霍丙杰 ，孟繁祿 ，李天航 ，宋子奇 ，靳京爵 ，黃宇軒

（1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 礦業(yè)學(xué)院, 遼寧 阜新 123000；2.新疆工程學(xué)院 安全科學(xué)與工程學(xué)院, 新疆 烏魯木齊 830023）

0 引 言

小煤柱沿空掘巷是一種提高煤炭資源采出率的典型開采技術(shù)，煤柱的合理尺寸直接影響到沿空巷道的穩(wěn)定性和工作面安全回采。如今留設(shè)小煤柱已經(jīng)在全國多個(gè)礦區(qū)進(jìn)行試驗(yàn)，并取得了顯著成效，在提高資源采出率、降低采動(dòng)影響等方面發(fā)揮重要作用。

相關(guān)學(xué)者針對(duì)孤島工作面[1]、傾斜煤層[2]、厚煤層[3]、特厚煤層[4]、傾斜特厚煤層[5]、高瓦斯煤層[6]等不同開采條件下的小煤柱留設(shè)尺寸開展了研究。蔣威等[7]定義了煤柱護(hù)巷系數(shù)，應(yīng)用數(shù)值模擬方法綜合分析煤柱穩(wěn)定性。姜耀東等[8]提出了一種確定構(gòu)造應(yīng)力區(qū)沿空巷道合理小煤柱尺寸的方法。何滿潮等[9]建立了無煤柱自成巷力學(xué)原理。郝曉琦等[10]研究了厚硬巖層條件下煤柱沿空掘巷沖擊地壓發(fā)生機(jī)理。谷長宛等[11]提出了沿空掘巷窄煤柱脹鎖式對(duì)穿錨索雙向加固技術(shù)。

在煤體滲透特征研究方面，部分學(xué)者從煤樣試件尺寸[12]、循環(huán)周期[13]、型煤煤樣和原煤煤樣[14]、低滲煤巖[15]等角度進(jìn)行了三軸應(yīng)力加卸載作用下?lián)p傷煤體滲透特征試驗(yàn)。針對(duì)煤體間瓦斯氣體滲流，部分學(xué)者[16–17]結(jié)合工業(yè)CT 掃描對(duì)含瓦斯煤進(jìn)行了三軸滲流試驗(yàn)。

大同礦區(qū)過去開采石炭系堅(jiān)硬頂板特厚煤層時(shí)，常留設(shè)寬38～45 m 區(qū)段煤柱，導(dǎo)致資源嚴(yán)重浪費(fèi)。近年來，為提高資源采出率，研究應(yīng)用沿空掘巷小煤柱護(hù)巷技術(shù)開采石炭系煤層，但對(duì)于小煤柱留設(shè)相關(guān)理論與技術(shù)仍處于完善階段。目前，針對(duì)大同礦區(qū)石炭系堅(jiān)硬頂板特厚煤層開采小煤柱合理尺寸及其滲透性演化特征的研究較少，多從巷道穩(wěn)定性[18]、小煤柱護(hù)巷的支護(hù)技術(shù)[19]和圍巖破壞特征[20]等方面進(jìn)行分析，很少針對(duì)受多重采動(dòng)影響的小煤柱損傷后能否隔離同層位鄰近采空區(qū)有害氣體這一關(guān)鍵問題進(jìn)行研究。為此，筆者從小煤柱護(hù)巷的巷道穩(wěn)定性和其是否具有隔離同層位鄰近采空區(qū)有害氣體2 個(gè)角度，綜合分析確定堅(jiān)硬頂板特厚煤層開采條件下沿空掘巷小煤柱合理尺寸。

1 工程概況

同忻礦位于大同市西南20 km 處，主要開采煤層為3–5 號(hào)特厚煤層，平均厚度13.67 m，且頂板賦存有多層堅(jiān)硬頂板。

8210 工作面開采3–5 號(hào)煤層，平均厚度12.98 m。工作面走向長度為956.5 m，傾斜長度為235 m。煤層傾角為0°～3°，煤層水平層理、節(jié)理不發(fā)育，煤層為復(fù)雜結(jié)構(gòu)。工作面對(duì)應(yīng)上覆地面位于銀塘溝新村的東北部，杏樹灣溝北部，龍王廟西部。主要溝谷為杏樹灣溝。其地形為溝谷、山坡及山梁，平時(shí)無水，僅雨季有小股的山洪從溝谷流經(jīng)。采用單一走向長壁后退式綜合機(jī)械化低位放頂煤開采，巷道布置如圖1 所示，8210 工作面綜合柱狀圖如圖2 所示。

圖1 同忻礦8210 工作面巷道布置平面圖Fig.1 Layout plan of roadway of No.8210 working face of Tongxin Mine

圖2 同忻礦8210 工作面綜合柱狀圖Fig.2 Comprehensive histogram of working face of Tongxin Mine 8210

根據(jù)巷道布置(圖1)與采動(dòng)影響分析，小煤柱將依次受到8305 工作面回采、5210 沿空巷道掘進(jìn)和8210 工作面回采共計(jì)3 次采動(dòng)的影響。在多重采動(dòng)影響下，小煤柱的穩(wěn)定性及其阻隔鄰近采空區(qū)有害氣體的滲流特征一直處于動(dòng)態(tài)變化中，對(duì)工作面安全生產(chǎn)帶來重要影響。

2 多層堅(jiān)硬頂板下小煤柱合理尺寸的理論

石炭系特厚煤層覆巖存在有多層關(guān)鍵層，關(guān)鍵層的破斷對(duì)采動(dòng)應(yīng)力的顯現(xiàn)具有控制作用，由關(guān)鍵層理論確定工作面上方賦存有亞關(guān)鍵層K3、主關(guān)鍵層K8。

在堅(jiān)硬頂板以及特厚煤層共同作用下，覆巖破斷形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)。隨著工作面推進(jìn)，基本頂關(guān)鍵塊B 以下方鉸接部位為回轉(zhuǎn)軸發(fā)生回轉(zhuǎn)，在采場(chǎng)下部形成反傾向堆砌結(jié)構(gòu)[21]?；卷攷r塊斷裂將造成對(duì)應(yīng)煤層所受支承壓力發(fā)生明顯改變，根據(jù)基本頂斷裂線的位置將側(cè)向支承壓力區(qū)域分為內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)。

若將沿空巷道布置在側(cè)向煤體的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中，就可使巷道處于相對(duì)低壓區(qū)，由此原則確定沿空掘巷合理的煤柱尺寸。依據(jù)8210 工作面地質(zhì)條件，分析確定出不同關(guān)鍵層對(duì)應(yīng)的不同內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)，建立雙關(guān)鍵層采場(chǎng)內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)疊加力學(xué)模型，如圖3 所示。圖中關(guān)鍵層K8 為含礫中粒砂巖，平均厚度為12.76 m，距工作面40 m；關(guān)鍵層K3 為含礫中粗砂巖，平均厚度4.12 m，距工作面6 m。

圖3 雙關(guān)鍵層采場(chǎng)內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)疊加力學(xué)模型示意Fig.3 Double key strata mining field internal and external stress fields superposition mechanical model diagram

為簡化分析，以基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊為研究對(duì)象，建立關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)過程中的載荷傳遞模型，如圖4 所示，定義模型走向長度為一個(gè)單位長度(c=1 m)。在關(guān)鍵塊與直接頂?shù)慕佑|面上沿傾向和走向建立三維直角坐標(biāo)系，關(guān)鍵塊在此接觸面上沿法向?qū)ο路矫后w施加壓應(yīng)力p，其向采空側(cè)下滑的趨勢(shì)對(duì)煤體施加接觸力f，同時(shí)關(guān)鍵塊自身在反作用力的作用下達(dá)到平衡狀態(tài)。對(duì)于內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)，接觸面上距采空側(cè)煤壁lx處的z向垂直線載荷為：

圖4 關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)的載荷傳遞模型Fig.4 Load-transmitting model of key block rotation

式中，Gx為距采空側(cè)煤壁lx處的煤體剛度，Pa；yx為距采空側(cè)煤壁lx處的煤體壓縮量，m。

在內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中，隨著煤體與煤壁之間距離lx的增加，限制煤體縱向變形的水平應(yīng)力逐漸增大，使得煤體剛度逐漸增大，壓縮量逐漸變小。將Gx與yx分布線性化處理，由幾何關(guān)系得：

式中，S1為內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的范圍，m；y0為煤壁邊緣處的壓縮量，m；θ為煤層傾角，(°)；φ為關(guān)鍵塊的回轉(zhuǎn)角，(°)；G0為關(guān)鍵塊斷裂線處的煤體剛度，Pa。

對(duì)載荷qy積分，得出內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)總支承力F為

內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍內(nèi)總支承力F等于上區(qū)段工作面初次來壓前基本頂巖層的自重Q，可表示為

式中，Q為初次來壓前基本頂巖層的自重，N；γ為基本頂巖層的容重，N/m3；a為工作面長度，m；b為基本頂初次來壓步距，m；m為基本頂巖層的厚度，m。

關(guān)鍵塊從破斷到回轉(zhuǎn)觸矸達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)過程中，其下沉量和煤體的壓縮量是同步發(fā)展的，由圖4 中關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)的幾何關(guān)系可得煤壁處壓縮量為：

式中，L為鉸接巖塊的跨度，m；M為煤層開采厚度，m；Δh為關(guān)鍵塊最大下沉量，m；h為直接頂巖層的厚度，m；Kc為直接頂巖層的碎脹系數(shù)。

由包體理論[22–23]可知巖梁斷裂線處煤體剛度為

式中，E為煤體的彈性模量，Pa；ξ為裂紋系數(shù)，與煤體內(nèi)裂隙發(fā)育情況有關(guān)；μ為煤體泊松比。

聯(lián)立式(4)—式(7)可導(dǎo)出多層堅(jiān)硬頂板下內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)寬度的表達(dá)式為

即沿空掘巷小煤柱尺寸需要小于S1。

由8210 工作面地質(zhì)條件和工作面綜合柱狀圖可知，覆巖中含有2 層厚硬的巖層，經(jīng)關(guān)鍵層理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)礦壓實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)，綜合確定關(guān)鍵層K3 和K8的周期破斷距。

結(jié)合8210 工作面煤層賦存特征和開采參數(shù)分析，煤層開采厚度M為12.98 m，煤層傾角θ為1.5°，工作面長度a為235 m，煤體彈性模量E為2 GPa，煤體泊松比μ為0.23，主關(guān)鍵層K8 巖層容重γ為26 kN/m3，主關(guān)鍵層K8 初次來壓步距b為54 m，鉸接巖梁的跨度L為25 m，關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)角度φ為20°；結(jié)合大同礦區(qū)堅(jiān)硬頂板特征，碎脹系數(shù)Kc取1.2；評(píng)估煤體內(nèi)部裂紋擴(kuò)展情況，裂紋系數(shù)ξ取0.9。

據(jù)關(guān)鍵層K3 周期性破斷產(chǎn)生的內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)可知，取直接頂h為5.99 m，基本頂m為4.12 m，代入式(8)中可得S1約為3.8 m。

據(jù)關(guān)鍵層K8 周期性破斷產(chǎn)生的內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)可知，取直接頂h為40 m，基本頂m為12.76 m，代入式(8)中可得S1約為11.2 m。

因此，考慮8210 工作面多層堅(jiān)硬頂板覆巖結(jié)構(gòu)產(chǎn)生的內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)，8210 工作面采用沿空掘巷的方式時(shí)，小煤柱+巷道的寬度不應(yīng)超過11.2 m。

按照巷道寬度5 m 計(jì)算，小煤柱尺寸B2 應(yīng)不超過6.2 m，超過6.2 m 時(shí)巷道進(jìn)入了支承壓力增高區(qū)，此時(shí)應(yīng)力擾動(dòng)較大，不利于巷道穩(wěn)定。

3 小煤柱對(duì)鄰近采空區(qū)有害氣體阻隔特征

3.1 試驗(yàn)設(shè)備及加載路徑

試驗(yàn)采用DJG–Ⅱ型三軸加載煤巖滲流裝置，裝置主要由氣體注入系統(tǒng)、應(yīng)力加載系統(tǒng)、溫度控制系統(tǒng)、數(shù)據(jù)采集處理系統(tǒng)4 個(gè)部分組成。通過實(shí)測(cè)地應(yīng)力數(shù)據(jù)確定數(shù)值模型的基礎(chǔ)應(yīng)力參數(shù)，數(shù)值模擬中布置測(cè)線的方法確定了多重采動(dòng)影響下小煤柱循環(huán)加卸載的應(yīng)力路徑。應(yīng)力加卸載路徑如圖5所示。

圖5 多重采動(dòng)影響下小煤柱循環(huán)加卸載應(yīng)力路徑Fig.5 Cyclic loading and unloading stress path of small coal pillar under influence of multiple mining

由于篇幅關(guān)系，僅簡述FLAC 數(shù)值模擬確定不同階段應(yīng)力加載特征：

1) 第1 階段采動(dòng)應(yīng)力分布特征。工作面正?；夭善陂g煤柱受到的最大垂直應(yīng)力為27 MPa，水平應(yīng)力為6 MPa；第1 階段采動(dòng)應(yīng)力卸載后，煤柱垂直應(yīng)力為15 MPa，水平應(yīng)力為6 MPa。

2) 第2 階段采動(dòng)應(yīng)力分布特征。運(yùn)輸巷道掘進(jìn)階段，煤柱受到最大垂直應(yīng)力為32 MPa，水平應(yīng)力為7 MPa；工作面應(yīng)力平衡后，煤柱垂直應(yīng)力為16.5 MPa，水平應(yīng)力為7 MPa。

3) 第3 階段采動(dòng)應(yīng)力分布特征。工作面回采階段煤柱受到的最大垂直應(yīng)力為40 MPa，水平應(yīng)力為8 MPa；工作面應(yīng)力平衡后，煤柱垂直應(yīng)力為14 MPa，水平應(yīng)力為4 MPa。

通過物理力學(xué)參數(shù)測(cè)試試驗(yàn)得到煤樣試件物理力學(xué)參數(shù)，見表1。

表1 煤樣試件物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal samples

煤樣先后經(jīng)歷3 次加卸載過程，所以整個(gè)試驗(yàn)過程中需待每一階段滲透率穩(wěn)定后進(jìn)行下一階段應(yīng)力加卸載調(diào)節(jié)。試驗(yàn)選取3 組煤樣，分別命名為1 號(hào)、2 號(hào)、3 號(hào)。試驗(yàn)流程如圖6 所示，試驗(yàn)結(jié)束后，試件部分區(qū)域產(chǎn)生裂隙，如圖6h 所示。

圖6 煤體滲透特征試驗(yàn)主要步驟Fig.6 Main procedures of coal permeability characteristic experiment

3.2 試驗(yàn)結(jié)果分析

依據(jù)設(shè)計(jì)的軸壓、環(huán)壓應(yīng)力加載路徑對(duì)取自現(xiàn)場(chǎng)多個(gè)煤樣試件進(jìn)行試驗(yàn)，待每一點(diǎn)滲透率穩(wěn)定后進(jìn)行下一次調(diào)節(jié)，利用數(shù)據(jù)采集系統(tǒng)進(jìn)行采集，將各組試驗(yàn)結(jié)果平均處理得最終結(jié)果，如圖7 所示。

圖7 不同階段煤樣試件應(yīng)力–滲透率變化曲線Fig.7 Stress-permeability change curves of coal samples at different stages

圖7a 為不同試件在第1 采動(dòng)階段加卸載后滲透率演化特征。1 號(hào)，3 號(hào)試件卸載過程中滲透率升高速率明顯大于加載過程，2 號(hào)試件卸載過程中滲透率升高速率卻小于加載過程；1 號(hào)試件滲透率初始值為0.004 51×10-15m2，受采動(dòng)影響升高4.869 倍至0.021 96×10-15m2；2 號(hào)試件滲透率初始值為0.000 22×10-15m2，受采動(dòng)影響升高8.326 倍至0.001 84×10-15m2；3 號(hào)試件滲透率初始值為0.001 09×10-15m2，受采動(dòng)影響升高10.138 倍至0.011 05×10-15m2。各組試件平均滲透率初始值為0.001 94×10-15m2，受采動(dòng)影響增大5.99 倍至0.011 62×10-15m2，本階段內(nèi)滲透率都呈現(xiàn)升高趨勢(shì)。

圖7b 為不同試件在第2 采動(dòng)階段加卸載后滲透率演化特征，1 號(hào)試件滲透率受采動(dòng)影響較初始滲透率升高4.086 倍至0.018 43×10-15m2，相對(duì)于本階段開始(上一階段結(jié)束) 時(shí)滲透率降低至84%；2 號(hào)試件滲透率受采動(dòng)影響較初始滲透率升高8.597 倍至0.001 9×10-15m2，相對(duì)于本階段開始時(shí)滲透率升高至1.04 倍；3 號(hào)試件滲透率受采動(dòng)影響較初始滲透率升高9.44 倍至0.010 29×10-15m2，相對(duì)于本階段開始時(shí)滲透率降低至93%。各組試件平均滲透率受采動(dòng)影響縮減至87.9%為0.010 21×10-15m2，本階段內(nèi)1 號(hào)、3 號(hào)試件滲透率呈現(xiàn)降低趨勢(shì)，但2 號(hào)試件滲透率有所升高。分析認(rèn)為，在第2 采動(dòng)階段，受巷道掘進(jìn)工程影響，小煤柱受力略有增加，其滲透率呈降低趨勢(shì)。

圖7c 為不同試件在第3 采動(dòng)階段加卸載后滲透率演化特征，1 號(hào)試件滲透率受采動(dòng)影響較初始滲透率升高7.721 倍至0.034 82×10-15m2，相對(duì)于本階段開始時(shí)滲透率升高至1.89 倍；2 號(hào)試件滲透率受采動(dòng)影響較初始滲透率升高324.389 倍至0.071 69×10-15m2，相對(duì)于本階段開始時(shí)滲透率升高至37.65 倍；3 號(hào)試件滲透率受采動(dòng)影響較初始滲透率升高26.624 倍至0.029 02×10-15m2，相對(duì)于本階段開始時(shí)滲透率升高至2.82 倍，本階段內(nèi)滲透率都呈現(xiàn)升高趨勢(shì)。各組試件平均滲透率受采動(dòng)影響增大4.424 倍至0.045 17×10-15m2。

由于煤體具有非均質(zhì)性、各向異性，致使裂隙結(jié)構(gòu)存在差異，煤體滲透率對(duì)于試驗(yàn)應(yīng)力敏感性也存在差異，導(dǎo)致不同試件滲透率增大幅度存在差異。但3 組試件滲透率變化的數(shù)量級(jí)一致、變化的趨勢(shì)一致，表明試驗(yàn)結(jié)果具有科學(xué)性。

整體來看，小煤柱滲透率因受多重采動(dòng)影響而產(chǎn)生規(guī)律性變化，同時(shí)軸壓與環(huán)壓共同作用使得最終的滲透率比初始滲透率增大了23 倍。當(dāng)環(huán)壓穩(wěn)定時(shí)，滲透率隨軸壓的變化呈現(xiàn)出明顯的規(guī)律性，加載過程軸壓增大致使原生裂隙閉合，滲透率隨著軸壓的增大而降低，卸載過程軸壓減小致使原生裂隙張開以及次生裂隙發(fā)育，滲透率隨著軸壓的減小而升高。當(dāng)環(huán)壓減小時(shí)，原本受環(huán)壓擠壓作用煤體張開導(dǎo)致滲透率大幅升高。各階段滲透率發(fā)展趨勢(shì)呈現(xiàn)出“V”形，各階段小煤柱滲透率變化主要集中在卸載過程，而非加載過程。多次重復(fù)采動(dòng)影響導(dǎo)致煤體內(nèi)部次生裂隙發(fā)育，循環(huán)加卸載次數(shù)的增加致使第3 階段卸載過程滲透率升高速率明顯大于前2個(gè)階段，小煤柱滲透率大幅提升意味著小煤柱不能滿足阻隔同層位采空區(qū)有害氣體的要求。

煤樣滲透率受軸壓、環(huán)壓和驅(qū)替氣體壓力共同作用，為研究3 者對(duì)煤樣滲透率共同影響，采用有效應(yīng)力為代表3 者共同載荷，有效應(yīng)力表達(dá)式：

式中，σc為有效應(yīng)力，MPa；σa為軸向壓力，MPa；σr為環(huán)向壓力，MPa；P1為煤樣的入口壓力，MPa；P2為煤樣的出口壓力，MPa。

小煤柱在不同采動(dòng)影響階段裂隙開閉程度不同，意味著煤樣對(duì)有效應(yīng)力的敏感程度不同，即應(yīng)力敏感性系數(shù)不同。因此，可以用應(yīng)力敏感性系數(shù)反映裂隙開閉程度，間接地衡量小煤柱阻隔同層位采空區(qū)有害氣體的能力。

首先通過無因次處理消除煤樣初始滲透率對(duì)后續(xù)分析的影響，無因次處理為當(dāng)前所在點(diǎn)的滲透率比初始滲透率(k/k0)，再對(duì)試驗(yàn)結(jié)果進(jìn)行非線性回歸擬合，得到滿足負(fù)指數(shù)關(guān)系的煤樣無因次滲透率與有效應(yīng)力的方程：

式中，σe為煤體實(shí)時(shí)有效應(yīng)力，MPa；K為有效應(yīng)力為σe時(shí)的無因次滲透率，10-15m2；kmax為每階段最大無因次滲透率，10-15m2；σa為kmax對(duì)應(yīng)的有效應(yīng)力，MPa；t為應(yīng)力敏感性系數(shù)。

圖8 為不同階段試件有效應(yīng)力–無因次滲透率變化曲線，值得注意的是，第1 階段加載過程中軸壓增加，但上工作面的回采所形成的采空區(qū)使得小煤柱側(cè)壁無支撐，應(yīng)力得到極大釋放，因此應(yīng)力加載路徑中此階段圍壓快速降低，在有效應(yīng)力的體現(xiàn)上為第1 階段均是降低。無因次滲透率在第1、第2 階段峰值為8，但在第3 階段快速增加至120，說明小煤柱第3 階段滲透性是遠(yuǎn)大于前2 個(gè)階段，表明小煤柱在前2 個(gè)階段只是小幅降低了阻隔同層位采空區(qū)有害氣體能力，但在第3 階段卻是幾乎不具備阻隔同層位采空區(qū)有害氣體能力。

圖8 不同階段試件有效應(yīng)力–無因次滲透率變化曲線Fig.8 Effective stress-dimensionless permeability change curves of specimens at different stages

表2 為不同階段試件有效應(yīng)力–無因次滲透率擬合方程，煤樣試件在經(jīng)歷多重加卸載階段中滲透率變化規(guī)律清晰，擬合得到的曲線與式(10)有著良好的系數(shù)關(guān)系。除第3 階段加載過程以外，其余各過程擬合曲線R2均在0.87 以上，第3 階段加載過程中，無因次滲透率先減小，在最后一個(gè)數(shù)據(jù)點(diǎn)時(shí)突然增大，致使擬合準(zhǔn)確性明顯下降。整體來看擬合準(zhǔn)確度較高，數(shù)據(jù)可靠性較好，準(zhǔn)確反映了同忻礦8210 工作面小煤柱煤體在加載、卸載過程中滲透率變化趨勢(shì)和對(duì)有效應(yīng)力的敏感性。

表2 不同階段試件有效應(yīng)力–無因次滲透率擬合方程Table 2 Effective stress-indifference permeability fitting equation of specimen at different stages

由表2 可知，應(yīng)力敏感性系數(shù)隨著循環(huán)加卸載次數(shù)的增加在加載過程減小，在卸載過程先減小再增大，且同一階段中卸載過程明顯比加載過程的應(yīng)力敏感性系數(shù)更大。加載過程前期，煤樣內(nèi)部存在原生裂隙，隨著有效應(yīng)力的不斷增加，原生裂隙閉合速度逐漸緩慢，因此在加載過程煤體對(duì)有效應(yīng)力的敏感性系數(shù)逐漸減??；在卸載過程，煤樣有效應(yīng)力逐漸降低，內(nèi)部次生裂隙開始發(fā)育，應(yīng)力敏感性系數(shù)也隨之增加，故大于同階段的加載過程，表明卸載階段試件發(fā)生不可逆塑性變形，滲透率增加。

圖9 為不同階段試件有效應(yīng)力–應(yīng)變變化曲線，在重復(fù)加卸載各階段都呈現(xiàn)出加載過程應(yīng)變?cè)黾印⑿遁d過程應(yīng)變減少，各階段應(yīng)變峰值范圍為2 100～2 600。第1 階段呈現(xiàn)為三角形，說明外部表面產(chǎn)生了一定的塑性破壞，其發(fā)生應(yīng)變后已經(jīng)不能完全恢復(fù)至0；第2、第3 階段應(yīng)變變化曲線重合度較高，說明煤樣試件處在一定的變形范圍內(nèi)，存在一定程度的彈性區(qū)；但隨著重復(fù)加卸載的進(jìn)行，在第3階段卸載過程末尾段，應(yīng)變已經(jīng)不能恢復(fù)，并最終趨于穩(wěn)定，此時(shí)煤體已經(jīng)達(dá)到平衡狀態(tài)。整體來看，煤樣應(yīng)變主要發(fā)生在第3 采動(dòng)階段，但仍在可控范圍內(nèi)。

圖9 不同階段試件有效應(yīng)力–應(yīng)變變化曲線Fig.9 Effective stress-strain change curves of specimens at different stages

通過對(duì)小煤柱滲透率、應(yīng)力敏感性系數(shù)、應(yīng)變的分析可知，經(jīng)歷了多重采動(dòng)影響的小煤柱依然具備維護(hù)巷道穩(wěn)定的能力，在第1、第2 階段阻隔同層位采空區(qū)有害氣體能力小幅度降低，在第3 階段不具備阻隔同層位采空區(qū)有害氣體的能力。

4 工業(yè)性試驗(yàn)分析

結(jié)合理論和試驗(yàn)研究結(jié)果，應(yīng)用6 m 小煤柱進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)。試驗(yàn)研究表明第3 采動(dòng)階段小煤柱滲透性大幅增加，不具備阻隔同層位采空區(qū)有害氣體的能力，所以，工業(yè)性試驗(yàn)時(shí)，對(duì)小煤柱進(jìn)行改性降透措施。沿空巷道5210 巷以矩形斷面進(jìn)行掘進(jìn)，巷道斷面為5 200 mm×3 950 mm；巷道支護(hù)采用“錨索、錨桿、W 鋼帶、JW 鋼帶、金屬網(wǎng)和噴砼”聯(lián)合支護(hù)。錨桿采用的是 ?22 mm×2 800 mm 左旋無縱肋螺紋錨桿?，F(xiàn)場(chǎng)采取了小煤柱表面及頂板距煤柱幫1 500 mm 范圍內(nèi)噴射厚層混凝土(100 mm)的措施，如圖10a 所示。工業(yè)性試驗(yàn)重點(diǎn)分析：留設(shè)6 m小煤柱的巷道變形破壞特征、巷道穩(wěn)定性及其阻隔鄰近采空區(qū)有害氣體特征。在8210 試驗(yàn)工作面回采期間進(jìn)行巷道圍巖變形量監(jiān)測(cè)。距開切眼348 m處開始每隔10 m 布置一個(gè)監(jiān)測(cè)斷面，監(jiān)測(cè)巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭妥冃瘟?，分別命名為348～408 監(jiān)測(cè)斷面。

圖10 巷道圍巖變形情況Fig.10 Deformation of roadway surrounding rock

圖11 為不同監(jiān)測(cè)時(shí)間下不同監(jiān)測(cè)斷面的頂?shù)装逡平考皟蓭妥冃瘟孔兓?guī)律圖，選取工作面經(jīng)過的監(jiān)測(cè)斷面。由圖11 可知，工作面回采期間頂?shù)装逡平考皟蓭妥冃瘟吭龃蟆ｍ數(shù)装逡平科毡闉?00～500 mm，局部最大可達(dá)650 mm；兩幫變形量普遍為500～700 mm，變形在可控范圍之內(nèi)。整體來看6 m 小煤柱結(jié)合相應(yīng)支護(hù)手段后在工作面回采期間能夠保證巷道穩(wěn)定性，但還需在產(chǎn)生嚴(yán)重變形的區(qū)域進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。

圖11 回采期間頂?shù)装逡平考皟蓭妥冃瘟縁ig.11 Displacement of roof and floor and deformation of two sides during mining

8210 工作面采用三巷布置，2210 巷進(jìn)風(fēng)量2 320 m3/min，5210 巷回風(fēng)量1 750 m3/min，8210 頂抽巷抽放量650 m3/min。8210 工作面2210 運(yùn)輸巷側(cè)為實(shí)煤區(qū)，5210 回風(fēng)巷側(cè)為8305 面采空區(qū)。通過5210 巷200 m、450 m 共2 處通鄰側(cè)采空區(qū)鉆孔對(duì)鄰側(cè)采空區(qū)氣體取樣，每周取樣化驗(yàn)一次。通過實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn)，8305 采空區(qū)CH4氣體濃度峰值可達(dá)1.77%的情況，見表3；8210 工作面上隅角在長達(dá)7個(gè)月的檢測(cè)中CH4氣體濃度均不超過0.75%，如圖12 所示。鄰側(cè)8305 面采空區(qū)相對(duì)于5210 巷壓差為20～45 mm 水柱，但CH4氣體濃度卻相差較大，說明6 m 小煤柱經(jīng)過改性降透后具備了阻隔同層位鄰近采空區(qū)有害氣體的能力。

表3 8210 工作面鄰側(cè)8305 采空區(qū)氣體及含量情況Table 3 Gas and differential pressure in goaf of 8305 working face adjacent to 8210 working face

圖12 8210 工作面上隅角CH4 實(shí)測(cè)每日峰值Fig.12 Measured daily peak value of CH4 in upper corner of NO.8210 working face

5 結(jié) 論

1)從巷道穩(wěn)定性和阻隔同層位采空區(qū)有害氣體2 個(gè)角度研究特厚煤層綜放工作面小煤柱護(hù)巷技術(shù)，研究成果對(duì)堅(jiān)硬頂板特厚煤層條件下小煤柱合理尺寸確定、小煤柱滲透性演化規(guī)律分析等具有指導(dǎo)作用。

2)建立了雙關(guān)鍵層采場(chǎng)內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)疊加力學(xué)模型，推導(dǎo)出沿空掘巷小煤柱合理尺寸計(jì)算關(guān)系式。從巷道穩(wěn)定性角度，確定8210 工作面小煤柱合理尺寸為≤6.2 m，確定留設(shè)6.0 m 小煤柱。

3)試驗(yàn)確定第3 采動(dòng)階段小煤柱滲透率約增加23 倍。隨著循環(huán)加卸載次數(shù)增加，加載過程中煤樣對(duì)有效應(yīng)力的敏感性系數(shù)逐漸減小，卸載過程中煤樣應(yīng)力敏感性系數(shù)隨之增加，且大于同階段的加載過程，表明卸載階段試件發(fā)生不可逆的塑性變形，滲透率增加，阻隔同層位采空區(qū)有害氣體的能力降低。

4)開采實(shí)踐表明，通過對(duì)小煤柱側(cè)的頂幫噴漿改性降透后，小煤柱可以保證巷道的穩(wěn)定，且具備了一定的阻隔同層位采空區(qū)有害氣體的能力，進(jìn)一步證明了理論和實(shí)驗(yàn)研究結(jié)果的合理性。小煤柱開采技術(shù)助力資源可持續(xù)發(fā)展理念，論文研究成果應(yīng)用前景廣闊。