楊 磊,高富強,王曉卿,李建忠
(1.天地科技股份有限公司 開采設計事業部,北京 100013; 2.煤炭科學研究總院 開采研究分院,北京 100013; 3.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室,北京 100013)
隨著煤礦開采深度的增加,井下采礦工程的巷道變形失穩、冒頂、沖擊地壓等工程災害頻發。煤礦深部開采過程中的災害不僅僅受煤、巖自身裂隙結構面的影響,更多的是“煤體-巖體”組合結構共同作用的結果,因此,研究煤巖組合體的破壞機制對預防礦井災害有著十分重要的意義[1-2]。近年來,眾多學者對煤巖組合體展開了大量的研究工作:竇林名等對組合煤巖體的沖擊傾向性進行了試驗研究,得出了組合體的沖擊傾向性指數與組合結構的相關性,并對其聲電效應進行了研究[3-4];左建平等研究了在單軸壓縮及分級加卸載試驗下煤巖組合體的力學特性及破壞機制,同時對不同組合體的力學特性的差異性與沖擊傾向性進行了分析[5-6];張澤天等研究了組合方式對煤巖組合體力學特性和破壞特征的影響[7];趙毅鑫等研究了煤巖組合體失穩前兆信息,發現熱紅外監測對能量積聚和耗散較敏感,其失穩過程中存在明顯的能量傳遞現象[8];目前針對煤巖組合體的研究主要集中在力學特性、沖擊傾向性與聲電效應等方面[9-10],并以此來研究其破壞機制[11]。
實際上,物質的破壞是能量驅動下的一種狀態失穩現象[12]。以井下采礦工程為例,對煤層的開采、擾動或卸壓總是伴隨著能量的輸入、積聚、耗散和釋放,人為采掘及其所誘導的頂底板巖層運移對煤巖體輸入能量,這些能量一部分會積聚在煤巖體內,轉化為彈性變形能,并在其破壞時釋放出來,另一部分會導致煤巖破裂從而轉化成電磁輻射、聲發射等能量耗散掉。因此,從能量角度研究煤巖變形破壞規律,可能更具有普適性,更接近煤巖變形破壞本質[13]。謝和平等從非平衡熱力學角度出發,研究了巖石變形破壞過程中能量耗散、傳遞與釋放特性,闡述了能量分析可以更好的描述巖石變形破壞過程[14]。張志鎮等研究了單軸壓縮下巖石能量演化的非線性特性,建立了巖石能量轉化的自我抑制模型,得到并驗證了巖石內部能量隨應力變化的演化方程,初步提出了巖石破壞預警判據;同時還研究了不同巖性巖石能量演化特征,發現煤與紅砂巖和花崗巖的能量演化與分配模式相似,但煤在峰前存在明顯的弱化階段,脆性越強的巖石,峰后彈性能的釋放越快速徹底[15-16]。尤明慶等利用伺服試驗機對粉砂巖進行了常規三軸加載試驗,得到了巖石破裂時實際吸收的能量與破裂時所處的圍壓呈線性關系[17]。劉建鋒等研究了巖石密度對巖石能量耗散的影響規律,發現巖石密度越大,其發生能量耗散則越小,反之能量耗散越大[18]。黎立云等對巖石試件進行了單軸加卸載實驗,得到了卸荷彈性模量與泊松比、可釋放應變能與耗散能的變化規律,得出高強度硬巖儲能極限大,更易發生巖爆的結論[19]。陳巖等通過對煤巖組合體進行單軸和循環加卸載試驗,得到了煤巖組合體的能量非線性演化特征[20]。宮鳳強等選取了14種巖石進行了不同卸載應力水平下的單軸壓縮一次加卸載試驗,得到了巖石材料的線性儲能規律,確認了巖石材料在壓縮加載過程中能量演化規律的非線性特征[21]。
然而,煤與巖石作為兩個不同的介質,在強度、材質、不均勻性以及細觀結構等方面存在較大差異,采用強度、應力-應變等力學特性來研究煤巖組合體的破壞機制可能存在一定的片面性,而目前能量分析方法多針對的是巖石單體,對煤巖組合體的能量演化規律及破壞機制的研究鮮有報道,因此,筆者旨在研究煤巖組合體受壓過程中能量的演化規律,探討煤巖組合體變形破壞的能量驅動機制,為礦井工程災害的發生機理和防治提供理論指導。
本試驗所采用的煤樣、巖樣均取自新疆某礦的煤層及頂板巖層,依據國際巖石力學學會標準,首先用取芯鉆機將煤、巖塊鉆取50 mm的圓柱體煤、巖試件,再通過鋸石機切割成所需的試件高度,然后用平面磨床將其兩端磨平,要求各試樣兩端不平行度不大于0.03 mm,兩端直徑偏差不大于0.02 mm。最后按1:1的高比組合,用白乳膠將煤、巖試件組合成φ50 mm×100 mm的標準試件,如圖1所示。為了研究巖石強度對組合體能量演化規律的影響,探討煤巖組合體的能量驅動破壞機制,試驗對象共分為4組,A組為純煤試件,B組為純巖石試件,為細砂巖,C組為煤巖組合試件,其中巖石為泥質砂巖,D組為煤巖組合試件,其中巖石來自B組的細砂巖,純煤與組合試件中的煤均取自同一大塊型煤。單軸一次加載試驗中,純煤、泥質砂巖和細砂巖每組各3個試樣,單軸循環加卸載試驗中,純煤與細砂巖每組各3個試樣,C組合與D組合每組各4~6個試樣。

圖1 組合后的標準試件Fig.1 Combined standard samples
試驗方案分為單軸一次加載試驗與單軸循環加卸載試驗,試驗設備采用煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室配備的TAW-3000電液伺服試驗機,首先對單一的煤、巖試件進行單軸一次壓縮試驗,獲得煤、巖的基礎力學參數,以供下文的對比分析,單軸一次壓縮試驗采用載荷控制方式,加載速率為1 kN/s,加載至試樣破壞,該條件下純煤試件、泥質砂巖與細砂巖的平均單軸抗壓強度分別為28.26,50.16和85.09 MPa。煤、巖的具體力學參數見表1。
表1 單一的煤、巖試件力學參數
Table 1 Mechanical parameters of single coal androck specimen

類別試件編號單軸抗壓強度/MPa彈性模量/GPa1-121.952.63純煤試件1-230.292.661-332.552.712-153.4311.22泥質砂巖試件2-244.149.802-352.9011.923-191.5722.77細砂巖試件3-275.3220.653-388.3724.30
其次對煤、巖及組合體進行單軸循環加卸載試驗,通過加卸載曲線的面積來計算輸入能密度、耗散能密度與彈性能密度,以開展煤巖組合體的能量演化研究。試驗過程采用載荷+位移的控制方式,即在循環初期采用載荷控制方式,加載速率與卸載速率均為1 kN/s,以5 kN為一循環,卸載最低點為試驗機的初始載荷2.5 kN,加載至試件預估峰值強度的70%~90%時再次卸載至試驗機的初始載荷,隨后改為位移控制方式,加載速率0.000 5 mm/s,加載至試樣失穩破壞。
實驗室條件下,對于受載煤巖系統,其能量演化主要分為能量輸入、能量積聚、能量耗散和能量釋放4個過程。在加載過程中,不考慮阻尼消耗與熱交換,能量輸入主要來源于試驗機對試件所做的功,輸入的能量一部分以彈性變形能的形式積聚在煤巖試件內,是可逆的,卸載時可以釋放出來,另一部分以塑性變形能、損傷能等的形式耗散掉,是不可逆的,即
U=Ue+Up
(1)
式中,U為輸入的能量;Ue為可釋放彈性能;Up為耗散能。
當彈性變形能積聚到一定極限,超過試樣所能承受的能力,便會使試樣發生失穩破壞,并向外界釋放能量,主要包括動能、熱能、各種輻射能等,若不考慮試驗機的影響,這部分能量主要來自可釋放彈性能。
對于試樣的可釋放彈性能與耗散能則可通過循環加卸載試驗來獲得,圖2(a)為循環加卸載試驗的應力應變曲線模型,由圖中可看出,當加載到某一載荷再卸載時,卸載曲線并不沿著原來的加載曲線,而是要低于加載曲線。提取其中某一循環分析,如圖2(b)所示,加載曲線OAC下的面積為外載所做的功,即輸入的能量U,卸載曲線ABC下的面積則是可釋放的彈性能Ue,由外載總功減去試樣的彈性變形能即為耗散掉的能量Up,也就是加卸載曲線OAB之間的面積。
依據圖2(b)能量計算分析模型,采用圖形積分的方法,計算每個循環下的輸入能密度U、彈性能密度Ue及耗散能密度Up,計算方法[12]:

(2)
表2為D組煤巖組合體在不同載荷水平下的能量輸入、能量積聚及能量耗散密度,將表中數據繪至圖3中,得到隨著軸向應力水平的增加,所有試樣中能量輸入、能量積聚和能量耗散的演化曲線。

圖2 能量計算分析模型Fig.2 Energy calculation analysis model
表2D組煤巖組合體不同載荷水平下的能量密度
Table 2 Energy density values of group D coal-rock combination under different load levelsmJ/mm3

軸壓/kND-1試樣UUeUpD-2試樣UUeUpD-3試樣UUeUpD-4試樣UUeUp50.000 90.000 80.000 10.000 90.000 80.000 10.000 90.000 80.000 10.000 70.000 60.000 1100.004 10.003 40.000 70.004 50.003 90.000 60.004 80.003 70.001 10.003 50.003 30.000 2150.008 30.007 40.000 90.009 20.008 50.000 70.009 70.008 50.001 20.007 50.007 20.000 3200.013 60.012 50.001 10.014 70.013 80.000 90.015 20.013 70.001 50.012 70.012 10.000 6250.020 70.019 20.001 50.021 40.020 20.001 20.022 60.020 80.001 80.018 70.017 90.000 8300.028 80.026 90.001 90.030 00.028 50.001 50.030 30.028 00.002 30.025 10.024 10.001 0350.038 00.035 70.002 30.039 20.037 30.001 90.039 80.037 10.002 70.033 40.032 00.001 4400.047 70.045 00.002 70.049 20.047 00.002 20.050 70.047 40.003 30.042 60.040 90.001 7450.060 00.056 70.003 30.061 30.058 50.002 80.062 90.059 00.003 90.053 40.051 20.002 2500.071 80.067 90.003 90.072 90.069 60.003 30.076 00.071 30.004 70.064 80.062 10.002 7550.086 40.082 20.004 20.085 30.081 30.004 00.088 60.082 90.005 70.077 40.074 10.003 3600.100 50.094 50.006 00.107 00.099 70.007 30.090 90.087 00.003 9650.127 50.116 20.011 30.109 30.102 00.007 3
由圖3可以看出,煤巖組合體在受壓過程中其輸入能、彈性能及耗散能隨著軸向應力水平的增加呈非線性增長趨勢,與應力-應變關系曲線較為相似,在受載初期,輸入能、彈性能及耗散能密度增長速率較小,曲線相對較為平緩,對應于試件孔隙裂隙壓密階段,此時彈性能密度與輸入能密度非常接近,表明輸入能絕大部分以彈性能方式儲存在試件內部,僅較小部分耗散掉;隨后試樣進入彈性變形階段,彈性能密度、輸入能密度與耗散能密度仍在逐步增大,呈近似線性增長趨勢;之后耗散能密度存在“突變”現象,即耗散能密度突然大幅增加,如圖3中的D-2,D-3與D-4試件,具體突變幅度見表2,此時試件已進入非穩定破裂發展階段。整個受壓過程中,試件內部的彈性能密度占輸入能密度的比例始終比較高,表明儲存在試件內部的彈性能較高,耗散能較少。
由表3顯示,該增長趨勢均可用二次函數關系式來表達,且擬合效果顯著,尤其是彈性能密度,其擬合方程的相關性系數R2均在0.999 7以上,耗散能密度的二次函數擬合效果相對較差,相關性系數R2在0.923 7~0.994 5,整體上來說煤巖組合體材料在受壓過程中其輸入能、彈性能以及耗散能均呈典型的非線性演化特征。

圖3 D組試樣加載過程中能量演化曲線Fig.3 Energy evolution curves during loading of group D samples
表3D組試樣加載過程能量演化擬合方程
Table 3 Fitting equation of energy evolution in the loading process of group D samples

試樣編號輸入能擬合方程彈性能擬合方程耗散能擬合方程D-1U=9×10-5σ2+0.000 5σ-0.001 1(R2=0.999 9)Ue=8×10-5σ2+0.000 4σ-0.001 1(R2=0.999 9)Up=2×10-6σ2+9×10-5σ-1×10-5(R2=0.994 5)D-2U=8×10-5σ2+0.000 8σ-0.002(R2=0.999 8)Ue=7×10-5σ2+0.000 8σ-0.002 5(R2=0.999 7)Up=6×10-6σ2-5×10-5σ+0.000 5(R2=0.965 9)D-3U=9×10-5σ2+0.000 4σ+0.000 3(R2=0.999 2)Ue=8×10-5σ2+0.000 5σ-0.001 1(R2=0.999 7)Up=1×10-5σ2-0.000 1σ+0.001 3(R2=0.943 8)D-4U=8×10-5σ2+0.000 2σ+5×10-5(R2=0.999 5)Ue=8×10-5σ2+0.000 4σ-0.000 7(R2=0.999 9)Up=8×10-6σ2-0.000 1σ+0.000 7(R2=0.923 7)

圖4 循環加卸載過程Fig.4 Cycle loading and unloading process
圖4為純煤試件、純巖石試件和組合試件的循環加卸載曲線,每次卸載后再加載,在荷載超過上一次循環的最大荷載以后,變形曲線仍沿著原來的單調加載曲線上升,并不受反復加載的影響,這種變形記憶在純煤試件與純巖石試件中表現尤為明顯,但在組合試件中,由于煤、巖材質與細觀結構的差異性或黏結面等原因,這種變形記憶略有誤差,這一點通過曲線的光滑程度可以看出。
各組試件在循環加卸載試驗下的力學參數及峰值彈性能密度值見表4。其中彈性模量為最后一次加載曲線的近似直線段斜率,峰值彈性能密度是通過將峰值強度值代入彈性能密度擬合方程計算而得。純煤、巖石以及組合試件的力學參數的試驗值與平均值如圖5所示。
純煤、巖石以及組合試件的力學參數的變化特征如圖5所示。由圖5可以看出,組合試件的力學參數更接近于純煤試件,而與巖石試件差距較大。與純煤試件相比,組合試件的單軸抗壓強度與彈性模量均有所增加,C,D組合試件的平均單軸抗壓強度分別提高了36.94%和47.12%,平均彈性模量分別提高了70.61%和88.16%,表明煤、巖組合后,其承載能力與抵抗變形的能力較煤均有所提高。雖然D組合試件中的細砂巖比C組合試件中的泥質砂巖平均單軸抗壓強度高出60%,彈性模量高出88%,但D組合體的單軸抗壓強度與彈性模量較C組合體僅小幅增長,表明隨著巖石強度的增大,組合體的單軸抗壓強度與彈性模量也有所增大,但增長幅度有限,更多的是受到煤的影響。
表4 各組試件循環加卸載下的力學參數結果
Table 4 Results of mechanical parameters under cyclicloading and unloading of test specimens

試件類別試件編號單軸抗壓強度/MPa彈性模量/GPa峰值彈性能密度/(mJ·mm-3)A-128.472.470.104 7純煤試件A-220.732.350.083 7A-325.682.520.112 7B-181.4928.900.097 0巖石試件B-296.7530.080.128 1B-373.1824.910.071 2C-130.224.070.095 5C組合試件C-236.414.230.152 5C-333.344.230.104 0C-436.764.170.129 6D-141.064.660.151 4D組合試件D-234.304.530.110 5D-337.984.540.139 4D-433.534.720.102 0

圖5 各組試件的力學參數試驗結果Fig.5 Results of mechanical parameters of test specimens
煤巖組合體在單軸循環加卸載下的破壞情況如圖6所示。由圖6可明顯看出,組合試件中煤、巖部分均發生了不同程度的破壞,其中煤體部分主要呈X狀共軛斜面剪切破壞,如C-3,C-4,D-2,D-3和D-4試件,破碎程度高,多條宏觀裂紋貫穿整個煤樣;盡管組合體中巖石的強度遠高于煤的強度(D組巖石強度是煤的3倍),巖石幾乎都發生明顯破壞,其主要為張拉破壞,存在一條主裂紋,巖塊相對較為完整,由C-2,C-3,C-4,D-2,D-3和D-4試件的破壞形態可以看出,巖石中的裂紋均與煤體中的主要破壞貫通,且靠近煤體部分的裂紋相對較大,C-1和D-1試件的破壞形態顯示,巖石中的裂紋尚未貫穿,裂紋正從煤巖結合處向巖石上部發展,由此可見,煤巖組合體受壓過程中,煤體是首先破裂體,是控制組合試件強度的主要因素,巖石尚未達到其強度極限就已破壞,從巖石的破壞形態、裂紋起始位置等分析,巖石破壞的主要原因可能是煤體中裂紋快速擴展與彈性能突然釋放所致,是能量驅動下的失穩破壞。

圖6 組合試件破壞形態Fig.6 Failure form of combined specimen
能量驅動巖石破壞的機制主要表現在兩個方面,一是巖石內部積聚的彈性變形能達到其儲能極限,二是外界傳遞給巖石的能量超過其儲能極限。因此,首先需弄清煤巖體的儲能特性。圖7為純煤試件、巖石試件與組合試件的彈性能密度平均值的演化曲線,隨著應力增加其彈性能密度均呈非線性增長趨勢,但增長速度為純煤試件>C組合試件>D組合試件>巖石試件,可見彈性能密度增速與彈性模量和單軸抗壓強度呈反比,且與力學特性類似,C和D組合試件的彈性能密度演化特征差別較小,均更接近于純煤試件。純煤、巖石以及組合試件的峰值彈性能密度的變化特征如圖8所示。可以看出,組合試件的峰值彈性能密度較純煤試件的有所增大,表明受峰值強度增大的影響,組合試件儲存彈性能的能力有所增長,但巖石試件的峰值彈性能密度甚至比組合試件的要低,主要原因為峰值彈性能密度受峰值強度與峰值應變的雙重影響,雖然該巖石試件強度接近90 MPa,但其應變小,根據圖4典型試件的循環加卸載應力應變曲線,純煤試件、組合試件與巖石試件的峰值應變分別為0.011 6,0.008 7和0.003 4,巖石試件的峰值應變明顯較小,根據計算公式則其峰值彈性能密度較小,即儲存彈性能的能力較小。

圖7 各組試樣彈性能密度平均值演化曲線Fig.7 Average evolution curve of elastic energy density of each sample

圖8 峰值彈性能密度對比曲線Fig.8 Peak elastic energy density comparison curve
綜上,從儲存彈性能的速度來看,純煤試件>C組合試件>D組合試件>巖石試件,從儲存彈性能的能力來看,D組合試件>C組合試件>純煤試件=巖石試件,因此,煤巖組合體破壞的能量驅動機制為:組合體受壓過程中,煤、巖開始不斷儲存彈性能,煤體中的彈性能率先達到其儲能極限,破壞瞬間釋放的能量傳遞至巖石,達到巖石的儲能極限時,煤體中裂紋擴展貫通至巖石內部,在彈性能的驅動下巖石發生張拉破壞。但根據圖7中巖石的彈性能演化曲線,若巖石試件強度進一步提高,其儲存彈性能的能力將增大,煤體中裂紋擴展所釋放的能量是否就不足以使得巖石發生破壞?為此筆者增加一組實驗,選用平均抗壓強度120 MPa的細砂巖與該煤體組合,標記為E組合體,該巖石單體的峰值彈性能密度達到了0.15 mJ/mm3,遠超過了純煤的峰值彈性能密度0.10 mJ/mm3,E組合體的平均單軸抗壓強度為38.21 MPa,平均彈性模量為4.71 GPa,試驗后的破壞情況如圖9所示,巖石均未發生破壞,初步建立了該能量驅動機制。

圖9 E組合體破壞形態Fig.9 Failure form of E-combined specimen
(1)煤巖組合體受壓過程中,峰前階段的輸入能、彈性能及耗散能隨著軸向應力的增加呈明顯的非線性增長特征,能量密度-應力曲線可分為壓密段、彈性變形段和非穩定破裂發展階段,整個過程中儲存在試件內部的彈性能較高,耗散能較少。試樣達到屈服后,耗散能發生“突變”,即耗散能比例開始增加。
(2)煤巖組合體的單軸抗壓強度與彈性模量介于純煤和巖石試件中間,更接近于純煤試件。與巖石試件相比,單軸抗壓強度與彈性模量下降幅度較大,隨著巖石強度的增大,組合體力學性能稍有增強,但幅度有限,煤體是控制組合體強度等力學特性的主要因素。
(3)單軸循環加卸載下,組合體中的煤體與巖石均發生破壞,煤體是首先破裂體,其破碎程度高,主要呈X狀共軛斜面剪切破壞,巖石主要為張拉破壞,其張拉裂紋與煤體中的主要破壞貫通,是煤體中裂紋擴展至其內部所致。
(4)煤巖組合體破壞的能量驅動機制為:在受壓過程中,煤、巖開始不斷儲存彈性能,煤體儲能速度快,內部彈性能率先達到其儲能極限,煤體發生破壞并釋放彈性變形能,釋放的能量傳遞至巖石,當達到巖石的儲能極限時,致使巖石發生破壞。
本文探討了煤巖組合體破壞的能量驅動機制,對于煤體裂紋擴展致巖石破裂這一難題,還需要從應力集中與損傷等角度進一步研究,本文的研究只是初步的研究,將來會借助精密的動態監測儀器開展深入系統的研究。