随着煤矿开采深度的增加，井下采矿工程的巷道变形失稳、冒顶、冲击地压等工程灾害频发。煤矿深部开采过程中的灾害不仅仅受煤、岩自身裂隙结构面的影响，更多的是“煤体-岩体”组合结构共同作用的结果，因此，研究煤岩组合体的破坏机制对预防矿井灾害有着十分重要的意义[1-2]。近年来，众多学者对煤岩组合体展开了大量的研究工作:窦林名等对组合煤岩体的冲击倾向性进行了试验研究，得出了组合体的冲击倾向性指数与组合结构的相关性，并对其声电效应进行了研究[3-4];左建平等研究了在单轴压缩及分级加卸载试验下煤岩组合体的力学特性及破坏机制，同时对不同组合体的力学特性的差异性与冲击倾向性进行了分析[5-6];张泽天等研究了组合方式对煤岩组合体力学特性和破坏特征的影响[7];赵毅鑫等研究了煤岩组合体失稳前兆信息，发现热红外监测对能量积聚和耗散较敏感，其失稳过程中存在明显的能量传递现象[8];目前针对煤岩组合体的研究主要集中在力学特性、冲击倾向性与声电效应等方面[9-10]，并以此来研究其破坏机制[11]。
实际上，物质的破坏是能量驱动下的一种状态失稳现象[12]。以井下采矿工程为例，对煤层的开采、扰动或卸压总是伴随着能量的输入、积聚、耗散和释放，人为采掘及其所诱导的顶底板岩层运移对煤岩体输入能量，这些能量一部分会积聚在煤岩体内，转化为弹性变形能，并在其破坏时释放出来，另一部分会导致煤岩破裂从而转化成电磁辐射、声发射等能量耗散掉。因此，从能量角度研究煤岩变形破坏规律，可能更具有普适性，更接近煤岩变形破坏本质[13]。谢和平等从非平衡热力学角度出发，研究了岩石变形破坏过程中能量耗散、传递与释放特性，阐述了能量分析可以更好的描述岩石变形破坏过程[14]。张志镇等研究了单轴压缩下岩石能量演化的非线性特性，建立了岩石能量转化的自我抑制模型，得到并验证了岩石内部能量随应力变化的演化方程，初步提出了岩石破坏预警判据;同时还研究了不同岩性岩石能量演化特征，发现煤与红砂岩和花岗岩的能量演化与分配模式相似，但煤在峰前存在明显的弱化阶段，脆性越强的岩石，峰后弹性能的释放越快速彻底[15-16]。尤明庆等利用伺服试验机对粉砂岩进行了常规三轴加载试验，得到了岩石破裂时实际吸收的能量与破裂时所处的围压呈线性关系[17]。刘建锋等研究了岩石密度对岩石能量耗散的影响规律，发现岩石密度越大，其发生能量耗散则越小，反之能量耗散越大[18]。黎立云等对岩石试件进行了单轴加卸载实验，得到了卸荷弹性模量与泊松比、可释放应变能与耗散能的变化规律，得出高强度硬岩储能极限大，更易发生岩爆的结论[19]。陈岩等通过对煤岩组合体进行单轴和循环加卸载试验，得到了煤岩组合体的能量非线性演化特征[20]。宫凤强等选取了14种岩石进行了不同卸载应力水平下的单轴压缩一次加卸载试验，得到了岩石材料的线性储能规律，确认了岩石材料在压缩加载过程中能量演化规律的非线性特征[21]。
然而，煤与岩石作为两个不同的介质，在强度、材质、不均匀性以及细观结构等方面存在较大差异，采用强度、应力-应变等力学特性来研究煤岩组合体的破坏机制可能存在一定的片面性，而目前能量分析方法多针对的是岩石单体，对煤岩组合体的能量演化规律及破坏机制的研究鲜有报道，因此，笔者旨在研究煤岩组合体受压过程中能量的演化规律，探讨煤岩组合体变形破坏的能量驱动机制，为矿井工程灾害的发生机理和防治提供理论指导。
1 煤岩组合体的制备与试验
1.1 试样的加工制备
本试验所采用的煤样、岩样均取自新疆某矿的煤层及顶板岩层，依据国际岩石力学学会标准，首先用取芯钻机将煤、岩块钻取50 mm的圆柱体煤、岩试件，再通过锯石机切割成所需的试件高度，然后用平面磨床将其两端磨平，要求各试样两端不平行度不大于0.03 mm，两端直径偏差不大于0.02 mm。最后按1:1的高比组合，用白乳胶将煤、岩试件组合成φ50 mm×100 mm的标准试件，如图1所示。为了研究岩石强度对组合体能量演化规律的影响，探讨煤岩组合体的能量驱动破坏机制，试验对象共分为4组，A组为纯煤试件，B组为纯岩石试件，为细砂岩，C组为煤岩组合试件，其中岩石为泥质砂岩，D组为煤岩组合试件，其中岩石来自B组的细砂岩，纯煤与组合试件中的煤均取自同一大块型煤。单轴一次加载试验中，纯煤、泥质砂岩和细砂岩每组各3个试样，单轴循环加卸载试验中，纯煤与细砂岩每组各3个试样，C组合与D组合每组各4～6个试样。
图1 组合后的标准试件
Fig.1 Combined standard samples
1.2 试验过程与方案
试验方案分为单轴一次加载试验与单轴循环加卸载试验，试验设备采用煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室配备的TAW-3000电液伺服试验机，首先对单一的煤、岩试件进行单轴一次压缩试验，获得煤、岩的基础力学参数，以供下文的对比分析，单轴一次压缩试验采用载荷控制方式，加载速率为1 kN/s，加载至试样破坏，该条件下纯煤试件、泥质砂岩与细砂岩的平均单轴抗压强度分别为28.26,50.16和85.09 MPa。煤、岩的具体力学参数见表1。
表1 单一的煤、岩试件力学参数
Table 1 Mechanical parameters of single coal and rock specimen
类别试件编号单轴抗压强度/MPa弹性模量/GPa1-121.952.63纯煤试件1-230.292.661-332.552.712-153.4311.22泥质砂岩试件2-244.149.802-352.9011.923-191.5722.77细砂岩试件3-275.3220.653-388.3724.30
其次对煤、岩及组合体进行单轴循环加卸载试验，通过加卸载曲线的面积来计算输入能密度、耗散能密度与弹性能密度，以开展煤岩组合体的能量演化研究。试验过程采用载荷+位移的控制方式，即在循环初期采用载荷控制方式，加载速率与卸载速率均为1 kN/s，以5 kN为一循环，卸载最低点为试验机的初始载荷2.5 kN，加载至试件预估峰值强度的70%～90%时再次卸载至试验机的初始载荷，随后改为位移控制方式，加载速率0.000 5 mm/s，加载至试样失稳破坏。
2 煤岩组合体的能量演化规律
2.1 能量分析方法
实验室条件下，对于受载煤岩系统，其能量演化主要分为能量输入、能量积聚、能量耗散和能量释放4个过程。在加载过程中，不考虑阻尼消耗与热交换，能量输入主要来源于试验机对试件所做的功，输入的能量一部分以弹性变形能的形式积聚在煤岩试件内，是可逆的，卸载时可以释放出来，另一部分以塑性变形能、损伤能等的形式耗散掉，是不可逆的，即
U=Ue+Up
(1)
式中，U为输入的能量;Ue为可释放弹性能;Up为耗散能。
当弹性变形能积聚到一定极限，超过试样所能承受的能力，便会使试样发生失稳破坏，并向外界释放能量，主要包括动能、热能、各种辐射能等，若不考虑试验机的影响，这部分能量主要来自可释放弹性能。
对于试样的可释放弹性能与耗散能则可通过循环加卸载试验来获得，图2(a)为循环加卸载试验的应力应变曲线模型，由图中可看出，当加载到某一载荷再卸载时，卸载曲线并不沿着原来的加载曲线，而是要低于加载曲线。提取其中某一循环分析，如图2(b)所示，加载曲线OAC下的面积为外载所做的功，即输入的能量U，卸载曲线ABC下的面积则是可释放的弹性能Ue，由外载总功减去试样的弹性变形能即为耗散掉的能量Up，也就是加卸载曲线OAB之间的面积。
2.2 煤岩组合体的能量演化规律
依据图2(b)能量计算分析模型，采用图形积分的方法，计算每个循环下的输入能密度U、弹性能密度Ue及耗散能密度Up，计算方法[12]:
(2)
表2为D组煤岩组合体在不同载荷水平下的能量输入、能量积聚及能量耗散密度，将表中数据绘至图3中，得到随着轴向应力水平的增加，所有试样中能量输入、能量积聚和能量耗散的演化曲线。
图2 能量计算分析模型
Fig.2 Energy calculation analysis model
表2 D组煤岩组合体不同载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
轴压/kND-1试样UUeUpD-2试样UUeUpD-3试样UUeUpD-4试样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
由图3可以看出，煤岩组合体在受压过程中其输入能、弹性能及耗散能随着轴向应力水平的增加呈非线性增长趋势，与应力-应变关系曲线较为相似，在受载初期，输入能、弹性能及耗散能密度增长速率较小，曲线相对较为平缓，对应于试件孔隙裂隙压密阶段，此时弹性能密度与输入能密度非常接近，表明输入能绝大部分以弹性能方式储存在试件内部，仅较小部分耗散掉;随后试样进入弹性变形阶段，弹性能密度、输入能密度与耗散能密度仍在逐步增大，呈近似线性增长趋势;之后耗散能密度存在“突变”现象，即耗散能密度突然大幅增加，如图3中的D-2,D-3与D-4试件，具体突变幅度见表2，此时试件已进入非稳定破裂发展阶段。整个受压过程中，试件内部的弹性能密度占输入能密度的比例始终比较高，表明储存在试件内部的弹性能较高，耗散能较少。
由表3显示，该增长趋势均可用二次函数关系式来表达，且拟合效果显著，尤其是弹性能密度，其拟合方程的相关性系数R2均在0.999 7以上，耗散能密度的二次函数拟合效果相对较差，相关性系数R2在0.923 7～0.994 5，整体上来说煤岩组合体材料在受压过程中其输入能、弹性能以及耗散能均呈典型的非线性演化特征。
图3 D组试样加载过程中能量演化曲线
Fig.3 Energy evolution curves during loading of group D samples
表3 D组试样加载过程能量演化拟合方程
Table 3 Fitting equation of energy evolution in the loading process of group D samples
试样编号输入能拟合方程弹性能拟合方程耗散能拟合方程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)
图4 循环加卸载过程
Fig.4 Cycle loading and unloading process
3 煤岩组合体的力学响应与破坏机制
3.1 煤岩组合体力学特性演化
图4为纯煤试件、纯岩石试件和组合试件的循环加卸载曲线，每次卸载后再加载，在荷载超过上一次循环的最大荷载以后，变形曲线仍沿着原来的单调加载曲线上升，并不受反复加载的影响，这种变形记忆在纯煤试件与纯岩石试件中表现尤为明显，但在组合试件中，由于煤、岩材质与细观结构的差异性或黏结面等原因，这种变形记忆略有误差，这一点通过曲线的光滑程度可以看出。
各组试件在循环加卸载试验下的力学参数及峰值弹性能密度值见表4。其中弹性模量为最后一次加载曲线的近似直线段斜率，峰值弹性能密度是通过将峰值强度值代入弹性能密度拟合方程计算而得。纯煤、岩石以及组合试件的力学参数的试验值与平均值如图5所示。
纯煤、岩石以及组合试件的力学参数的变化特征如图5所示。由图5可以看出，组合试件的力学参数更接近于纯煤试件，而与岩石试件差距较大。与纯煤试件相比，组合试件的单轴抗压强度与弹性模量均有所增加，C,D组合试件的平均单轴抗压强度分别提高了36.94%和47.12%，平均弹性模量分别提高了70.61%和88.16%，表明煤、岩组合后，其承载能力与抵抗变形的能力较煤均有所提高。虽然D组合试件中的细砂岩比C组合试件中的泥质砂岩平均单轴抗压强度高出60%，弹性模量高出88%，但D组合体的单轴抗压强度与弹性模量较C组合体仅小幅增长，表明随着岩石强度的增大，组合体的单轴抗压强度与弹性模量也有所增大，但增长幅度有限，更多的是受到煤的影响。
表4 各组试件循环加卸载下的力学参数结果
Table 4 Results of mechanical parameters under cyclic loading and unloading of test specimens
试件类别试件编号单轴抗压强度/MPa弹性模量/GPa峰值弹性能密度/(mJ·mm-3)A-128.472.470.104 7纯煤试件A-220.732.350.083 7A-325.682.520.112 7B-181.4928.900.097 0岩石试件B-296.7530.080.128 1B-373.1824.910.071 2C-130.224.070.095 5C组合试件C-236.414.230.152 5C-333.344.230.104 0C-436.764.170.129 6D-141.064.660.151 4D组合试件D-234.304.530.110 5D-337.984.540.139 4D-433.534.720.102 0
图5 各组试件的力学参数试验结果
Fig.5 Results of mechanical parameters of test specimens
3.2 煤岩组合体变形破坏特征
煤岩组合体在单轴循环加卸载下的破坏情况如图6所示。由图6可明显看出，组合试件中煤、岩部分均发生了不同程度的破坏，其中煤体部分主要呈X状共轭斜面剪切破坏，如C-3,C-4,D-2,D-3和D-4试件，破碎程度高，多条宏观裂纹贯穿整个煤样;尽管组合体中岩石的强度远高于煤的强度(D组岩石强度是煤的3倍)，岩石几乎都发生明显破坏，其主要为张拉破坏，存在一条主裂纹，岩块相对较为完整，由C-2,C-3,C-4,D-2,D-3和D-4试件的破坏形态可以看出，岩石中的裂纹均与煤体中的主要破坏贯通，且靠近煤体部分的裂纹相对较大，C-1和D-1试件的破坏形态显示，岩石中的裂纹尚未贯穿，裂纹正从煤岩结合处向岩石上部发展，由此可见，煤岩组合体受压过程中，煤体是首先破裂体，是控制组合试件强度的主要因素，岩石尚未达到其强度极限就已破坏，从岩石的破坏形态、裂纹起始位置等分析，岩石破坏的主要原因可能是煤体中裂纹快速扩展与弹性能突然释放所致，是能量驱动下的失稳破坏。
图6 组合试件破坏形态
Fig.6 Failure form of combined specimen
3.3 煤岩组合体破坏的能量驱动机制探讨
能量驱动岩石破坏的机制主要表现在两个方面，一是岩石内部积聚的弹性变形能达到其储能极限，二是外界传递给岩石的能量超过其储能极限。因此，首先需弄清煤岩体的储能特性。图7为纯煤试件、岩石试件与组合试件的弹性能密度平均值的演化曲线，随着应力增加其弹性能密度均呈非线性增长趋势，但增长速度为纯煤试件>C组合试件>D组合试件>岩石试件，可见弹性能密度增速与弹性模量和单轴抗压强度呈反比，且与力学特性类似，C和D组合试件的弹性能密度演化特征差别较小，均更接近于纯煤试件。纯煤、岩石以及组合试件的峰值弹性能密度的变化特征如图8所示。可以看出，组合试件的峰值弹性能密度较纯煤试件的有所增大，表明受峰值强度增大的影响，组合试件储存弹性能的能力有所增长，但岩石试件的峰值弹性能密度甚至比组合试件的要低，主要原因为峰值弹性能密度受峰值强度与峰值应变的双重影响，虽然该岩石试件强度接近90 MPa，但其应变小，根据图4典型试件的循环加卸载应力应变曲线，纯煤试件、组合试件与岩石试件的峰值应变分别为0.011 6,0.008 7和0.003 4，岩石试件的峰值应变明显较小，根据计算公式则其峰值弹性能密度较小，即储存弹性能的能力较小。
图7 各组试样弹性能密度平均值演化曲线
Fig.7 Average evolution curve of elastic energy density of each sample
图8 峰值弹性能密度对比曲线
Fig.8 Peak elastic energy density comparison curve
综上，从储存弹性能的速度来看，纯煤试件>C组合试件>D组合试件>岩石试件，从储存弹性能的能力来看，D组合试件>C组合试件>纯煤试件=岩石试件，因此，煤岩组合体破坏的能量驱动机制为:组合体受压过程中，煤、岩开始不断储存弹性能，煤体中的弹性能率先达到其储能极限，破坏瞬间释放的能量传递至岩石，达到岩石的储能极限时，煤体中裂纹扩展贯通至岩石内部，在弹性能的驱动下岩石发生张拉破坏。但根据图7中岩石的弹性能演化曲线，若岩石试件强度进一步提高，其储存弹性能的能力将增大，煤体中裂纹扩展所释放的能量是否就不足以使得岩石发生破坏？为此笔者增加一组实验，选用平均抗压强度120 MPa的细砂岩与该煤体组合，标记为E组合体，该岩石单体的峰值弹性能密度达到了0.15 mJ/mm3，远超过了纯煤的峰值弹性能密度0.10 mJ/mm3，E组合体的平均单轴抗压强度为38.21 MPa，平均弹性模量为4.71 GPa，试验后的破坏情况如图9所示，岩石均未发生破坏，初步建立了该能量驱动机制。
图9 E组合体破坏形态
Fig.9 Failure form of E-combined specimen
4 结 论
(1)煤岩组合体受压过程中，峰前阶段的输入能、弹性能及耗散能随着轴向应力的增加呈明显的非线性增长特征，能量密度-应力曲线可分为压密段、弹性变形段和非稳定破裂发展阶段，整个过程中储存在试件内部的弹性能较高，耗散能较少。试样达到屈服后，耗散能发生“突变”，即耗散能比例开始增加。
(2)煤岩组合体的单轴抗压强度与弹性模量介于纯煤和岩石试件中间，更接近于纯煤试件。与岩石试件相比，单轴抗压强度与弹性模量下降幅度较大，随着岩石强度的增大，组合体力学性能稍有增强，但幅度有限，煤体是控制组合体强度等力学特性的主要因素。
(3)单轴循环加卸载下，组合体中的煤体与岩石均发生破坏，煤体是首先破裂体，其破碎程度高，主要呈X状共轭斜面剪切破坏，岩石主要为张拉破坏，其张拉裂纹与煤体中的主要破坏贯通，是煤体中裂纹扩展至其内部所致。
(4)煤岩组合体破坏的能量驱动机制为:在受压过程中，煤、岩开始不断储存弹性能，煤体储能速度快，内部弹性能率先达到其储能极限，煤体发生破坏并释放弹性变形能，释放的能量传递至岩石，当达到岩石的储能极限时，致使岩石发生破坏。
本文探讨了煤岩组合体破坏的能量驱动机制，对于煤体裂纹扩展致岩石破裂这一难题，还需要从应力集中与损伤等角度进一步研究，本文的研究只是初步的研究，将来会借助精密的动态监测仪器开展深入系统的研究。
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