading rate,and changes to a high level above the critical loading rate.The impact energy index increases first and then decreases with the increase of loading rate,and reaches the maximum value near the critical loading rate.The elastic energy index increases with the increase of loading rates.The corrected dynamic failure time decreases rapidly before the critical loading rate,and then decreases slowly and tends to be stable after the critical loading rate.It can be concluded that the burst tendency of coal-rock combined body can be divided into two distinct levels with the increase of loading rate,and the mutation rate of burst tendency near the critical load rate is very obvious.The critical loading rate effect has a certain guiding significance for determining the suitable working face advancing speed in the field condition.

rock burst;coal-rock combined body;loading rates;burst tendency;critical loading rate

宮鳳強(qiáng)，葉豪，羅勇.低加載率范圍內(nèi)煤巖組合體沖擊傾向性的率效應(yīng)試驗研究[J].煤炭學(xué)報,2017,42(11):2852-2560.

10.13225/j.cnki.jccs.2017.0159

GONG Fengqiang，YE Hao，LUO Yong.Rate effect on the burst tendency of coal-rock combined body under low loading rate range[J].Journal of China Coal Society,2017,42(11):2852-2860.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.0159

TD324

A

0253-9993(2017)11-2852-09

2017-02-08

2017-06-05責(zé)任編輯常 琛

中國礦業(yè)大學(xué)煤炭資源與安全開采國家重點(diǎn)實(shí)驗室開放研究基金資助項目(13KF06)

宮鳳強(qiáng)(1979—)，男，山東臨朐人，副教授，博士生導(dǎo)師。E-mail:fengqiangg@126.com