低加载率范围内煤岩组合体冲击倾向性的率效应试验研究

宫凤强，叶 豪，罗 勇

(1.中南大学 资源与安全工程学院，湖南 长沙 410083; 2.中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏 徐州 221008; 3.中南大学 高等研究中心，湖南 长沙 410083)

低加载率范围内煤岩组合体冲击倾向性的率效应试验研究

宫凤强1,2,3，叶 豪1，罗 勇1

(1.中南大学 资源与安全工程学院，湖南 长沙 410083; 2.中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏 徐州 221008; 3.中南大学 高等研究中心，湖南 长沙 410083)

以煤岩组合体为研究对象，进行4种不同量级下的低加载率(10-3～100MPa/s)单轴压缩试验，以抗压强度、弹性模量、冲击能量指数、弹性能量指数、归一化动态破坏时间为参量，考察加载率对煤岩组合体冲击倾向性的影响。研究结果表明:随着加载率的提高，煤岩组合体的承载失效结构由煤体转化为煤岩组合体，并存在明显的临界加载率现象。煤岩组合体的抗压强度和弹性模量在临界加载率以下保持在较低值，在临界加载率以上保持在较高值;冲击能量指数随着加载率的提高先增加后减小，在临界加载率附近出现最大值;弹性能量指数随着加载率增加而提高;修正动态破坏时间在临界加载率之前降低幅度较快，在临界加载率之后缓慢下降然后趋于平稳;综合判断煤岩组合体的冲击倾向性随加载率的增加划分为两个比较明显的水平，并且在临界加载率附近表现出较为明显的冲击倾向性突变。临界加载率效应可为现场条件下确定合适的工作面推进速度提供参考。

冲击地压;煤岩组合体;加载率;冲击倾向性;临界加载率

我国是煤炭储量和开采量世界第一大国，煤炭也是我国的主体能源，对其需求的增加使得开采不断向纵深发展[1]，但是煤炭开采过程中遇到的冲击地压灾害问题日益加剧，严重威胁着矿山生产的安全[2]。在研究冲击地压的过程中，对于煤岩材料的研究非常充分，煤岩的冲击倾向性指数的评价也有国家推荐标准。但是煤岩的破坏不但取决于煤岩材料特性，又受到煤岩组合结构的影响[3]。煤岩组合体的力学特性和冲击倾向性研究也越来越受到广泛关注。例如,刘建新等用两体相互作用理论和RFPA2D系统对煤岩组合模型的变形与破裂过程进行了理论和数值试验研究[4];赵毅鑫等进行了加载率0.2 mm/min下煤岩组合体变形破坏前兆信息的试验研究[5];陆菜平等进行了组合煤岩冲击倾向性演化及声电效应的试验研究[6];左建平等近些年进行了大量煤岩组合体破坏机制与力学特性的研究，试样加载率均为0.06 mm/min[7-9];刘少虹等从应力波传播机制与能量耗散、突变失稳模型等方面分析了煤岩组合体在动静组合加载下的破坏[10-11];朱卓慧等则进行了分级循环加卸载力学特性的试验研究，其常规单轴部分加载率为0.02 kN/s[12]。在煤岩组合体的冲击倾向性方面，很多研究人员也进行了深入分析。例如，刘波等进行了7组不同高度比的煤岩组合试件力学性质与动态破坏特性的试验研究，获得了深部煤岩冲击倾向性评判结果[13];李纪青等通过煤单质及其组合体模型的冲击倾向性研究，提出煤岩组合体模型的冲击倾向性较高于煤单质模型，并建议使用煤岩组合体性质评价煤岩的冲击倾向性[14];窦林名等进行了组合煤岩冲击倾向性特性试验研究，重点研究了煤样百分比对冲击倾向性指标的影响[15];牟宗龙等对 2 个矿区7个地点实际样品进行了加载率为0.1 MPa/s下的冲击倾向性测试结果对比分析，认为采用岩-煤-岩组合体模型比单纯煤样测试结果能更好地反映现场围岩实际条件对冲击危险的影响程度[16];刘江伟等对煤样进行加载率为981 N/s的单轴循环加载，提出循环加载对煤岩冲击倾向性的部分参数影响呈“U”形变化[17];赵毅鑫探讨了冲击地压孕育过程中“煤-围岩”系统能量消耗特征和系统内熵的变化[18]。

在上述研究中，主要关心的是煤岩组合体在常规静载下的力学特性和冲击倾向性特性。实际上，不论是矿山现场开采条件还是实验室内材料试验，加载条件对于煤岩介质储存冲击能量的特性会有影响，加载率的影响尤为突出[19]。研究煤岩在不同加载率下采动力学响应及破坏机制对认清煤矿动力灾害本质具有指导意义[20]。李海涛等进行了加载率在0.000 3～0.12 mm/min范围内对煤样力学行为影响的试验研究，发现存在“临界加载率”现象，将其向现场尺度转化可得到工作面推进速度的预警值[19]。针对煤岩组合体，考虑加载率对冲击倾向性的研究论文仅有黄炳香等[21]在0.2～12.25 kN/s内7个量级下进行试验探究。为此，借鉴文献[19]“冲击地压亦是由准平衡态系统剧烈失稳而形成，实验室内研究率效应采用静力加载是合理的”的研究思路，在本文中进行准静态范围内4种低加载率(10-3～100MPa/s)下的单轴压缩试验，从较大跨度范围内整体考察加载率对煤岩组合体冲击倾向性相关判别指标的影响。

1 煤岩组合体制作和预处理

参照文献[22，10-11]中煤岩组合体试验的试样尺寸，试验所需煤岩组合体试样整体尺寸为直径50 mm、高度50 mm的圆柱体，考虑煤试样整体制作的困难程度和粘结剂对组合体高度的微弱影响，组合体试样的选择控制整体高度差为±2 mm。组合体采用煤、岩石材料高度比为1∶1的方案，每个试样的断面和周边仔细打磨，使得两端的平行度不小于0.02 mm，试样轴向与径向的不垂直度小于0.02 mm，满足《煤和岩石物理力学性质测定方法》(GB/T 23561—2009)的精度要求。由于煤试样的差异性较大、完整性较差导致制作难度较高，因此本试验内的煤样均采取自同一块原煤，并挑选其中完整性较好，且煤样密度及纵波波速变异系数较小的试样。由于以上试验要求，煤材料成样较少。对于岩石材料试样的制作，为了减小由于岩石材料的不均匀性带来的试验误差。岩石材料采取同一块砂岩。煤样取自焦作矿区赵固二矿，测试抗压强度均值为20.0 MPa,弹性模量为3.37 MPa，试样密度为1 473.6 kg/m3。该批砂岩试样准静载下抗压强度均值为102.4 MPa，弹性模量为19.8 GPa，试样密度为2 356.0 kg/m3。

煤与岩石连接面采用对试样平行度影响较小的改性丙烯酸酯胶进行粘合。粘结时利用中空圆柱形模具配合直角钢尺铅垂线标定法[5]保持试样煤与岩石轴心尽量重合，并在试样粘结后静置48 h后再进行其他操作。为了减小温度和含水状态对煤岩的冲击倾向性的影响，本试验将非测试状态下的煤岩组合体试样保存在室温下干燥箱内。图1为加工好的煤岩组合体试样。

图1 煤岩组合体Fig.1 Coal-rock combined body

2 试验设备及方案

试验中采用INSTRON公司生产的1346型电液伺服材料试验机进行加载，该试验机载荷量程为最大±2 000 kN，载荷测量精度可达±0.5%，位移量程为最大±50 mm，符合试验方案中对试样加载方式的多样性要求。

具体试验时，由于试验加载率范围跨度较大，采用等比分组法，将加工成型的煤岩组合体分为6组，每组2个试样，共计12个试样，其中4组用作不同加载率量级力学试验，利用位移控制加载率，分别为0.01,0.1,1和10 mm/min，另外4个试样进行弹性能指数试验。利用INSTRON试验机位移控制完成加载，获得试样在不同加载率下的基本数据，并绘制出全应力应变曲线，通过考察煤岩组合体冲击倾向性特征、单轴抗压强度及弹性模量、冲击能量指数、弹性能指数和动态破坏时间综合判断加载率的影响。

3 加载率对冲击倾向性的影响

3.1 率效应考察参量的确定

考察材料的率效应时，主要采用加载率或应变率作为考察参数。目前关于加载率低中高范围的划分尚不明确，例如文献[23]认为“现行岩石试验规范中尚未有完全统一的加载速率标准。有的采用加载时间控制，有的采用荷载控制，也有的采用变形控制。但是上述方法也没有统一的试验标准”。相对而言，对应变率范围的划分较多，但是也没有低中高的统一界限。例如文献[24]给出了不同加载方法对应的应变率范围，并根据荷载状态划分为蠕变、静态、准动态、动态和超动态，但是没有明确应变率的划分范围。文献[25]认为中应变率区范围为(100～102s-1)。根据文献[24-25]的划分，并考虑惯性力是否可忽略的因素，本文中取10-5～10-1s-1为低应变率范围，并根据低应变率范围对应的加载率范围，进而确定低加载率范围。在本次试验中，采用位移加载速率进行控制加载，然后根据试验结果得到实际加载率和应变率。利用试验数据，笔者考察了这3者之间的对应关系。实验数据见表1。

表13种加载率之间的关系
Table1Relationshipbetweenthreeloadingrates

试样编号加载量级控制加载率/(mm·min-1)实际加载率V/(MPa·s-1)应变率/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

对3者的数据分别取对数后进行对比分析。图2给出了控制加载速率、实际加载率与应变率之间的对应关系图，其中图2(a)为实际加载率与控制加载率关系图，图2(b)为应变率和实际加载率关系。虽然位移控制加载速率、实际加载率和应变率3者的量纲不同，但是对试验数据取对数后，从图2可以看出，实际加载率与控制加载速率之间、应变率与计算实际加载率之间均呈良好的线性关系，说明3者之间可以进行线性转换。参考已有相关文献的研究，本文中以加载率(实际加载率)作为主要考察参量进行率效应分析，和10-5～10-1s-1低应变率区相对应的低加载率范围大约为10-3～101MPa/s。

图2 控制加载率、实际加载率与应变率的关系Fig.2 Relationship between control displacement loading rate,actual loading rate and strain rate

现阶段对于加载率范围的划定暂未有统一的定论，笔者通过参照对试样应变率的划分，将试验中试验条件范围划分为低加载率。尹小涛等[23]将应变率的状态划分为3个阶段，即应变率处于10-4～10-2s-1属于准静态，10-2～102s-1属于准动态，大于102s-1属于动态加载。CAI M[24]将应变率小于10-1s-1划分为静态，10-1～100s-1划分为准动态，100～103s-1划分为动态。笔者综合以上划分标准，将试验中试样应变率范围(10-6～10-3s-1)对应的加载率范围(10-3～100MPa/s)划分为准静态，即低加载率范围。

3.2 不同加载率下试验结果和破坏情况

不同加载率下煤岩组合体的破坏模式如图3所示。从图3可知，不同加载率下试样的破坏模式和现象存在很大区别。当加载率量级为较低的两个量级时，组合体的破坏主要表现为煤块的破坏，岩块基本保持完整;当加载率量级为较高的两个量级时，组合体的破坏表现为煤块和岩块共同破坏，但是煤块破碎更加剧烈。具体破坏现象如下:在加载量级10-3MPa/s下，组合体在达到最大应力值时发出微弱的噼啪声，煤块部分出现裂纹，并伴有及其少量的薄片状剥落，表现为较弱的冲击倾向性;加载量级增加到10-2MPa/s时，组合体临近破坏时随应力增加出现微弱撕裂声，达到最大应力值附近时组合体煤岩部分呈块状或小棱块状剥落，少量弹射在试样五倍直径距离内，并发出清脆的噼啪声，表现出的冲击倾向性明显高于前一个加载量级情形;当加载量级为10-1MPa/s时，组合体以煤岩和砂岩的共同劈裂破坏失效为主，部分裂纹贯穿煤岩和砂岩，但煤岩中有更多裂隙生成，并随应力增加不断发出响声，达到最大应力值附近时组合体整体呈棱板状或片状爆裂，产生煤岩粉，伴有大量碎片弹射，并发出一定的爆裂声，表现为强的冲击倾向性;当加载量级上升到最大100MPa/s时，组合体以煤岩和砂岩的共同破坏失效为主，相比前一个加载量级，爆裂碎片小型块状更多，碎片弹射距离较远，发出较大的爆裂声，表现为更强的冲击倾向性。

图3 不同加载率煤岩组合体典型破坏模式Fig.3 Typical failure modes of coal-rock combined body under different loading rates

不同加载率下的单轴压缩试验代表性应力应变曲线如图4所示。从图4可以观察到明显的微裂隙压密段、弹性变形段和微裂隙不稳定扩展到破坏阶段及破坏阶段。不同试样的微裂隙压实段持续长度不同，可能与试样个体结构微弱差异有关。具体实验结果见表2，主要包括煤岩组合体试样的单轴抗压强度、弹性模量、冲击能量指数和动态破坏时间等。下面对上述力学试验结果所对应的冲击倾向性逐项进行分析。

图4 不同加载率下煤岩组合体应力-应变曲线Fig.4 Stress-strain curves of coal-rock combination body under different loading rates

编号加载量级加载率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 单轴抗压强度和弹性模量的影响

单轴抗压强度是影响煤岩组合体冲击倾向性的一个重要指标。研究表明一般情况下煤岩的冲击倾向性随着单轴抗压强度的增大而增大。例如千秋煤矿曾经在2011年和2014年发生过重大冲击地压事故，造成严重损失。为了揭示该矿区煤层冲击地压的发生机理，李宝富等通过试验研究了千秋煤矿二号煤层试样单轴抗压强度与冲击能量指数之间的关系，结果表明煤样的冲击能量指数与单轴抗压强度呈较显著的线性关系[26]。另一方面现有的研究表明，对于较硬的岩石，其单轴强度会随着加载率的增加而变大。但是针对纯煤，李海涛等进行了加载率对其力学行为影响的试验研究，发现其单轴强度和弹性模量随着加载率的增加表现为先增大到极值点后不断减小的规律[19]，说明软岩介质的加载率效应可能不同于硬岩介质。而对于煤岩组合体试样抗压强度和弹性模量在低加载率范围内的率效应测试，相关文献记载较少[24]。

图5给出了不同加载率下煤岩组合体的抗压强度和弹性模量的变化规律。从图5可以看出，煤岩组合体在不同加载率下强度表现差异较大，在较低加载率(加载量级Ⅰ,Ⅱ)下一定范围内强度和弹模表现离散程度较小，但均值随加载量级增加而增加。煤岩组合体的峰值强度在29.27～31.16 MPa，均值为30.39 MPa，弹性模量在2.61～2.82 GPa，均值为2.74 GPa;在较高加载率(加载量级Ⅲ,Ⅳ)下一定范围内强度和弹性模量表现离散程度也较小，但均值随加载量级增加而有所减少，基本保持在一个水平。煤岩组合体的峰值强度在56.49～58.28 GPa，均值为57.41 MPa，弹性模量在2.94～3.36 GPa，均值为3.21 GPa。相对于较低加载率下情况，峰值强度和弹性模量分别提高了94.41%，19.33%。加载率对煤岩组合体力学参数的影响在10-3～10-2MPa/s范围变动内较小，在10-1～100MPa/s范围内变动较大的现象说明，在10-2MPa/s和10-1MPa/s的加载率范围之间可能存在临界加载率，超过该临界加载率后，使得煤岩组合体强度和弹性模量发生突变。

图5 不同加载率下煤岩组合体的抗压强度和弹性模量Fig.5 Uniaxial comprehensive strength & Yong’s modulus of coal-rock combination body under different loading rates

3.4 对冲击能量指数的影响

冲击能量指数KE是指单轴压缩状态下，试样的应力应变全过程曲线中，峰值前积蓄的变形能与峰值后耗损的变形能之比。在本次试验中，CR2试样在达到峰值强度后，得到的应力应变峰后曲线形式比较异常，因此予以去除，其他试样均有较完整的应力应变曲线。分析不同量级加载率下冲击能量指数与加载率的关系，如图6所示，对图6中散点图进行拟合，得到

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

从图6可以看出，随着加载率的增加，煤岩组合体的冲击能量指数呈现先增加后减小的趋势，而且也是在加载量级10-2MPa/s和10-1MPa/s之间存在局部极大值，整体趋势与图5类似。

图6 不同加载率下煤岩组合体的冲击能量指数Fig.6 Bursting energy index of coal-rock combination body under different loading rates

3.5 对弹性能量指数的影响

弹性能量指数Wet是指试样在单轴压缩状态下，试样受力达到某一值时(破坏前)卸载，其弹性变形能与塑性变形能(耗损变形能)之比。标准加载条件要求加卸载实验真实应力比，即卸载点应为单轴抗压强度的75%～85%，由于试样成品率低，在本试验中只在低加载率下小范围进行了煤岩组合体的加卸载实验结果。图7给出了煤岩组合体在不同加载率下弹性能量指数变化趋势，可以看出，随着加载率的提高，弹性能量指数也有增加的趋势。

图7 不同加载率下煤岩组合体的弹性能量指数Fig.7 Elastic energy index of coal-rock combination body under different loading rates

3.6 对动态破坏时间的影响

动态破坏时间DT是指单轴压缩状态下，试样从极限强度到完全破坏所经历的时间。表2给出了试验中获取的试样动态破坏时间数据。从表2可以看出，煤岩组合体试样在不同加载率下的动态破坏时间存在明显的差异，并且随着加载率的提高动态破坏时间急剧变小，这与岩石试验和单煤试验表现规律基本一致[9];相同加载率量级下的动态破坏时间存在一定差异，可能与煤样的原始随机裂纹与空洞等缺陷相关，但同加载量级下DT数值变化不超出量级范畴，必须从整体趋势上进行考察。

为了使不同加载率对煤岩组合体试样的动态破坏时间规律表现更充分，对加载率和动态破坏时间分别进行对数变换，得到拟合关系为

lg(DT)=-1.086 6lgV+0.225

图8给出了实际动态破坏时间和加载率分别取对数后的拟合规律图。从图8中可以看出，所得到的相关规律明显，分别取对数之后的加载率和实际动态破坏时间两者之间存在线性关系。根据该关系式，可以确定每一种加载率下煤岩组合体实际动态破坏时间的量级范围。

图8 不同加载率下煤岩组合体的实际动态破坏时间Fig.8 Actual failure duration time of coal-rock combination body under different loading rates

需要注意的是，因为本文研究的是不同加载率下煤岩组合体的力学效应，试样受载后的动态破坏时间肯定会到加载率本身带来的影响。在实际试验过程中，只有第IV级加载接近常规压缩试验的加载率。为此，对DT进行修正处理，即以第IV级加载率为准，对第I,II和III级加载速对应的动态破坏时间DT分别乘以10-3,10-2和10-1，并对以秒记所得的动态破坏时间转化为ms，即修正动态破坏时间DT*。为了从整体上考察DT*和加载率之间的关系，忽略同一加载量级的差异，分别对DT*均值和取对数后的加载率均值后进行拟合，得到拟合关系为

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

式中,DT*为试样的修正动态破坏时间，ms。

修正动态破坏时间和加载率(取对数)之间的关系如图9所示。图9显示4个加载量级下的修正动态破坏时间在266～500 ms变化。还可以观察到，在10-3MPa/s加载率下，修正动态破坏时间最大，为498 ms;当加载率提高到10-2MPa/s时，修正动态破坏时间降低为342 ms;当加载率进一步提高到10-1MPa/s和100MPa/s时，修正动态破坏时间分别降低到283和266 ms，即随着加载率的提高，修正动态破坏时间随之降低，而且呈现开始降低幅度较大而后趋于平稳的特点。在以往针对纯煤冲击倾向性分类的规范和研究中，认为动态破坏时间越小，冲击倾向性越大。在此也借鉴这一判据，认为煤岩组合体的动态破坏时间越短，冲击倾向性越大。因此，对煤岩组合体可以认为，当加载率从10-3MPa/s提高到100MPa/s时，冲击倾向性越来越大，但是在10-1和100MPa/s及以后范围内，基本趋于稳定。

图9 不同加载率下煤岩组合体的修正动态破坏时间Fig.9 Modified failure duration time of coal-rock combination body under different loading rates

4 率效应下的煤岩组合体冲击倾向性机理分析

结合煤岩组合体试验过程中的破坏失效情况描述和抗压强度、弹性模量、冲击能量指数、动态破坏时间等参量，可以认为煤岩组合体的冲击倾向性随加载率的增加先增加后微弱减小，即在加载量级Ⅱ和Ⅲ之间达到临界加载率。临界加载率之前煤岩组合体表现出较弱的冲击倾向性，临界加载率之后则对应着较高的冲击倾向性。

加载率对煤岩组合体冲击倾向性的影响必然依赖介质自身属性的改变。煤岩组合体与纯煤介质单体力学模型的区别主要在于试样原始裂隙和发育及承载失效结构的变化。加载量级Ⅰ，Ⅱ下试样的破坏形式主要是煤的破坏，加载量级Ⅲ，Ⅳ下主要是煤和砂岩共同破坏。结合不同加载率下的破坏形式分析，在较低加载率下煤岩组合体试样的承载失效结构主要为煤样部分，较高加载率下由煤样和岩样共同组成，这也是煤岩组合体的力学指数发生阶段性突变的主要内在原因。

在较低加载率下，加载能量主要表现为耗散能，作用于煤样内的裂隙可以充分发育，试样内部有效承载面积减小，使得煤岩组合体整体强度相对弱化，主要表现为煤样单一介质的力学性质，最终破坏形式主要是煤样的破裂、弹射及爆裂，该现象在众多煤岩组合体试验中已经被证实(煤岩组合体的失效主要表现为煤样的破坏)。随着加载率增加，煤质破坏前微元体加载贮存能量增加，并在组合体力学承载主体改变前达到较高值，同时释放出较大的能量。在较高加载率下，煤岩中裂隙发育时间不充分，试样损伤程度较小，保证有较大的承载面积，加载能量以耗散能和变形能的形式共同作用于煤样和岩样上，承载失效结构也由煤样变为煤样和岩样共同组成，煤岩组合体强度弱化程度较小，整体表现为煤岩组合体两体介质的力学性质，最终破坏形式属于整体破坏，不但煤样弹射爆裂、岩样也存在明显冲击性，这一特点在以往的试验研究中很少发现。

5 矿山开采现场参考价值

在矿山开采现场，综采技术是提高生产效率，实现矿井集约化生产的重要技术手段[27]。文献[19]认为实验室所研究的加载率在现场条件下可反映为巷道掘进速度、工作面推进速度等。理论和实践表明，推进速度过慢不利于安全生产，随着综采技术的逐渐成熟，工作面推进速度有加快的趋势[22,27]。但是，已有研究表明，综采过程中开采速率会影响围岩的加载率的变化，而且岩体的弹射变形能也会随加载率增加而增大[28]，因此综采工作面推进速度并不是越快越好。一些矿井在高速推进提高生产率的同时，也发现开采中的冲击倾向性也在增大，并给安全生产带来极大隐患[29-30]。因此只有适当提高综采推进速度才有利于工作面管理和安全生产[27-28,31]，例如，老虎台矿作为典型的冲击地压矿井，为了对冲击地压进行有效防治，回采工作面推进速度由月进尺60 m降低到40 m以内，矿压缓慢释放，应力集中程度明显缓解。从本文试验研究结果可以看出，加载率越高对应的煤岩组合体强度增加，破坏模式也在发生转化，同时存在明显的临界加载率现象，临界加载率对应着较高的冲击倾向性。在今后的研究中，如果能够将实验室尺度下的临界加载率转化为工程尺度下的工作面推进速度，进而获得工作面推进速度对应高冲击倾向性的临界警示值，则对现场的安全生产有很大指导意义。

6 结 论

(1)通过对煤岩组合体在低加载率范围下的单轴压缩力学试验发现，加载率对煤岩组合体冲击倾向性有较明显的影响，并存在临界加载率的现象，在临界加载率两侧有限范围内试样的呈现出不同的力学性质，这主要是由煤岩组合体的承载失效结构改变而导致的。

(2)煤岩组合体的抗压强度和弹性模量在临界加载率以下保持在30 MPa左右，在临界加载率以上保持在57 MPa左右，提高幅度达到90%。冲击能量指数随着加载率的提高先增加后减小，而且在临界加载率附近出现最大值。弹性能指数随着加载率增加而提高。修正动态破坏时间则随加载率的增加出现先快速下降然后趋于平稳趋势。

(3)研究结果表明，临界加载率对煤岩组合体的冲击倾向性有较大的影响，因此在进行冲击地压危险性分析时不仅要考虑纯煤介质的力学性质，也需要考察煤岩组合体整体结构特性。临界加载率效应对矿山现场综采工作面推进速率的确定有较好的启示作用，说明煤矿的冲击倾向性并不是随加载率完全线性增长的，要警惕推进率在接近临界值时带来的高冲击危险并提前采取预防措施。

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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

宫凤强，叶豪，罗勇.低加载率范围内煤岩组合体冲击倾向性的率效应试验研究[J].煤炭学报,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责任编辑常 琛

中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室开放研究基金资助项目(13KF06)

宫凤强(1979—)，男，山东临朐人，副教授，博士生导师。E-mail:fengqiangg@126.com