Experimental study on bearing mechanical characteristics of “hyperbolic”coal samples
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摘要:
煤炭地下气化结束后，两气化炉间形成类“双曲线”形煤柱，支撑覆岩，保障气化区域安全稳定。为研究类“双曲线”形煤柱承载力学特性，基于声发射监测系统和XTDIC三维全场应变测量系统，开展了不同侧向拱高(h=0，3，7，10，13，17 mm)的6组“双曲线”形煤样单轴压缩试验，分析了h对煤样峰值载荷、变形破坏及声发射特征的影响，揭示了其承载破坏机制。结果表明：①“双曲线”形煤样可分为矩形结构(主要承载体)和侧向拱结构，其承载破坏机制与其受力形式、侧向拱结构有关；随着h增大，煤样承载能力降低，与h=0煤样相比，峰值载荷分别降低了7.66%，13.56%，26.83%，35.28%，62.75%。②随着h增大，煤样整体受力形式由以受压为主向受压–受弯曲转变，中部区域产生应力集中而形成薄弱区，对应的水平位移场向中部迁移，最终汇集于中部边缘处；而垂直位移场由水平条带状向倾斜条带状转变，最终集中于煤样侧向拱结构上端。③在轴向载荷作用下，煤样侧向拱结构对其矩形结构中部区域产生等效作用力，加之煤样非均质性影响，加剧了薄弱区损伤程度，该作用随着h增大而增强，煤样承受载荷未超过其抗拉强度即产生剪切破坏，其破坏模式由拉–剪混合破坏向剪切破坏转变，均伴随着不同程度的剥落和局部弹射破坏。④煤样声发射累计计数–时间曲线演化可分为3种类型，当h为0和3 mm时，分为“上凸”式增长、相对快速增长、快速增长、“突变”式增长4个阶段，其演化特征与常规煤岩试样一致；当h为7 mm和10 mm时，分为相对快速增长、快速增长、“突变”式增长3个阶段；当h为13 mm和17 mm时，分为快速增长和“突变”式增长2个阶段；峰后阶段均呈“突变”式增长，而峰前阶段增长形式不一致是由煤样裂纹稳定扩展和中部区域持续损伤共同导致的。
Abstract:After the underground coal gasification is completed, a hyperbolic shaped coal pillar is formed between the two cavities to support the overlying rock and ensure the safety and stability of the gasification area. The work aimed to study the bearing mechanical characteristics of hyperbolic shaped coal pillar. Based on the acoustic emission (AE) monitoring system and the XTDIC 3D full-field strain measure system, 6 sets of “hyperbolic” coal samples with different lateral arch heights (h=0, 3 mm, 7 mm, 10 mm, 13 mm, 17 mm) were tested for uniaxial compression. The influence of h on peak load, deformation damage, and AE characteristics of coal samples were analyzed to reveal the bearing failure mechanism. The results are as follows. ① The “hyperbolic” coal sample can be divided into rectangular structure (main load-bearing body) and lateral arch structure, and its load-bearing failure mechanism is related to the force form and lateral arch structure. As h increases, the bearing capacity of the coal sample decreases. Compared with h=0 mm coal samples, the peak load was reduced by 7.66, 13.56, 26.83, 35.28, and 62.75%. ② The overall force form of coal samples changed from pressure-based to pressure-bending with increased h. Stress concentration occurs in the middle region of the coal sample, forming a weak area. The corresponding horizontal displacement field migrates towards the middle and finally at the edge of the middle. The vertical displacement field changed from a horizontal strip to an inclined strip, and ultimately concentrated at the upper end of the lateral arch structure of the coal sample. ③ Under axial load, the lateral arch structure of the coal sample exerts an equivalent force on the middle area of its rectangular structure, and is affected by the heterogeneity of the coal sample, which exacerbates the damage degree of the weak area in the middle. The effect increases with the increase of h, the coal sample undergoes shear failure when the load does not exceed its tensile strength. The failure mode of the coal samples shifted from tensile-shear mixed failure to shear failure, and all typical coal samples have experienced varying degrees of peeling and local ejection failure. ④ The evolution of the cumulative count-time curve of coal AE can be divided into three types. When h is 0 mm and 3 mm, it can be divided into four stages: “upward convex” growth, relatively rapid growth, rapid growth, and “sudden” growth, and its evolutionary characteristics are consistent with conventional rock samples. When h is 7 mm and 10 mm, it can be divided into three stages: relatively rapid growth, rapid growth, and “sudden” growth. When h is 13 mm and 17 mm, it can be divided into two stages: rapid growth and “sudden” growth. The post-peak stage shows a “sudden” growth pattern, while the inconsistent growth pattern in the pre-peak stage is caused by the stable expansion of coal sample cracks and continuous damage in the central region.
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0. 引 言
长期以来，煤炭是国家能源安全稳定供应的“压舱石”和“稳定器”，煤炭开采在支撑国民经济快速发展的同时，也带来了环境污染、生态失衡等问题。国家《能源技术革命创新行动计划(2016—2030年)》将煤炭无害化开采列为我国能源技术创新的重点任务之一[1-3]。煤炭地下气化是实现煤炭无害化开采的主要技术手段，该技术实施过程中，高温热源自注气点向四周辐射燃烧；气化结束后，气化炉间形成类“双曲线”形煤柱，支撑覆岩，保障气化区域安全稳定[4-6]。因此，研究煤炭地下气化煤柱承载力学特性，对其宽度合理设计以及失稳防控具有重要意义[7-9]。
国内外学者针对煤矿其他类型煤柱承载力学特性开展了大量的研究工作，为类“双曲线”形煤柱承载力学特性研究提供了重要参考与借鉴。如，谢和平等[10]从煤柱载荷、煤柱强度、煤柱尺寸确定等方面系统介绍了条带煤柱稳定性理论与分析方法；CHEN等[11]进行了条带煤柱长期承载应力现场监测，获得了煤柱支承应力随工作面推进和覆岩移动的变化规律；谭毅等[12]研究了条带式Wongawilli开采煤柱形式与特征，建立了煤柱承载力学模型；余学义等[13]研究了双巷掘进及2次采动影响下大采高双巷布置工作面巷间煤柱破坏规律，确定了巷间煤柱合理尺寸；赵兵朝等[14]开展了充填体–煤柱耦合承载单轴压缩试验研究，分析了充填体强度和充实率对煤柱压缩特性和破坏形态的影响规律；基于煤柱及上覆岩层组合结构体特征，尹大伟等[15-16]研究了加载速率和贯穿节理对岩–煤组合体力学行为的影响；杨科等[17]进行了煤柱–人工坝黏结体试件单轴压缩试验，分析了黏结体宽度等参数对试件失稳模式的影响规律；王方田等[18]构建了充填体–煤柱协同承载结构模型，分析了煤柱应力分布规律。
部分学者围绕煤炭地下气化类“双曲线”形煤柱承载特性进行了相关研究。如，XU等[19]建立了煤炭地下气化煤柱“双剥落”模型，验证了气化试验区煤柱的稳定性；李怀展[20]建立了煤炭地下气化煤柱稳定性评价模型，提出了燃空区场地稳定性评价方法；将煤柱两侧破碎区考虑在内，NAJAF等[21]提出了煤炭地下气化煤柱宽度确定方法；黄温钢等[22]提出了热–力耦合作用下煤炭地下气化煤柱设计方法，预测了煤柱力学性能演化规律。
在上述研究基础上，本文制备不同侧向拱高h的6组“双曲线”形煤样；结合声发射监测系统和XTDIC三维全场应变测量系统，开展“双曲线”形煤样单轴压缩试验，研究煤样峰值载荷、脆性指标、变形破坏及声发射特征，揭示其承载破坏机制。研究成果对煤炭地下气化煤柱合理留设及其稳定性保障具有重要意义。
1. 试验方案
1.1 “双曲线”形煤柱模型建立
图1为煤炭地下气化可控后退注气点工艺(CRIP)气化炉剖面工程模型图。
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图 1 煤炭地下气化气化炉剖面工程模型Figure 1. Cross section engineering model diagram of underground coal gasification cavity由图1可知，气化初期，注气点注入混合气体引燃煤层；气化过程中，气化炉内温度最高可达1 000～1 200 ℃，煤层持续燃烧，火焰不断烘烤气化炉煤壁和围岩；气化结束后，初期设计的“方形”煤柱两侧在高温影响下产生焦化和热破裂，最终呈类“双曲线”型，支撑覆岩，保障气化区域安全稳定[4-6]。
由于煤柱设计宽度和注气点高温反应程度的不同，类“双曲线”形煤柱两侧内凹程度存在一定的差异。岩石力学实验是揭示工程煤岩体力学行为的重要手段[14-18]，为了研究煤层气化后类“双曲线”形煤柱承载力学行为，本文制备了不同侧向拱高h的“双曲线”形煤样(图2)，进行单轴压缩试验以研究其承载力学特性。
1.2 “双曲线”形煤样制备
试验所需煤样均取自山东某矿煤炭地下气化区域煤层。为降低离散性对试验结果的影响，煤样均取自同一煤块。
“双曲线”形煤样具体加工制备过程如下。首先用锯石机将煤块切割成尺寸为50 mm×50 mm×100 mm的方柱形试样；然后用车床将其加工为不同h的“双曲线”形试样；最后用磨石机对其端面进行打磨，要求端面不平行度不超过0.05 mm、轴向偏差不大于0.25°[23]。按照h从小到大，将煤样分为A，B，C，D，E和F组，h分别为0、3、7、10、13与17 mm，每组3个煤样，共18个煤样，如图3所示。
1.3 试验设备及监测方法
图4为试验主要控制和监测系统，图5为煤样声发射传感器布置方案。试验系统主要包括加载系统、声发射监测系统和XTDIC三维全场应变测量系统。加载系统为岛津AG–X250电子万能试验机，加载时采用位移加载控制，加载速率为0.001 mm/s；通过XTDIC三维全场应变测量系统监测煤样表面变形场演化，试样表面散斑图采集频率为8帧/s；采用声发射监测系统监测煤样声发射特征参数变化，2个声发射传感器布设在煤样表面，传感器与煤样接触面涂抹凡士林，保证两者紧密贴合。试验时，加载系统、声发射监测系统和XTDIC全场应变测量系统同步进行，保证相同时间参数，以便数据处理和分析[24-25]。
2. “双曲线”形煤样承载力学特性
2.1 煤样峰值载荷与脆性特征
“双曲线”形煤样轴向载荷–时间曲线(图6)变化规律基本一致，均经历压密、线弹性变形和峰后陡降3个阶段，峰前阶段煤样塑性变形不明显，峰后呈脆性破坏。
针对岩石脆性评价，周辉[26]提出了基于应力–应变曲线的岩石脆性特征量化指标，本次试验煤样的脆性指标计算公式为
$$ {B_{\mathrm{s}}} = B_1^{\mathrm{c}}B_2^{\mathrm{c}} = \frac{{{P_{\mathrm{m}}} - {P_{\mathrm{r}}}}}{{{P_{\mathrm{r}}}}}\frac{{\lg \left| {{k_{{\mathrm{ac}}}}} \right|}}{{10}} $$ (1) 式中，Bs为煤样脆性指标；$ B_1^{\mathrm{c}} $为煤样峰值载荷陡降时的相对大小；$ B_2^{\mathrm{c}} $为煤样峰值载荷陡降时的绝对速率；Pm为煤样峰值载荷，kN；Pr为煤样残余载荷，kN；kac为从峰值载荷点到残余载荷点连线斜率，加绝对值后取10为底的对数并除以10，将其转化为0～1内数值。
表1为煤样峰值载荷和脆性指标计算结果，图7为峰值载荷和脆性指标与h关系曲线。A组煤样平均峰值载荷和脆性指标最大，分别为76.72 kN和0.438；F组煤样最小，分别为28.58 kN和0.354。随着h增大，煤样平均峰值载荷和脆性指标呈递减趋势；与A组煤样相比，B～F组煤样平均峰值载荷分别降低了7.66%，13.56%，26.83%，35.28%和62.75%；平均脆性指标分别降低了2.70%，4.68%，7.22%，8.97%，19.48%。
表 1 煤样峰值载荷与脆性指标计算结果Table 1. Calculation results of peak load and brittleness index of coal samplesh/mm 组别 取值类型 Pm/kN Bs 0 A组 最小～最大
平均值65.32～84.27
76.720.415～0.458
0.4383 B组 最小～最大
平均值69.70～71.69
70.850.410～0.447
0.4267 C组 最小～最大
平均值65.47～67.80
66.320.403～0.432
0.42510 D组 最小～最大
平均值54.72～58.56
56.140.398～0.417
0.40613 E组 最小～最大
平均值48.30～51.75
49.660.396～0.400
0.39917 F组 最小～最大
平均值22.89～36.24
28.580.326～0.403
0.354![]()
图 7 煤样峰值载荷和脆性指标与h关系曲线Figure 7. Relationship curve between peak load and brittleness index of coal samples and h“双曲线”形煤样的峰值载荷和脆性指标与其自身结构密切相关。参考文献[27]，建立了“双曲线”形煤样承载结构模型，如图8所示。“双曲线”形煤样承载结构可划分为侧向拱结构和矩形结构两部分，其中侧向拱结构为煤样两侧弯曲部分。h=0 mm煤样无侧向拱结构，属特殊的“双曲线”形煤样，在开展煤样整体峰值载荷、宏观破坏模式以及声发射特征研究时将其视作“双曲线”形煤样。而为了便于计算“双曲线”形煤样矩形结构峰值载荷，该部分体现了h=0 mm煤样与“双曲线”形煤样的不同；后续进行能量计算时也侧重论述了两者差异。
根据尺寸效应[28]，“双曲线”形煤样矩形结构单轴抗压强度为
$$ {\sigma _{{\mathrm{ji}}}} = \frac{{{\sigma _{{\mathrm{ja}}}}[7 + 2(M - 2h)/H]}}{8} $$ (2) 式中，σji为“双曲线”形煤样矩形结构单轴抗压强度，MPa；σja为h=0 mm煤样单轴抗压强度，30.69 MPa；M为煤样最大宽度，50 mm；H为煤样高度，100 mm。
“双曲线”形煤样矩形结构峰值载荷为
$$ {P_{{\mathrm{ji}}}} = {\sigma _{{\mathrm{ji}}}} {S_{{\mathrm{1i}}}} $$ (3) 式中，Pji为“双曲线”形煤样矩形结构峰值载荷，N；S1i为“双曲线”形煤样矩形结构承载面积，mm2。
图9为煤样峰值载荷及其矩形结构峰值载荷对比。B～F组煤样矩形结构峰值载荷分别为66.51，53.31，43.73，34.43，22.47 kN，与对应的各组煤样平均峰值载荷相近。这表明“双曲线”形煤样矩形结构为主要承载体，h增大使矩形结构承载面积减少，削弱了“双曲线”形煤样整体承载能力；煤样侧向拱结构能够分担部分载荷，但该作用是有限的，总体而言煤样峰值载荷随h增大而降低。同时，在轴向载荷作用下“双曲线”煤样侧向拱结构会产生“弯曲”变形，对其承载能力产生一定影响，具体分析见第4节。
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图 9 煤样峰值载荷及其矩形结构峰值载荷对比Figure 9. Comparison of peak load of coal samples and peak load of rectangular structures2.2 煤样变形破坏规律
图10为典型煤样宏观破坏图。图中红色和浅蓝色线条分别为煤样破裂面剪切和拉伸裂纹。随着h增大，煤样破坏模式由拉–剪混合破坏向剪切破坏转变，均伴随不同程度的剥落和局部弹射破坏。
煤样破坏是能量驱动下的整体状态失稳现象，从能量角度对煤样破坏特征进行分析，有助于全面揭示煤样承载破坏机制[29]。图11为煤样总输入能示意，其值为
$$ {E_0} = \int_0^{{y_{\mathrm{m}}}} {{P_{{{\mathrm{k}}}}}} {{\mathrm{d}}y} $$ (4) 式中，E0为煤样总输入能，J；ym为煤样峰值位移，mm；Pk为煤样轴向载荷，kN。
煤样总输入能与h变化呈负相关，分别为82.26，79.02，67.45，55.50，46.22，25.95 J，这说明随着h增大，煤样储存弹性能量的能力降低，对应的峰值载荷逐渐减小。矩形结构为“双曲线”形煤样主要承载体，为深入分析煤样破坏特征，在进行“双曲线”形煤样矩形结构弹性能储存能力相关计算前，依据h=0煤样计算得出煤样单位体积弹性能密度uea。假设h=0 mm煤样与“双曲线”形煤样矩形结构单位体积弹性能储存能力相等，uea由下式得出[30]。
$$ {u_{{\mathrm{ea}}}} = \frac{1}{{2E{V_{\mathrm{a}}}}}\sigma _{{\mathrm{ja}}}^2 $$ (5) 式中，E为h=0 mm煤样弹性模量，1 608.06 MPa；Va为h=0 mm煤样体积，2.5×105 mm3；uea为h=0煤样单位体积弹性能密度，J/mm6。
“双曲线”形煤样矩形结构弹性能密度为矩形结构体积和h=0 mm煤样单位体积弹性能密度的乘积，即下式。
$$ {U_{{\mathrm{ei}}}} = {u_{{\mathrm{ea}}}} {S_{{\mathrm{1i}}}} H $$ (6) 式中，Uei为“双曲线”形煤样矩形结构弹性能密度，J/mm3。
h=0 mm煤样弹性能密度为2.93×10–4 J/mm3，“双曲线”形煤样矩形结构弹性能密度随h增大呈递减趋势，分别为2.58×10–4 J/mm3，2.11×10–4 J/mm3，1.75×10–4 J/mm3，1.76×10–4 J/mm3，1.41×10–4 J/mm3，9.38×10–4 J/mm3。这说明h=0 mm煤样内部储存大量弹性能，宏观破坏瞬间弹性能快速释放，煤样发生局部弹射破坏，部分煤块剥落，拉伸和剪切裂纹迅速扩展。“双曲线”形煤样矩形结构弹性能密度降低，导致煤样储存弹性能量的能力下降；侧向拱结构对矩形结构中部产生等效作用力，由于煤样非均质性，矩形结构中部产生损伤，造成“双曲线”形煤样储存弹性能量的能力进一步减小。“双曲线”形煤样破坏瞬间，微裂纹于煤样中部损伤区域发育扩展形成横向剪切裂纹，弹性能以此为通道释放，产生局部弹射破坏，随着h增大弹射破坏剧烈程度降低。
为研究煤样破坏前表面位移场演化特征，选取了各组典型煤样轴向载荷–时间曲线上4个特征点(a～d)，其中特征点a表示煤样初始状态、特征点b选取在压密阶段中后期、特征点c选取在线弹性阶段后期、特征点d选取在峰后陡降阶段前，分析其水平和垂直位移场分布规律。图12为煤样轴向载荷–时间曲线特征点选取示意。图13a—图13f为曲线特征点处水平位移X和垂直位移Y分布云图，箭头指向为位移正方向，为节省篇幅，图中未展示煤样初始状态位移云图。随着h增大，煤样水平位移场向中部迁移，发生宏观破坏前水平位移集中于煤样矩形结构中部；垂直位移场由水平条带状向倾斜条带状演化，位移较大区域集中在煤样侧向拱结构上部，呈现出明显位移分界。
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图 12 煤样轴向载荷–时间曲线特征点选取示意Figure 12. Schematic diagram for selecting characteristic points of axial load-time curve of coal samples![]()
图 13 典型煤样水平位移和垂直位移Figure 13. Horizontal and vertical displacement cloud maps of typical coal samples特征点a为煤样初始状态，压密阶段内，A–2煤样位移场呈相对均匀分布；B–2～F–2煤样垂直位移场展现出倾斜条带分布和向侧向拱结构上端集中的特征，且随着h增大，上述特征愈发明显。进入线弹性阶段，A–2煤样边缘发生小型弹射破坏，水平位移向此区域集中，垂直位移近似水平条带分布，煤样左侧垂直位移稍大于右侧，最大值为1.92 mm。B–2～F–2煤样水平位移开始向中部迁移，由于B–2煤样h较小，相关特征体现不明显，垂直位移最大值为2.01 mm；C–3煤样h明显增大，水平位移向煤样矩形结构中部左侧集中，垂直位移集中于右侧侧向拱结构上部，最大值为2.37 mm；其余各组典型煤样垂直位移最大值分别为2.41，2.32，2.43 mm，位移场演化规律基本与C–3煤样相似，不再赘述。发生宏观破坏前，A–2煤样水平位移集中程度和垂直位移大小增大，水平位移和垂直位移最大值为0.42 mm和2.41 mm；B–2～F–2煤样水平位移愈发向其中部集中，最大值分别为0.50，1.56，1.41，1.47及1.64 mm；垂直位移集中度也相应提高，最大值分别为2.52，2.60，2.53，2.57及2.61 mm；其中D–3，F–2组煤样中部产生小幅度弹射破坏，破坏区与水平位移集中区联通，使位移集中区域扩大，导致煤样更易产生剪切破坏。
随着h增大，“双曲线”形煤样矩形结构中部区域易产生应力集中而形成薄弱区，加剧区域内部微裂纹扩展，使煤样易发生剪切破坏。在轴向载荷作用下，“双曲线”形煤样侧向拱结构产生“弯曲”变形，导致矩形结构中部受等效力作用，且受煤样非均质性影响，等效力对薄弱区造成进一步损伤，并使水平位移集中区随机分布于煤样中部左右两侧。但是，煤样水平位移和垂直位移最大值并非随h增大呈单调性变化。这可能是由于随着h增大，“双曲线”形煤样矩形结构中部和侧向拱结构上部虽能产生更大位移，但中部区域也随之变得更加薄弱，在产生更大位移前煤样发生失稳破坏，使表面位移场停止变化导致的。
2.3 煤样声发射特征
声发射作为一种岩石破坏监测手段，体现了岩石类材料内部破坏过程的重要信息。声发射计数、累计计数及动态b值等是研究煤样变形破坏和裂隙演化过程的重要特征参数，通过获取单轴压缩过程中不同h煤样声发射特征参数，可以研究其内部损伤演化规律[31]。
进行不同h煤样声发射特征参数演化规律分析前，对比了煤样不同位置处声发射信号的异同。图14为随机选择的3组煤样不同通道声发射计数变化图。声发射监测通道1和2位置设置不同，声发射计数大小稍有区别，但演化规律基本相似。因此，煤样声发射特征基本不受煤样厚度影响，而考虑到通道2处声发射信号有可能受煤样端部摩擦产生的噪声影响，因此选择声发射监测通道1获取的数据开展声发射特征研究。图15为典型煤样声发射特征参数演化曲线。图中动态b值密度不同，这是由于扫描算法计算依据为煤样承载破坏过程中的声发射事件数[32]，煤样产生相同事件数经历的时间不同，则计算得出的动态b值密度不同。
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图 14 3组煤样不同通道声发射计数变化Figure 14. Changes in acoustic emission counts of 3 sets of coal samples in different channels![]()
图 15 典型煤样声发射特征参数演化曲线Figure 15. Evolution curve of acoustic emission characteristic parameters of typical coal samples将煤样声发射累计计数–时间曲线分为3种类型，当h为0 和3 mm时，曲线分为“上凸”式增长(aⅠ～bⅠ)、相对快速增长(bⅠ～cⅠ)、快速增长(cⅠ～dⅠ)、“突变”式增长(cⅠ～dⅠ)共4个阶段，前3阶段内煤样动态b值呈波动变化，“突变”式增长阶段动态b值突降，煤样声发射特征参数演化与常规煤岩试样一致。当h为7 mm和10 mm时，曲线分为相对快速增长(aⅡ～bⅡ)、快速增长(bⅡ～cⅡ)、“突变”式增长(cⅡ～dⅡ)共3个阶段，快速增长阶段动态b值分布相对密集，声发射事件数明显增多。当h为13 mm和17 mm时，曲线仅存在快速增长(aⅢ～bⅢ)、“突变”式增长(bⅢ～cⅢ)2个阶段。轴向载荷–时间曲线峰前阶段中，随着h增大，“双曲线”形煤样中部区域形成薄弱区，侧向拱结构对矩形结构产生等效作用力，且受煤样非均质性影响，等效力对薄弱区产生的损伤作用增强，煤样声发射信号由裂纹稳定扩展和薄弱区损伤持续加剧共同产生，h=17 mm时薄弱区损伤现象最为明显。
3. “双曲线”形煤样承载破坏机制
为了揭示“双曲线”型煤样承载破坏机制，建立煤样承载受力分析模型，如图16所示。“双曲线”煤样矩形结构分担载荷Pj；受非均质性影响，侧向拱结构分别分担载荷Pcl，Pcr；M为侧向拱结构所受弯矩。当轴向载荷P大于“双曲线”煤样矩形结构和侧向拱结构组合承载极限时，其发生整体破坏失稳。
一方面，煤样承载破坏与其受力形式有关。在轴向载荷作用下，其整体受力形式以受压为主；随着h增大，“双曲线”形煤样矩形结构承载面积减小，其整体受力形式转变为受压–受弯曲，造成煤样中部边缘处产生应力集中，使该部位形成薄弱区。
另一方面，“双曲线”形煤样侧向拱结构对其承载破坏机制存在重要影响。轴向载荷作用于煤样侧向拱结构，形成弯矩M而对煤样矩形结构中部区域产生等效力Fr和Fl，且受煤样非均质性影响，Fr与Fl不相等，加剧了中部薄弱区损伤程度，削弱了煤样整体承载能力，导致煤样更易产生剪切破坏。该作用随着h增大而增强，致使煤样承受载荷未超过其抗拉强度即产生剪切破坏，因此其破坏模式由拉–剪混合破坏向剪切破坏转变，均伴随着不同程度的剥落和局部弹射破坏。
为验证“双曲线”形煤样承载破坏机制，选取其表面关键点P1～P3，分析各测点垂直位移变化规律。图17为煤样监测点布置示意，图中监测点距煤样边界均为2 mm，A–2～F–2煤样P2选取位置固定，P1，P3点根据垂直位移集中区域选取；例如，C–3煤样P1，P3点选取在其右侧，D–3煤样P1，P3点选取在其左侧。
通过煤样P1～P3垂直位移变化曲线确定监测点垂直位移最大值P1,max～P3,max，P3,max与测点到煤样中轴线垂直距离的比值为P3,max变化率。图18为P3,max变化率与h关系图。煤样P3,max变化率与h变化呈正相关，以h=0煤样为对照，“双曲线”形煤样P3,max变化率分别上升了15.81%，34.86%，62.44%，115.96%，195.81%。这说明当h=0时，P3,max变化率较低，煤样整体受力形式以受压为主，随着h增大，P3,max变化率逐渐升高，“双曲线”形煤样整体受力形式转变为受压–受弯曲。
图19为P1,max～P3,max、$ {\varDelta _1} $(P1,max-P2,max)、$ {\varDelta _2} $(P1,max-P3,max)与h变化关系曲线。随着h增大，A–2～F–2煤样P1,max分别为2.382，2.502，2.587，2.514，2.559，2.601 mm，变化趋势与煤样变形场演化特征相似。$ {\varDelta _1} $与$ {\varDelta _2} $随h增大呈递增趋势，其中$ {\varDelta _1} $分别为：0.955，1.066，1.146，1.170，1.177，1.186 mm，$ {\varDelta _2} $分别为：0.050，0.059，0.085，0.102，0.162，0.215 mm。这表明“双曲线”形煤样侧向拱结构产生了“弯曲”变形，矩形结构和侧向拱结构变形呈非协同性，导致煤样矩形结构中部受等效力作用，同时由于煤样非均质性，等效力使薄弱区损伤程度加剧，致使煤样更易产生剪切破坏。
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图 19 P1,max～P3,max、$ {\varDelta _1} $、$ {\varDelta _2} $与h变化关系曲线Figure 19. The relationship curve between P1,max～P3,max、$ {\varDelta _1} $、$ {\varDelta _2} $ and h changes综上所述，h增大一定程度上降低了煤样承载能力；煤样整体受力形式由以受压为主向受压–受弯曲转变，中部区域产生应力集中，形成薄弱区；同时，随着h增大，“双曲线”形煤样侧向拱结构对矩形结构中部产生等效作用力，加剧了煤样中部应力集中，导致其更易产生剪切破坏，进一步降低了煤样承载能力，使煤样承受载荷未超过其抗拉强度即产生剪切破坏；侧向拱结构虽能分担部分轴向载荷，但该作用是有限的，煤样整体承载能力仍随h增大呈递减趋势。
4. 结 论
1）“双曲线”形煤样可分为矩形结构和侧向拱结构，矩形结构为主要承载体；h增大削弱了煤样整体承载能力，与h=0 mm煤样相比，平均峰值载荷分别降低了7.66%，13.56%，26.83%，35.28%和62.75%，平均脆性指标分别降低了2.70%，4.68%，7.22%，8.97%，19.48%。“双曲线”形煤样峰值载荷大于其矩形结构峰值载荷，表明h增大能够提高煤样承载能力，但该作用有限，总体而言，峰值载荷和脆性指标随h增大呈递减趋势。
2）随着h增大，煤样中部监测点垂直位移变化率逐渐升高，整体受力形式由以受压为主向受压–受弯曲转变，中部区域产生应力集中进而形成薄弱区，对应的水平位移场向中部迁移；垂直位移场由水平条带状向倾斜条带状转变；此外，煤样位移场最大值不随h增大呈单调性变化。
3）在轴向载荷作用下，“双曲线”形煤样侧向拱结构产生“弯曲”变形，对矩形结构中部产生等效作用力；同时，受煤样非均质性影响，等效力不相等，加剧了中部薄弱区损伤程度，导致煤样承受轴向载荷未超过其抗拉强度即发生剪切破坏；相应的宏观破坏模式由拉–剪混合破坏向剪切破坏转变，均伴随着不同程度的剥落和局部弹射破坏。
4）煤样声发射累计计数–时间曲线可分为3种类型，当h为0和3 mm时，曲线分为“上凸”式增长、相对快速增长、快速增长、“突变”式增长4个阶段，其演化特征与常规煤岩试样一致；当h为7 mm和10 mm时，分为相对快速增长、快速增长、“突变”式增长3个阶段；当h为13 mm和17 mm时，分为快速增长和“突变”式增长2阶段。累计计数–时间曲线峰后阶段均呈“突变”式增长，峰前阶段增长形式不一致是由煤样裂纹稳定扩展和中部区域持续损伤共同导致的。
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图 1 煤炭地下气化气化炉剖面工程模型
Figure 1. Cross section engineering model diagram of underground coal gasification cavity
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图 7 煤样峰值载荷和脆性指标与h关系曲线
Figure 7. Relationship curve between peak load and brittleness index of coal samples and h
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图 9 煤样峰值载荷及其矩形结构峰值载荷对比
Figure 9. Comparison of peak load of coal samples and peak load of rectangular structures
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图 12 煤样轴向载荷–时间曲线特征点选取示意
Figure 12. Schematic diagram for selecting characteristic points of axial load-time curve of coal samples
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图 13 典型煤样水平位移和垂直位移
Figure 13. Horizontal and vertical displacement cloud maps of typical coal samples
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图 14 3组煤样不同通道声发射计数变化
Figure 14. Changes in acoustic emission counts of 3 sets of coal samples in different channels
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图 15 典型煤样声发射特征参数演化曲线
Figure 15. Evolution curve of acoustic emission characteristic parameters of typical coal samples
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图 19 P1,max～P3,max、$ {\varDelta _1} $、$ {\varDelta _2} $与h变化关系曲线
Figure 19. The relationship curve between P1,max～P3,max、$ {\varDelta _1} $、$ {\varDelta _2} $ and h changes
表 1 煤样峰值载荷与脆性指标计算结果
Table 1 Calculation results of peak load and brittleness index of coal samples
h/mm 组别 取值类型 Pm/kN Bs 0 A组 最小～最大
平均值65.32～84.27
76.720.415～0.458
0.4383 B组 最小～最大
平均值69.70～71.69
70.850.410～0.447
0.4267 C组 最小～最大
平均值65.47～67.80
66.320.403～0.432
0.42510 D组 最小～最大
平均值54.72～58.56
56.140.398～0.417
0.40613 E组 最小～最大
平均值48.30～51.75
49.660.396～0.400
0.39917 F组 最小～最大
平均值22.89～36.24
28.580.326～0.403
0.354
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