底板硬岩多轴条件下的力学特性和冲击倾向性

韩 强1,张希巍1,潘鹏志2,赵善坤3,4

(1.东北大学 深部金属矿山安全开采教育部重点实验室,辽宁 沈阳 110819; 2.中国科学院武汉岩土力学研究所 岩土力学与工程国家重点实验室,湖北 武汉 430071; 3.煤炭科学技术研究院有限公司 安全分院,北京 100013; 4.煤炭科学研究总院 煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室,北京 100013)

摘 要:为研究深部煤矿顶底板围岩在高应力下的冲击危险性,以跃进煤矿为工程背景,取自23092工作面的底板硬岩作为试验对象,应用真三轴试验机进行了一系列多轴(常规三轴和真三轴)条件下的压缩力学特性试验,部分试验还同步了破坏过程声发射信号测量。借助光学显微镜和场发射扫描电镜辅助分析试样微观特性表征。多轴压缩力学试验表明23092工作面底板硬岩具有明显弹脆性变形破坏行为,底板硬岩在单轴压缩情况下的脆性程度最高,中间主应力与脆性破坏指数负相关。最小主应力恒定时,中间主应力增加情况下的岩样的全应力-应变曲线、宏观破坏模式、岩样破裂角、脆性指数以及破坏岩样的SEM图像的变化特征均表明底板硬岩的脆性破坏特征与应力状态有关,即中间主应力增加促进其脆性破坏行为。底板硬岩在多轴应力状态下表现出峰值强度较大离散性,这与成岩过程中软弱矿物夹杂汇聚造成的岩石均质性差异有关。底板硬岩的冲击倾向性受真三向应力状态影响,最小主应力接近零的巷道底板表层附近硬岩表现为无或弱冲击危险性,但在中间主应力较高的深层硬岩则表现强冲击危险性,且随中间主应力增加而增强。多轴条件下压缩破坏的声发射信号具有前兆释放性,声发射信号伴随峰后多阶段破裂显著增强。

关键词:硬岩;多轴;破裂角;脆性;声发射;冲击危险性

我国煤矿陆续进入深部开采阶段,高应力环境、煤岩结构性和开采扰动等诱导的冲击地压动力灾害日益显著。煤岩作为一种含有原始损伤的微观非均质体,往往包含一些原生裂隙和孔洞,以及多矿物构成的胶结体[1],均质性差,甚至含有煤质夹层构成的软弱结构面,导致力学行为复杂。齐庆新等[2]指出开采过程中煤岩体的应力条件和自身性质决定了冲击倾向性。煤层的顶底板岩体与煤岩力学差异性大,开采后顶底板的力学行为也直接关联冲击倾向性。深部煤岩体一般处于相对高的非对称应力状态(σ1σ2σ3),以往应用单轴或常规三轴压缩试验开展研究[3-8],原岩应力和开采卸荷应力路径难以通过常规三轴试验模拟。开展3个主应力相对独立加载的真三轴应力路径下的力学试验研究,可有效分离最小主应力和中间主应力对煤岩体变形、破裂和破坏的影响作用,对评估顶底板硬岩体的冲击地压倾向性有一定的试验意义。

Mogi研制了世界上第1台岩石真三轴试验装置,发现了中间主应力对变形和破坏的影响[9]。基于真三轴试验数据,建立了考虑中间主应力的岩石破坏准则[10]。开展真三轴应力路径下的深部岩石加卸荷试验,已逐渐成为常用的试验手段[11-16] 。煤矿开采后顶底板的应力调整过程具有三维非对称性,失稳冲击破坏与顶底板围岩破裂累加程度有关。开展深部煤矿底板硬岩在多轴条件下的变形和破裂试验研究,跟踪破裂过程的声发射信号特点,结合特征应力分析能量演化特点,评估三维应力状态下的冲击倾向性具有一定的工程意义。因此,以跃进煤矿23092工作面底板硬岩为对象,执行了一系列多轴应力条件下的力学特性研究,并分析应力状态与冲击危险性的关系,以期能够为深部巷道底板硬岩的维护提供指导。

1 实验设备和方法

1.1 真三轴试验仪器和方法

真三轴压缩试验在东北大学自主研发的硬岩全应力-应变真三轴试验装置(Lavender 508)上执行。真三轴试验装置有2个刚性加载框架和1个柔性加载压力室构成。水平加载框架最大输出荷载为3 000 kN,可在支撑平台的导轨上自由滑动。垂直加载框架最大输出荷载为 6 000 kN,能够通过气动-液压联动的平衡装置自由上下浮动。2个框架的滑动-浮动联动,可确保试验过程中试样几何中心恒定。压力室可施加最大柔性压力为 100 MPa。最大主应力和中间主应力方向的变形采用内置耐高压LVDT传感器测量,最小主应力方向的变形采用应变式传感器,测量精度均在1%以内。真三轴装置和试样体积变形测量模块如图1所示。该试验机可实现单轴、常规及真三轴的压缩、蠕变及循环荷载作用下的岩石类材料的力学试验。声发射试验采用美国物理声学公司的多通道PCI-2声发射检测系统,声发射传感器为自行研制的耐高压型传感器[17]

图1 硬岩全应力-应变真三轴试验装置(LAVENDER 508)
Fig.1 Complete stress-strain true triaxial testing apparatus for hard rock (LAVENDER 508)

1.2 试样制备和细观结构

岩样取自跃进煤矿开采深度872 m 的23092下巷口石门底以里70 m处底板硬岩,该矿是冲击地压矿井,煤层及顶底板在该开采深度具有冲击危险性[18]。试验样品从工程现场取回后进行筛选分类,选取结构较完整样品进行加工制备。样品尺寸为长×宽×高=70 mm× 35 mm× 35 mm,尺寸和垂直度公差分别为± 0.01 mm和± 0.02 mm。加工成型样品立即用保鲜膜包裹封存,防止样品在空气中长时间暴露而风化。为消除试验加工损伤带来的试验结果不确定性,采用瑞士Proceq公司的超声波探伤仪,筛选出波速相近样品进行试验。

图2 底板硬岩在光学显微镜下的结构特征和SEM图像
Fig.2 Structural characteristics of the floor hard rock under optical microscope and SEM image

底板硬岩试样呈灰色,表面可见不规则分布“煤线”(此处“煤线”指样品表面煤成分汇聚区域)。光学显微镜下底板硬岩的细观结构如图2所示。通过矿物X衍射分析获知底板硬岩成分以石英为主,具体岩石矿物包括:石英70%,黏土矿物28%,钾长石2%。物理性质测试结果:孔隙度为8.5%,渗透率2.461×10-15 m2,密度为2.67 g/cm3。由图2(a)可见底板硬岩试样呈微观碎屑结构,矿物粒度为50~150 μm,个别达180~200 μm。石英矿物颗粒之间绝大部分被黏土矿物充填,石英和黏土矿物胶结程度高。

1.3 多轴试验方案和加载应力路径

为获得底板硬岩的多轴力学特性,分别进行单轴和围压为5,10,20,30,50 MPa情况下的常规三轴力学性质试验及恒定最小主应力时,改变中间主应力下的真三轴压缩试验,具体实验方案见表1。真三轴试验应力路径设计如图3所示。

2 试验结果和分析

2.1 全应力-应变破坏过程曲线

2.1.1 单轴脆性分析

图4为单轴压缩下底板硬岩的应力-应变曲线和破坏图。可见,底板硬岩呈明显弹脆性变形破坏行为。底板硬岩起裂应力(σci)至损伤应力(σcd)段的曲线斜率相比较弹性段而言几乎没有改变(起裂应力和损伤应力参考GAO等[19]的计算方法得到)。从体积应变曲线可见:直至裂纹非稳定扩展阶段,应力-应变曲线开始偏离线性并伴有应力降现象,表明已有微裂纹贯通形成宏观裂纹。达到峰值后,应力迅速跌落,首次应力跌落曲线表现为Ⅱ类曲线特征(其斜率用k表示)。该特征岩石峰后具有一定自持性渐进破坏特征,属于典型脆性破坏特征。为表征多轴应力状态与破裂角的关系,定义最小主应力(σ3)加载方向与破裂面之间的夹角为破裂角,如图4所示中破坏图。可见,单轴条件下底板硬岩的破坏面几乎平行于应力加载方向,呈劈裂破坏模式。

对于岩石类材料的脆性评价方法有多种,利用全应力-应变曲线来评价是目前较为常用的方法。试验结果显示底板硬岩弹性模量为17 GPa,泊松比为0.2,起裂应力为峰值强度的34%左右,损伤应力为峰值强度的68.5%。利用脆性指数B[20]来评价底板硬岩的脆性,见式(1):

表1 真三轴应力条件下硬岩力学参数和特征应力水平
Table 1 Mechanical parameters and characteristic stress levels of the floor hard rock under multi-axial stress condition

σ3/MPaσ2/MPaEDminkDminBσp/MPa(σcd/σp)/%(σci/σp)/%WET001746.700.6367368.4934.251.4803021407.750.9497949.3727.851.5713017393.530.95410971.5650.462.1516018450.140.96010388.3528.164.8119021443.040.95314596.5542.7623.1723022585.010.96215790.4560.513.3326024384.940.93812096.6775.006.555515586.820.97410586.6755.241.6353024500.210.95211796.5866.672.1756027451.960.94018787.1758.825.2459028419.610.93312297.5451.6419.34101020——9698.9675.001.09103025372.240.93312495.1672.582.92202021——11299.1165.181.29303021——8497.6275.001.02505018——11583.4873.041.79

图3 应力-应变组合控制下的真三轴压缩应力路径
Fig.3 Stress path of true triaxial compression under combined stress-strain control mode

图4 单轴压缩下底板硬岩的应力-应变曲线和破坏
Fig.4 Stress-strain curves and failure mode of the floor hard rock under uniaxial compression condition

(1)

其中,B为脆性指数(0≤B≤+),B越大,脆性越低,B=0时(即弹性模量与峰后模量相等时),岩石的脆性最高;EDmin,kDmin分别为峰值损伤最小处的弹性模量和峰后模量。当前试验脆性指数B=0.64,根据TARASOV[21]的观点,属于自持性破坏,表明底板硬岩脆性程度较高。

2.1.2 中间主应力影响

图5为底板硬岩在多轴压缩下的应力-应变曲线。可见,底板硬岩峰前以弹性变形为主。受中间主应力影响,峰后应力-应变曲线则区别较大,峰后应力迅速跌落,峰后呈明显Ⅱ类曲线,脆性破坏特征明显。

图5 底板硬岩在多轴应力条件下的全应力-应变曲线
Fig.5 Full stress-strain curves of the floor hard rock under multiaxial stress conditions

σ3恒定,σ2增加时,峰后首次应力降曲线段的斜率k减小,峰后脆性增强;当σ2恒定,σ3减小时的峰后脆性变化特征与之相同。参考式(1)计算底板硬岩在多轴应力条件下的脆性,结果见表1和图6。可见,底板硬岩脆性指数受中间主应力影响明显,脆性指数B与中间主应力基本呈负相关,即:σ3恒定,σ2增加,脆性指数B减小,底板硬岩脆性增强,且单轴压缩条件下底板硬岩的脆性最强。

综合来看,底板硬岩在σ3=0~5 MPa范围内基本以弹脆性变形破坏为主。中间主应力增加促进了峰后脆性破坏行为。虽然23092工作面底板硬岩峰值强度较为离散,且多轴应力条件下的σci/σpσcd/σp的量值相差较大,可能是由于边界应力条件增加导致约束增强,峰前吸收的弹性能增加,进而提高了底板硬岩的抗变形能力的结果。然而,岩石破裂过程需要的破裂能相对较少(损伤应力接近峰值强度),当中间主应力越大时,峰后能量释放越剧烈,导致峰后脆性越强。

图6 底板硬岩在多轴应力条件下的脆性指数
Fig.6 Brittleness index of the floor hard rock under multiaxial stress conditions

图7 底板硬岩应力条件与峰值强度的关系
Fig.7 Relationship between stress conditions and peak strength of the floor hard rock

2.2 多轴应力条件下的强度特征

图7和表1展示了23092工作面底板硬岩在多轴应力条件下的峰值强度特征。可以看出:当最小主应力恒定时,峰值强度随中间主应力增加基本呈增加趋势,且σ3=5 MPa时,随σ2增加,峰值强度先增加后减小,此结果与KONG等[22]砂岩的结果类似。然而,峰值强度离散性大为底板硬岩在多轴应力状态下的显著特征。例如:常规三轴状态下,从σ3=σ2=5 MPa,经10→20→30→50 MPa的峰值强度基本增加,但在σ3=σ2=30 MPa时的峰值强度却突然减小为σp=84 MPa。与此相类似,真三轴应力状态下,当σ3=1 MPa,σ2=60 MPa时,比σ2=30 MPa的峰值强度小。然而当σ2=30 MPa时,σ3从0→1→2→5→10 MPa增加的过程中,在σ3=2 MPa时的峰值强度却突然陡增至157 MPa,超过了其他应力状态下的峰值强度。分析认为,23092底板硬岩峰值强度较大离散性可能与煤岩的细观结构和矿物组成有关。

从1.2节中已获知煤岩的细观结构:孔隙度和矿物颗粒尺寸较大是底板硬岩细观结构的显著特征。石英和泥岩矿物成分占比接近7∶3,表面上看石英矿物主导了煤岩的基本物理力学性质,但此岩石属沉积类岩石,在成岩过程中可能会造成矿物组分之间结构或含量分布不均或其他矿物混入,进而造成力学性质上较大的差异性,得以造成强度离散。

由图8可以看出,图8(a),(c)和(d)3个样品表面局部均有不同程度的“煤线”聚集现象,而图8(b)则没有。由表面均质性比较,图8(a),(c)中试样表面均质性差。众所周知煤质地软,其聚集成核构成底板硬岩结构的最弱环节,当应力达到其承载极限且破裂首先发生在“煤线”聚集区时就很可能使其丧失承载力而过早破坏,表现出较低的峰值强度,由图8(c)中裂纹穿过 “煤线”区可见。综合来看,底板硬岩成岩过程中软弱矿物夹杂汇聚造成的均质性差异可能是导致其峰值强度离散的一个原因。

图8 部分底板硬岩样品破裂面特征
Fig.8 Fracture characteristics of some floor hard rock samples

2.3 底板硬岩宏细观破坏特征与结构关系

2.3.1 宏观破坏特征

由图9底板硬岩的破坏图中可以看出:真三轴压缩下的破裂面平行于σ1σ2作用的平面,且破裂面粗糙不平、裂纹曲折程度较大,这导致对于破裂面角度的测量只能选取主裂纹的近线性段,如图4所示。据破裂角的定义可知:一定范围内,当σ3恒定,σ2增加时,底板硬岩的破裂角增加(例如,σ3=5 MPa,σ2=5~90 MPa的情况,破裂角由73°增加到83°),其破坏模式由宏观剪切变为劈裂破坏,表明中间主应力增加导致底板硬岩破坏加剧,这与应力应变曲线峰后斜率随中间主应力变化导致的脆性破坏增强这一特征相互印证。

所以对于底板硬岩而言,应力状态改变会影响其破坏模式。可见,只要σ3σ2两者差值增加,其破坏模式则趋近于劈裂破坏,这是底板硬岩受应力状态影响导致脆断程度差别的另一种表征,而造成此表征的原因正是差应力的作用。

2.3.2 细观破坏特征

由图10中不同应力状态下底板硬岩破坏面的SEM结果可知:σ3=σ2=5 MPa时,底板硬岩的晶粒破断以沿晶断裂为主,其放大图中红色虚线区域明显是晶粒“拔出”的结果,裂纹沿晶粒边界扩展,较为曲折。当σ2=30 MPa,沿晶和穿晶裂纹并存,放大图中明显可见。此外,石英晶粒的内部还发现了晶内裂纹,脆性破断程度增强。当σ2=60 MPa时,晶粒脆性破断程度进一步加强。石英晶粒破断后产生“河流状”花样,晶粒断裂面平整,没有晶粒摩擦过的痕迹,明显为晶粒受拉应力作用所致。同时,放大图中蓝色虚线区域内晶粒破断后表面留有类似“闪电”花样裂纹,脆性破断程度可见一斑。最后,当σ2增至90 MPa时,最明显特征为晶粒破断呈薄片状并伴有“翘起”,破断面锋利,穿晶裂纹呈“闪电”花样,晶粒破断程度相对于前3种情况达到最大。总体来看,中间主应力增加促进底板硬岩宏观脆性破坏的特征在细观破裂面中可得到体现。

2.4 底板硬岩破坏过程的声发射特征

LOCKNER[23]指出岩石自加载至完全破坏过程中,裂纹萌生、扩展及贯通会造成应力松弛,此过程中部分能量以应力波的形式释放出来,产生声发射。图11(a),(b)为底板硬岩在UCS下的声发射-应力-时间曲线,图11(c)为真三轴应力状态下的声发射-应力-时间曲线。可见底板硬岩受压变形破坏过程中,峰前声发射信号较少,大量声发射信号集中于峰后破裂阶段。微裂隙压密段和弹性变形阶段内的声发射信号非常少,表明无明显新裂纹产生。

单轴情况下,应力从σci=25 MPa直至裂纹非稳定扩展点σcd=50 MPa过程中声发射信号幅值开始加强,见局部放大图11(b),表明岩样内部微裂纹开始扩展,微破裂增加;自σcd至峰值过程中,微裂纹非稳定扩展并逐渐聚集贯通,声发射信号进一步增强,应力达到峰值附近时声发射计数率幅值突增,大量微裂纹聚集贯通形成宏观裂纹,累积能量以“台阶状”增长,此后进入峰后破裂阶段。

图9 底板硬岩在多轴压缩条件下的宏观破裂面特征
Fig.9 Macroscopic fracture surface characteristics of the floor hard rock under multiaxial compression conditions

图10 多轴应力条件下底板硬岩破坏样品的SEM图像
Fig.10 SEM images of the floor hard rock samples under multiaxial stress conditions

图11 多轴应力条件下底板硬岩的应力-声发射-时间曲线
Fig.11 Stress-acoustic emission-time curves of the hard rock under multiaxial stress conditions

相比较而言,底板硬岩在真三轴压缩下的声发射特征则有所不同,以σ3=10 MPa,σ2=30 MPa为例,如图11(c)所示。真三轴压缩下σciσcd升高,与之相对应的声发射计数率幅值增大;尤其应力达到起裂应力σci=90 MPa,微破裂迅速扩展,声发射计数率陡增,累积能量骤增;直至裂纹非稳定扩展点σcd=118 MPa的过程中,微破裂较强。另外,真三轴压缩下底板硬岩的峰后破裂过程相对平稳,个别应力降发生时声发射计数率会突变外,整个过程基本平稳,累积能量稳定增长。这可能与峰前累积弹性能在峰值附近大量释放有关。可见,σcd可以作为底板硬岩整个破坏过程中破裂形式的分水岭,σcd之前微破裂很少,声发射信号较平稳;超过σcd,声发射信号强度开始不稳定突跳,破裂加剧。

3 应力状态对冲击危险性的影响

试验结果表明23092底板硬岩的脆性指数、宏观破坏模式以及微观破坏特征均受应力状态变化的影响。所以,该底板硬岩的冲击倾向性同样与应力条件有关。以往我们习惯于利用单轴或常规三轴试验获得的应力应变曲线计算岩石类材料的冲击倾向性指标[24-28]。本文提出了一种真三轴应力状态下计算岩石冲击倾向性指标的新方法。图12为最小主应力和中间主应力阶段加载结束后的应变能计算示意,全过程应变能的详细计算过程见ZHANG等[29]提出的真三轴条件下岩石应变能的计算方法。该冲击倾向性指标如下

(2)

式中,WET为弹性能量指数;S11为最大主应力方向弹性应变能;S12为最大主应力方向耗散能,依次类推。

图12 真三轴压缩下应变能计算方法示意
Fig.12 Calculation method of strain energy under true triaxial compression

按GB/T25 217.1和GB/T25 217.2标准[30-31]的规定,WET<2时无冲击倾向性,2≤WET<5时为弱冲击倾向性,WET≥5具有强烈冲击倾向性。由表1可知:传统常规三轴应力状态下23092工作面底板硬岩一般不具有冲击危险性。但是在深部高应力状态下,随中间主应力不断增大,底板硬岩变得具有冲击危险性,并且冲击危险性增强。所以,随着矿井开采深度的不断增加,深部高应力状态容易诱发岩体的冲击危险性,应该特别注意这种条件下顶底板岩体真三轴应力条件下脆性破坏的突发灾害。

4 结 论

(1)底板硬岩在多轴压缩条件下表现出明显弹脆性变形行为,峰后自持性破坏特征明显。脆性指数、宏观破坏模式以及微观晶粒破断方式均与应力状态有关,并指出差应力是造成破坏特征差异性的直接原因。

(2)σ3恒定,增加σ2,应力应变峰后首次应力降曲线段斜率减小,脆性增加,其宏观破坏模式由剪切转变为劈裂破坏;σ2恒定,σ3增加,应力应变曲线脆性呈减小趋势,破坏模式由劈裂转变为剪切破坏。穿晶和沿晶破断为底板硬岩晶粒破断的主要方式,底板硬岩的声发射表明其破裂主要集中于峰后且σcd可作为其破裂的先兆。

(3)跃进煤矿23092工作面底板硬岩的冲击倾向性受真三向应力状态影响,最小主应力接近0的巷道底板表层附近硬岩表现为无或弱冲击危险性,但在中间主应力较高的深层硬岩则表现强冲击危险性。

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Mechanical properties and impact tendency of hard floor rock under multiaxial conditions

HAN Qiang1,ZHANG Xiwei1,PAN Pengzhi2,ZHAO Shankun3,4

(1.Key Laboratory of Ministry of Education on Safe Mining of Deep Metal Mines,Northeastern University,Shenyang 110819,China; 2.State Key Laboratory of Geomechanics and Geotechnical Engineering,Institute of Rock and Soil Mechanics,Chinese Academy of Sciences,Wuhan 430071,China; 3.Mine Safety Technology Branch,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China; 4.State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China)

Abstract:In order to study the impact hazard of surrounding rock of roof and floor in deep coal mine under high stress conditions,the hard floor rock at the Yuejin Coal Mine 23092 working face is taken as a test object,and a series of compression mechanical properties tests under multiaxial (conventional and true triaxial) conditions are carried out.In some experiments,acoustic emission system has been employed to measure the fracture signal.For the analysis of the test results,the optical microscope and the field emission scanning electron microscope are used to represent the internal feature.It has been shown that the hard floor rock at the 23092 working face has shown obvious elastic brittle deformation and failure behavior.The brittle degree of the hard floor rock is the highest under uniaxial compression condition,and the intermediate principal stress is negatively related to the brittleness index.The whole stress-strain curve,macroscopic failure mode,fracture angle,brittleness index of the rock sample and the change characteristics of the SEM image of the failure rock sample all show that the brittleness failure characteristics of the hard floor rock are related to the stress state.That is to say,the increase of the intermediate principal stress promotes its brittleness failure behavior when the minimum principal stress is constant and the intermediate principal stress increases.Under the condition of multi axial stress,the peak strength of hard floor rock is discrete,which is related to the difference of rock homogeneity caused by the convergence of weak mineral inclusions in the process of diagenesis.The impact tendency of hard floor rock is affected by true three-dimensional stress state.The hard rock near the surface of roadway floor with minimum principal stress close to zero shows no or weak impact risk,but the deep hard rock with high intermediate principal stress shows strong impact hazard,and increases with the increase of intermediate principal stress.Acoustic emission signals with compression and destruction under multi-axial conditions have a precursory release feature,and the acoustic emission signals are significantly enhanced in the post-peak multi-stage rupture.The research results have some reference values for the further research of deep coal rock deformation and failure mechanism and evaluation of impact tendency in deep coal mines.

Key words:hard rock;multiaxial;failure angle;brittleness;acoustic emission;impact tendency

中图分类号:TD315

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2020)05-1743-10

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韩强,张希巍,潘鹏志,等.底板硬岩多轴条件下的力学特性和冲击倾向性[J].煤炭学报,2020,45(5):1743-1752.doi:10.13225/j.cnki.jccs.DY20.0412

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收稿日期:2020-03-14

修回日期:2020-05-06

责任编辑:常 琛

基金项目:国家重点研发计划资助项目(2017YFC0804203)

作者简介:韩 强(1989—),男,河北廊坊人,博士研究生。E-mail:hanqnu@163.com

通讯作者:张希巍(1976—),男,辽宁鞍山人,教授。E-mail:zhangxiwei@mail.neu.edu.cn