劉 杰,王恩元,宋大釗,楊勝利,鈕 月
(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)安全工程學(xué)院,江蘇徐州 221008;2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)煤礦瓦斯與火災(zāi)防治教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,江蘇徐州 221008)
巖石強(qiáng)度對(duì)于組合試樣力學(xué)行為及聲發(fā)射特性的影響
劉 杰1,2,王恩元1,2,宋大釗1,2,楊勝利1,2,鈕 月1,2
(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)安全工程學(xué)院,江蘇徐州 221008;2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)煤礦瓦斯與火災(zāi)防治教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,江蘇徐州 221008)
為研究巖石強(qiáng)度對(duì)煤、巖體整體失穩(wěn)的影響,測(cè)試并研究了不同組合煤巖試樣單軸壓縮過(guò)程的破裂形式、應(yīng)力應(yīng)變特性、試樣強(qiáng)度、聲發(fā)射特性等規(guī)律,分析了巖石強(qiáng)度對(duì)于組合試樣力學(xué)行為的影響。結(jié)果表明:組合試樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線位于煤體和巖石之間,更加靠近煤體;隨著巖石強(qiáng)度的升高,組合試樣從屈服到達(dá)峰值的速度越來(lái)越快;煤體相同條件下,巖石的強(qiáng)度較低時(shí),組合試樣裂紋會(huì)向巖石內(nèi)擴(kuò)展,同時(shí)巖石發(fā)生拉伸破壞,巖石強(qiáng)度較大時(shí),破裂主要發(fā)生在煤體內(nèi);組合煤巖試樣屈服點(diǎn)和峰值的應(yīng)力比值相差不大,屈服點(diǎn)和峰值的應(yīng)變比值隨巖石強(qiáng)度的升高不斷升高,兩者比值和巖石強(qiáng)度呈線性關(guān)系;組合試樣峰值應(yīng)力處聲發(fā)射信號(hào)能量值和脈沖值隨巖石強(qiáng)度的增加呈線性升高。
組合煤巖試樣;巖石強(qiáng)度;應(yīng)力-應(yīng)變曲線;聲發(fā)射
煤巖動(dòng)力災(zāi)害是煤巖體在載荷作用下發(fā)生的突發(fā)性破壞或失穩(wěn)現(xiàn)象,主要包括煤與瓦斯突出和沖擊地壓等[1-2]。深部開(kāi)采條件下,煤巖體的破壞不僅受自身裂隙結(jié)構(gòu)面的影響,而且受到煤巖整體結(jié)構(gòu)及強(qiáng)度的影響[3],因此將頂?shù)装鍘r石和煤層看作一個(gè)系統(tǒng)研究其破裂機(jī)制對(duì)于預(yù)防煤巖動(dòng)力災(zāi)害具有重要的意義。
在測(cè)試巖石應(yīng)力-應(yīng)變曲線過(guò)程中,將試驗(yàn)機(jī)看作圍巖,試樣看作含裂隙巖體,試樣破壞時(shí)可以模擬現(xiàn)場(chǎng)動(dòng)力失穩(wěn)現(xiàn)象[4],研究人員發(fā)現(xiàn)試驗(yàn)機(jī)剛度對(duì)于試樣破壞時(shí)的猛烈程度具有重要影響[5]。然而試驗(yàn)機(jī)的剛度遠(yuǎn)大于試樣,與現(xiàn)場(chǎng)圍巖性質(zhì)相差較多,因此許多學(xué)者采用兩種性質(zhì)不同的裂隙巖體相互組合對(duì)現(xiàn)場(chǎng)動(dòng)力失穩(wěn)現(xiàn)象進(jìn)行研究,陳忠輝、唐春安等[6-7]利用試驗(yàn)和數(shù)值模擬研究了串聯(lián)組合體的應(yīng)力-應(yīng)變曲線及聲發(fā)射特性。林鵬等[8]模擬了兩巖體系統(tǒng)受力破壞過(guò)程,解釋了由破裂體與非破裂體組成的巖體系統(tǒng)失穩(wěn)破裂前的微震前兆規(guī)律。謝和平、左建平等[9-11]通過(guò)試驗(yàn)研究了錢家營(yíng)礦區(qū)組合體在不同受力條件下的破壞模式和應(yīng)力應(yīng)變特征、聲發(fā)射特性以及組合煤巖分級(jí)加卸載特性。郭東明、張澤天等[12-13]研究了不同傾角和組合方式對(duì)組合煤巖的強(qiáng)度與破壞機(jī)制的影響。鄧旭彪等[14]應(yīng)用FLAC-3D軟件研究了幾何參數(shù)對(duì)兩體結(jié)構(gòu)破壞的影響。黃炳香等[15]研究了加載速率對(duì)薛湖礦組合煤巖力學(xué)特性的影響。
近年來(lái),以組合試樣的沖擊傾向性為對(duì)象,分析頂?shù)装鍘r石對(duì)動(dòng)力災(zāi)害的影響規(guī)律引起了學(xué)者的重視,并進(jìn)行了大量研究。劉波等[16]、齊慶新等[17]研究了不同高度比的煤巖組合試樣沖擊傾向性,發(fā)現(xiàn)組合試樣的沖擊傾向性指數(shù)高于單一煤樣。竇林名、陸菜平等[18-20]試驗(yàn)研究了不同組合類型的頂板-煤樣-底板組合試樣的沖擊傾向性演化規(guī)律,發(fā)現(xiàn)隨著煤體強(qiáng)度、巖石強(qiáng)度及厚度的增加,組合試樣的沖擊傾向性隨之增強(qiáng),康立軍、李曉璐等[21]的研究結(jié)果驗(yàn)證了上述結(jié)果。
以上研究有助于認(rèn)識(shí)組合試樣與單一煤巖試樣的力學(xué)差異,然而巖石強(qiáng)度對(duì)組合試樣的力學(xué)行為、破壞形式的影響。隨開(kāi)采深度的增加,煤層應(yīng)力越來(lái)越大,頂?shù)装鍘r石的力學(xué)性質(zhì)對(duì)于煤層應(yīng)力的影響越來(lái)越大,進(jìn)而對(duì)煤、巖整體失穩(wěn)的影響越來(lái)越大,研究不同頂?shù)装鍘r石強(qiáng)度對(duì)組合試樣力學(xué)性質(zhì)的影響,對(duì)于預(yù)防深部煤巖體失穩(wěn)具有重要的意義。
本文選用不同強(qiáng)度的巖石和同一種煤樣連接而成組合試樣,進(jìn)行單軸壓縮試驗(yàn),分析其應(yīng)力-應(yīng)變曲線特征、試樣單軸抗壓強(qiáng)度、破壞形式及聲發(fā)射特性規(guī)律。
1.1 試樣制備
對(duì)煤礦采掘工作面而言,圍巖發(fā)生失穩(wěn)破裂前變形主要集中在煤體,因此組合試樣中煤體尺寸越大對(duì)于觀測(cè)變形越有利,但是頂?shù)装鍘r石能夠傳遞上部和下部載荷以及在破裂發(fā)生時(shí)向外釋放能量,因此煤體所占比例不能無(wú)限大,最終組合試樣選用尺寸及組合方式如圖1所示。
圖1 組合試樣Fig.1 Sketch map of composite sample
試驗(yàn)所用巖石試樣取自山西寺家莊煤礦(SR)、黑龍江新路煤礦(XR)、河南梁北煤礦(LR)、安徽金黃莊礦(JR)和北京大安山煤礦(DR),煤樣取自山西寺家莊煤礦(SC)。
根據(jù)國(guó)家標(biāo)準(zhǔn)和國(guó)際巖石力學(xué)學(xué)會(huì)標(biāo)準(zhǔn),將巖石加工為兩種尺寸:?50 mm×30 mm和?50 mm× 100 mm;煤樣加工為兩種尺寸:?50 mm×40 mm和?50 mm×100 mm。其中?50 mm×100 mm標(biāo)準(zhǔn)試樣用于測(cè)試煤巖樣的力學(xué)性質(zhì);?50 mm×30 mm巖樣和?50 mm×40 mm煤樣按照?qǐng)D1組合成組合試樣,將組合試樣分為5組,每組3個(gè),如圖2所示,組合試樣組成及尺寸見(jiàn)表1。
圖2 組合試樣Fig.2 Composite samples
表1 組合試樣組成及尺寸Table 1 Compostion and size of samplesmm
1.2 試驗(yàn)系統(tǒng)及步驟
1.2.1 試驗(yàn)系統(tǒng)
試驗(yàn)系統(tǒng)分為加載系統(tǒng)和聲發(fā)射采集系統(tǒng),如圖3所示。加載系統(tǒng)采用YAW型伺服壓力機(jī)加載,壓力機(jī)最大載荷3 000 kN,加載速率精度±1%,可以采用載荷和位移兩種控制方式;聲發(fā)射采集采用美國(guó)聲學(xué)公司研制開(kāi)發(fā)的CTA-1采集儀,選取兩個(gè)聲發(fā)射通道,1號(hào)聲發(fā)射傳感器布置于煤體,2號(hào)聲發(fā)射傳感器布置于巖石。
1.2.2 試驗(yàn)步驟
試樣準(zhǔn)備完成后,應(yīng)變片分別粘貼于煤體和巖石試樣,連接聲發(fā)射采集系統(tǒng),并進(jìn)行儀器調(diào)試;將試樣放置于YAW伺服壓力機(jī)以300 N/s的速率進(jìn)行加載,直至試樣破裂,測(cè)試其應(yīng)力應(yīng)變特性及組合試樣聲發(fā)射變化規(guī)律。
2.1 應(yīng)力-應(yīng)變曲線和破壞形態(tài)
圖3 試驗(yàn)系統(tǒng)Fig.3 Test systems of composite samples
通過(guò)對(duì)組合試樣進(jìn)行單軸壓縮試驗(yàn),得到了組合試樣的應(yīng)力-應(yīng)變曲線,如圖4所示,可以看出,組合煤巖的應(yīng)力-應(yīng)變曲線位于巖石和煤體的應(yīng)力-應(yīng)變曲線之間,與煤體的應(yīng)力-應(yīng)變曲線更加相似和接近。組合試樣和煤體應(yīng)力-應(yīng)變曲線存在顯著的屈服階段。單一煤樣受載時(shí),應(yīng)力峰值過(guò)后試樣發(fā)生較大的變形最終失去承載能力,而組合試樣在峰值應(yīng)力過(guò)后發(fā)生較小的變形即發(fā)生破裂,說(shuō)明組合試樣的破裂速度較單一煤樣快。
不同的巖石強(qiáng)度使得組合試樣從屈服點(diǎn)到峰值點(diǎn)這一階段存在差異。巖石強(qiáng)度較低時(shí),如圖4中第I(巖石強(qiáng)度38.66 MPa),II(巖石強(qiáng)度57.86 MPa)兩組試樣,進(jìn)入屈服階段后發(fā)生較大的應(yīng)變才到達(dá)峰值應(yīng)力,應(yīng)力-應(yīng)變曲線伴隨出現(xiàn)明顯的非線性過(guò)程;巖石強(qiáng)度逐漸增加時(shí),試樣從屈服至峰值應(yīng)力過(guò)程逐漸縮短,當(dāng)巖石強(qiáng)度增加到94.57 MPa時(shí),如圖4中第V組試樣所示,組合試樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線中屈服至峰值應(yīng)力階段非常短,說(shuō)明隨著巖石強(qiáng)度的逐漸升高,組合試樣從屈服到達(dá)峰值應(yīng)力所產(chǎn)生的應(yīng)變?cè)絹?lái)越小,也就是說(shuō),試樣從內(nèi)部發(fā)生裂紋擴(kuò)展到試樣達(dá)到其強(qiáng)度極限越來(lái)越快。
圖5為5組組合試樣最終破裂形式,可以看出,組合試樣中煤體的破裂程度較巖石更高。在測(cè)試單一煤樣力學(xué)性質(zhì)時(shí),煤樣逐漸失去承載能力,很少出現(xiàn)煤塊飛濺和動(dòng)力現(xiàn)象;然而組合試樣加載初期,煤體就會(huì)出現(xiàn)噼啪聲,伴隨有小煤塊飛濺,最終破裂時(shí),煤體下部呈現(xiàn)出“三角形”形狀。煤體受壓會(huì)在內(nèi)部產(chǎn)生徑向拉應(yīng)力,而煤體抗拉強(qiáng)度遠(yuǎn)低于其抗壓強(qiáng)度,可以推測(cè),在遠(yuǎn)離煤樣兩端靠近中部的區(qū)域產(chǎn)生的拉應(yīng)力最大,煤體會(huì)最先剝落,由于上、下兩端巖石的夾持作用,兩端面處徑向破裂較試樣中部不明顯,因此試樣臨近破裂時(shí),會(huì)在煤體內(nèi)形成“X”型裂紋,煤體破裂后上部形成的“倒三角形”,煤體在自身重力的作用下垮落,進(jìn)而形成最終破裂時(shí)的“三角形”形狀。
圖4 應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.4 Stress-strain curves
圖5 組合試樣破裂形式Fig.5 Failure modes of composite samples
第I組和第II組試樣破裂時(shí),裂紋向頂板巖石內(nèi)擴(kuò)展,造成巖石的破裂,形成了如圖5(a),(b)所示的裂紋。由裂紋的破裂面可以看出,巖石被分為兩部分,裂紋面較為齊整,表現(xiàn)為拉伸破裂。第III,IV,V組組合試樣巖石強(qiáng)度升高,破裂主要發(fā)生在煤體內(nèi),如圖5(c)~(e)所示。
2.2 特征應(yīng)力和特征應(yīng)變
圖6為第I組組合試樣應(yīng)變時(shí)間曲線和應(yīng)力-應(yīng)變曲線,可以看出,在加載的初期(OA),試樣內(nèi)部裂隙發(fā)育,隨加載的進(jìn)行應(yīng)變速率逐漸升高,之后隨張開(kāi)裂隙越來(lái)越少,應(yīng)變速率逐漸降低,因此OA段應(yīng)變速率呈現(xiàn)先升高后降低的趨勢(shì),相應(yīng)地應(yīng)力-應(yīng)變曲線呈現(xiàn)上凹型。試樣內(nèi)原生裂隙被壓實(shí)后,加載進(jìn)入的彈性階段(AB),試樣可近似看作連續(xù)彈性介質(zhì)體,此時(shí)試樣的應(yīng)變呈線性升高,相應(yīng)地應(yīng)力-應(yīng)變曲線呈線性增加。當(dāng)應(yīng)力達(dá)到試樣的屈服強(qiáng)度后,試樣內(nèi)部裂紋開(kāi)始擴(kuò)展,加載進(jìn)入BC段,此時(shí)應(yīng)變速率逐漸增加,應(yīng)力-應(yīng)變曲線呈現(xiàn)出顯著的非線性變化。載荷達(dá)到試樣的抗壓強(qiáng)度后,內(nèi)部裂紋出現(xiàn)大規(guī)模的擴(kuò)展貫通,導(dǎo)致試樣失去承載能力。
由組合試樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線可以看出,屈服點(diǎn)應(yīng)力σy、應(yīng)變?chǔ)舮和峰值點(diǎn)應(yīng)力σc、應(yīng)變?chǔ)與對(duì)于分析試
圖6 應(yīng)變-時(shí)間曲線和應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.6 Strain-time curves and stress-strain curves
2.3 聲發(fā)射變化規(guī)律
圖7 特征應(yīng)力和應(yīng)變比值變化Fig.7 Characteristics stress and characteristics strain
圖8 應(yīng)力和聲發(fā)射測(cè)試結(jié)果Fig.8 Results of stress and acoustic emission
聲發(fā)射信號(hào)反映的是試樣內(nèi)部裂紋的閉合擴(kuò)展和能量的釋放,組合試樣中不同的巖石對(duì)于試樣的破裂形式和破裂強(qiáng)度產(chǎn)生影響,尤其是在試樣發(fā)生破裂時(shí),煤體發(fā)生破裂時(shí)巖石會(huì)向外釋放能量從而加劇試樣的破壞,此時(shí)會(huì)對(duì)聲發(fā)射信號(hào)產(chǎn)生明顯的影響。圖9為5組組合試樣峰值應(yīng)力處聲發(fā)射信號(hào)能量值和脈沖值,即聲發(fā)射信號(hào)能量值和脈沖值的最大值隨巖石強(qiáng)度的變化,其中E為能量值,C為脈沖數(shù)??梢钥闯?隨著組合試樣中巖石強(qiáng)度的升高,聲發(fā)射信號(hào)能量和計(jì)數(shù)最大值均不斷升高,并且兩個(gè)通道的聲發(fā)射信號(hào)能量值和脈沖值近似呈線性升高。巖石強(qiáng)度從38.66 MPa升高到94.57 MPa時(shí),1,2號(hào)通道聲發(fā)射能量分別增加了713.92%,67.53%,1,2號(hào)通道聲發(fā)射計(jì)數(shù)分別增加98.91%,30.63%,說(shuō)明巖石強(qiáng)度的增加顯著增加了聲發(fā)射信號(hào)的最大值。
圖9 聲發(fā)射最大值隨巖石強(qiáng)度變化規(guī)律Fig.9 Change rules of acoustic emission maximum with the rock strength
(1)組合煤巖試樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線位于煤體和巖石之間,并且更加靠近煤體;巖石強(qiáng)度增加會(huì)明顯縮短組合試樣從屈服點(diǎn)至峰值應(yīng)力的過(guò)程;相比單一試樣而言,組合試樣受載過(guò)程中,存在明顯的碎塊飛濺現(xiàn)象,煤體最終呈現(xiàn)“X”型裂紋破裂;煤質(zhì)相同的情況下,巖石強(qiáng)度較低,試樣破裂裂紋會(huì)向巖石內(nèi)擴(kuò)展,巖石強(qiáng)度較大時(shí),破裂主要發(fā)生在煤體內(nèi)。
(2)屈服點(diǎn)和峰值點(diǎn)的應(yīng)力比值隨巖石強(qiáng)度的升高未出現(xiàn)明顯的變化,保持在0.8附近波動(dòng);屈服點(diǎn)和峰值點(diǎn)的應(yīng)變比值隨巖石強(qiáng)度的升高不斷增大,兩者呈現(xiàn)良好的線性關(guān)系。
(3)聲發(fā)射信號(hào)能量和脈沖的最大值隨巖石強(qiáng)度的升高同時(shí)增加,巖石強(qiáng)度從38.66 MPa升高到94.57 MPa時(shí),1,2號(hào)通道峰值應(yīng)力處聲發(fā)射能量分別增加了713.92%,67.53%,1,2號(hào)通道聲發(fā)射計(jì)數(shù)分別增加98.91%,30.63%,并且峰值應(yīng)力處的聲發(fā)射能量和巖石強(qiáng)度呈良好的線性關(guān)系。
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Effects of rock strength on mechanical behavior and acoustic emission characteristics of samples composed of coal and rock
LIU Jie1,2,WANG En-yuan1,2,SONG Da-zhao1,2,YANG Sheng-li1,2,NIU Yue1,2
(1.Faculty of Safety Engineering,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221008,China;2 Key Laboratory of Gas and Fire Control for Coal Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221008,China)
In order to study the effect of rock strength on the overall instability of coal and rock,different coal and rock composite samples were tested under uniaxial compression condition,and the failure mode,stress-strain characteristics, uniaxial compression strength and acoustic emission characteristics during the uniaxial compression process were researched,besides,the effect of rock strength on mechanical behavior of composite samples was analyzed.The results show that the stress-strain curve of composite sample situates between that of the rock and the coal but closer with the coal stress-strain curve.With the increasing of rock strength,the rate of the combination sample from yield to peak is faster and faster.When the rock strength is low,the crack propagation in coal body expands to the rock,and tensile failure happens to the rock.With the same coal in the composite samples,when the rock strength is high,rupture occurs mainly in the coal.The ratio of yield point stress and peak stress of composite samples vary quite little with each other,the ratio of yield point strain and peak strain increases with the rising of the rock strength,and the ratio has line-ar relationship with rock strength.The energy and pulse of acoustic emission signals at the peak strength point of the combination sample increase linearly with rock strength rising.
coal-rock composite samples;rock strength;stress-strain characteristics;acoustic emission characteristics
TU458
A
0253-9993(2014)04-0685-07
劉 杰,王恩元,宋大釗,等.巖石強(qiáng)度對(duì)于組合試樣力學(xué)行為及聲發(fā)射特性的影響[J].煤炭學(xué)報(bào),2014,39(4):685-691.
10.13225/j.cnki.jccs.2013.1490
Liu Jie,Wang Enyuan,Song Dazhao,et al.Effects of rock strength on mechanical behavior and acoustic emission characteristics of samples composed of coal and rock[J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):685-691.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1490
2013-10-18 責(zé)任編輯:畢永華
“十二五”國(guó)家科技支撐計(jì)劃資助項(xiàng)目(2012BAK04B07-2);國(guó)家自然科學(xué)青年基金資助項(xiàng)目(51304205);教育部科學(xué)技術(shù)研究項(xiàng)目(113031A)
劉 杰(1986—),男,山東鄒平人,博士研究生。Tel:0516-83884695,E-mail:liujie0805@163.com