Research on instability mechanism and precursory information of coal pillar dam of underground reservoir in coal mine
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摘要:
煤矿地下水库是解决西部矿区水资源保护利用的关键技术之一，维持水库安全运行的基础是工程安全，而水库坝体是保证工程安全的核心。针对煤矿地下水库煤柱坝体安全稳定问题，从煤柱坝体受到的顶板岩层压力（垂向应力）、储水高度（水平应力）角度出发，基于力学模型、相似模拟和数值计算等方法，综合分析煤柱坝体破坏时应力变化（垂直应力和水平应力）、裂隙发育及扩展情况、位移变化等多参量变化规律，研究煤柱坝体破坏时各参数变化特征，提出煤柱坝体破坏前兆关键信息，为现场煤矿地下水库安全运行监测预警提供基础。研究结果表明：煤柱坝体在垂直应力作用下，上覆岩层应力造成煤柱坝体破坏的位置首先为煤矿地下水库侧的坝体顶板处，煤柱尺寸越小越容易产生应力集中，承载的应力越大发生破坏的可能性越大，基于此得到了煤柱坝体破坏临界点；水平应力作用下，煤柱坝体共经历弹性阶段、初始破坏阶段和破坏增加等3个阶段，煤柱坝体在达到极限强度后才显现较明显的位移，煤柱坝体受到损伤，在水平应力降低后位移有回弹趋势，但煤柱坝体不适宜再继续储水；分析了引起煤柱坝体发生失稳的主要因素，垂直应力和水平应力共同作用下，煤柱坝体发生失稳的部位主要在临库侧小尺寸坝体顶板、底板及中间位置，以上湾矿为例，得到了15 m煤柱坝体能承载最大水头高度为50 m，但此时煤柱坝体已经发生破坏，即使降低水位煤柱坝体整体稳定性也受到不可恢复性破坏；综合研究煤矿地下水库煤柱坝体发生失稳的特点和规律，结合位移变化及煤柱坝体物理力学性质，得到了煤柱坝体破坏前兆信息，即在外力作用下达到极限强度前应对水库进行安全处理措施，建议在现场监测预警时重点监测水库侧尺寸较小的煤柱顶板应力变化信息，保障煤矿地下水库安全运行。
Abstract:Coal mine underground reservoir is one of the key technologies to solve the protection and utilization of water resources in western mining areas. The basis for maintaining the safe operation of the reservoir is engineering safety, and the dam body is the core to ensure engineering safety. This paper studies the safety and stability of coal pillar dam of underground reservoir in coal mine. The stress variation (vertical stress and horizontal stress), fracture development and expansion, displacement variation and other multi-parameter variation laws during the failure of coal pillar dam are comprehensively analyzed based on mechanical model, similarity simulation and numerical calculation methods, from the angle of roof rock pressure (vertical stress) and water storage height (horizontal stress). This paper studies the variation characteristics of various parameters during the failure of coal pillar dam, and puts forward the key information of coal pillar dam failure precursors, which provides the basis for the safe operation monitoring and early warning of on-site coal mine underground reservoir. The results show that under the action of vertical stress, the location of coal pillar dam damage caused by overburden stress is the dam roof on the side of underground reservoir of coal mine. The smaller the size of coal pillar is, the easier it is to produce stress concentration. The greater the bearing stress is, the greater the possibility of damage is. Based on this, the failure critical point of coal pillar dam is obtained. Under the action of horizontal stress, the coal pillar dam body experiences three processes: elastic stage, initial failure stage and failure increase stage. The coal pillar dam body shows obvious displacement only after reaching the ultimate strength. At this time, the coal pillar dam body is damaged. After the horizontal stress decreases, the displacement has a rebound trend, but the overall stability of the coal pillar dam body is affected and it is not suitable to continue water storage. The analysis of the main factors causing the instability of the coal pillar dam shows that under the combined action of vertical stress and horizontal stress, the instability of the coal pillar dam is mainly at the top plate, bottom plate and middle position of the small-size dam near the reservoir. Taking Shangwan mine as an example, the maximum bearing head height of the coal pillar dam is 50m, but the coal pillar dam has been damaged at this time. Even if the water level is lowered, the overall stability of the coal pillar dam is irreparably damaged. Comprehensive study of the characteristics and laws of coal pillar dam instability in coal mine underground reservoirs, combined with displacement changes and the physical and mechanical properties of coal pillar dams, obtained the precursor information of coal pillar dam failure, that is, respond to the reservoir before reaching the ultimate strength under the action of external force. For safety measures, it is recommended to focus on monitoring the stress change information of the coal pillar roof with a smaller size on the reservoir side during on-site monitoring and early warning to ensure the safe operation of coal mine underground reservoirs. The research results provide a basis for monitoring and early warning methods for the safety and stability of coal pillar dams in coal mine underground reservoirs.
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0. 引 言
随着我国煤炭资源开采深度和生产强度不断增大[1]，冲击地压作为一种动力灾害现象发生频率和强度也日益增加，制约煤矿安全高效开采[2]。部分学者基于冲击地压主控因素[3]及孕灾机制等方面[4]，建立煤岩变形局部化的冲击地压预测方法[5]，提出了降能、释能和阻能的冲击地压防治工程路线[6]，实质上均是降低巷道或采场附近煤岩体应力集中程度和能量积聚程度[7]。目前煤层注水[8]、水力压裂、水力割缝[9]、大直径钻孔卸压、爆破卸压[10]等煤岩体卸压方法被提出，在现场均取得了良好的卸压效果，能够有效地治理矿井的冲击地压灾害。但是，这些方法在卸压有效性、及时性以及水资源浪费等方面存在局限性或面临环境保护挑战。为解决以上问题，微波破岩技术逐渐被应用到煤炭工业中，其具有清洁、高效和穿透性强等性质，并且岩石蕴含矿物对微波兼容性好、吸收率高等特点[11]。该技术多应用于硬岩破裂[12]、煤矸石资源化应用[13]和煤层气抽采[14]等方面，近些年在煤炭安全开采领域展开探索，例如，胡国忠等[15]、WEN等[16]、HASSANI等[17]发现微波辐照技术可促进煤体内部形成新的裂纹，有效降低煤体强度，减少煤矿井下开采时动力灾害发生的可能性。
国内外学者对微波弱化裂隙发育后的煤岩体破坏过程中能量演化特征进行了研究，齐消寒等[18]通过控制微波功率探究煤体物理力学性质变化和破坏变形能量演化特征，发现微波辐照处理煤样物理力学性质总体呈下降趋势，弹性能积聚能量减弱。单鹏飞等[19]通过分析不同含水率富油煤微波辐照前后煤样物理力学性质，发现微波煤体波速下降，能量积聚和耗散能力进一步减弱。TANG等[20]通过控制微波辐照时间论证微波作用对防治岩爆灾害的可能性，发现微波后耗散能占比增加，且基于能量的脆性指数下降。戴俊等[21]对比分析微波辐照前后玄武岩物理力学性质，发现微波可弱化岩石强度并有效减小岩爆发生烈度。
目前，微波弱化煤岩体技术的研究多集中于孔隙结构演化特征、不同条件下煤岩体受载破裂过程中弹、塑性能等能量演化特征和裂纹形成机理等，但未阐明煤体完全破坏前弹性能量释放特征，缺乏微波后煤样孔隙发育与能量演化对应关系的研究。因此，笔者以微波辐照前后煤样为研究对象，基于核磁共振测定孔隙率，建立评估孔隙发育度的损伤量指标，分析了不同孔隙发育阶段声发射能量特征的影响规律，探究了微波损伤与能量关系，旨在阐明微波辐照后的煤体受压破坏能量聚散演化机理，为微波辐照煤体技术应用于冲击灾害防治合理参数选择提供依据。
1. 试验方法
1.1 煤样制备
本文所用煤样为新疆玛纳斯县某煤矿B3煤，煤块井下保鲜膜封装后24 h内送至实验室。由于煤块内含有一定原生裂隙，取心沿着层理断裂严重，圆柱体试件加工极其困难，根据“煤和岩石物理力学性质测定方法”[22]中的制样标准，如没有条件加工圆柱体试件时，可采用50 mm×50 mm×100 mm的方柱体，故煤样尺寸定为50 mm×50 mm×100 mm的方柱体试件。
1.2 试验方案
1.2.1 试验设备
本文试验设备主要包括微波设备、核磁共振试验设备和力学试验设备。
微波仪器：采用新航商用微波炉作为微波发生器（图1b），其频率为2.45 GHz，功率为0～2 kW，可持续稳定对试件进行微波辐照。
核磁共振试验仪器：采用MesoMR23-060H核磁共振分析成像系统（图1c）。
力学加载试验仪器：包含力学加载系统、声发射监测系统和高速摄像机3部分，力学加载系统采用美国MTS公司生产的E45.305静态电液伺服试验机（图1d）。
声发射监测系统：采用北京软岛时代科技有限公司生产的DS5-8A（8通道）声发射仪主机（图1e），可实时采集AE瞬态波形，声发射采集传感器布置如图2所示。
1.2.2 试验步骤
为探究微波辐照下煤体破坏能量聚散特征机制及特点，分别对微波辐照前后煤样进行力学加载试验，试验过程如下（图1）：
1）为避免煤样内水分对微波试验产生影响，对煤样进行烘干操作。将煤样置于110 ℃真空干燥箱中烘干24 h后取出，放于干燥器内冷却至室温，后续试验均采用干燥后煤样。
2）制备微波后煤样和未微波煤样。微波后煤样制备过程为取标准试件置于微波发生器中，以1 kW功率照射120 s，为确保每个样品微波辐照效果相同，均放在微波发生器中的同一位置。未微波煤样作为天然煤样对照组不做微波处理，将未微波煤样和微波后煤样分别标记为CGN和CGY。
3）对同一煤样微波前后进行核磁共振检测，测定微波辐照前后煤样孔隙率，试验2组，分别标记为HC1、HC2。
4）微波后煤样和未微波煤样单轴压缩试验。分别对微波后煤样和未微波煤样进行单轴压缩试验，煤样加载方式如图3所示，以0.5 MPa/s的速度加载直至破坏，煤样加载过程与声发射监测同步进行。
1.3 核磁共振原理
核磁共振NMR测试（Nuclear Magnetic Resonance）可对物体内孔隙孔径和分布进行分析，通过物体的磁场、外部射频场和材料内部不同结构环境共同作用下的回波衰减信号探测出物体的内部微结构[23]。
当物体原子核叠加射频场后吸收能量发生能级跃迁现象即为核磁共振，而脱离射频场作用后，原子核恢复平衡态的过程称为弛豫[24]，根据弛豫机理的区别，将其分为纵向弛豫与横向弛豫。多孔介质中，主要通过对受限流体的横向弛豫时间(T2)进行反演来表征其孔隙结构[25]。T2与孔隙几何参数间的关系如下：
$$ \frac{1}{{{T_2}}} = {\rho _{_2}}{\left( {\frac{S}{V}} \right)_{_{{\text{kx}}}}} $$ (1) 式中：T2为横向弛豫时间，ms；ρ2为表面弛豫率，μm/s；(S/V)kx为孔隙的比表面积。
在外部射频场影响下，T2时间与物体形态有关，液态的T2时间高于固态的T2时间。在多孔介质中，孔径与孔内水的弛豫时间成正比。即弛豫时间曲线峰值的位置与孔径大小相关[26]。
1.4 微波辐照原理
微波是一种电磁波谱介于红光波和无线电波之间的高频电磁波，频率范围为300 MHz～300 GHz，波长范围为1 mm～100 cm[27]。当物料放置于微波场中，物料内部分子在电磁场作用下发生剧烈热运动，并与相邻分子摩擦产生热量，完成从电磁能到热能的转换[28]，使得物料从内而外被加热，这个过程中物料热量传递损失较小，使物料可在很短的时间内达到较高的温度。
微波辐照具有着选择性、整体性和高效性的特点，目前微波辐照技术应用于煤岩体中多利用其选择性的特点，不同介电性能的岩石材料对微波能量的吸收程度的不同[29]，据此选择微波辐照对煤岩体进行选择性致裂弱化。
2. 试验结果与分析
2.1 微波辐照前后孔隙率变化特征
2.1.1 T2图谱分析
核磁共振T2图谱曲线的变化反映了微波前后煤体内孔隙结构的变化，依据核磁共振T2图谱曲线呈现的不同谱峰可识别微孔和中、大孔这3类孔裂隙类型[30]。因此，T2曲线的峰值高度、峰值位置及峰值间平滑程度分别代表微波前后煤体孔隙的数量、尺度和连通性，微波辐照前后煤样核磁共振T2图谱曲线如图4所示。
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图 4 微波辐照前后煤样NMR弛豫时间T2图谱Figure 4. NMR relaxation time T2 spectrum of coal samples before and after microwave irradiation根据弛豫时间由小到大可依次识别本次试验中煤样内微孔、中孔和大孔的分布[31]：微孔分布于T2=0.01～1.00 ms，峰值位于0.18 ms附近；中孔分布于T2=1～100 ms，峰值位于11.09～17.04 ms；大孔分布于T2=100～10 000 ms，峰值位于222.19～391.71 ms。同组煤样T2图谱曲线变化趋势大致相同，其中中孔、大孔对应信号幅度峰值相近，均低于微孔峰值，但不同组煤样（微波前后煤样）T2曲线峰值有明显变化。相比未微波煤样，微波后煤样内部孔隙结构产生变化[32]，各类孔径的孔隙均有不同程度发育导致信号幅度增大，其中微孔对应信号幅度峰值增长约68.41%，中孔对应信号幅度峰值增长约521.75%，大孔对应信号幅度峰值增长约446.84%。微波辐照后煤样孔隙率分别由1.63%增长至3.00%，微孔占比由93.01%降低至79.06%，中孔占比由4.83%增长至12.95%，大孔占比由2.16%增长至8.00%，表明微波辐照作用虽使得其内部各类孔径的孔隙均有增加，但更容易诱导中、大孔发育。T2图谱谱峰间曲线的平稳性可反应孔隙间连通性[33]，图中微孔、中孔和大孔对应峰值相对独立，表明微波前后煤体孔隙间连通性较差。
2.1.2 孔隙损伤分析
孔隙结构的变化必然对试样强度造成不同程度的损伤劣化，考虑孔隙体积变化完全由微波辐照损伤造成，本文提出煤样孔隙损伤量指标$D_{\text{p}}$，其含义为微波辐照前后孔隙体积变化量与单元体积的比值，以此对孔隙发育程度进行定量评价，如式（2）所示：
$$ {D_{\text{p}}} = \frac{{{V_{\text{W}}} - {V_{\text{T}}}}}{{{V_0}}} $$ (2) 式中：${D_{\text{p}}}$为微波辐照对煤样孔隙损伤量；${V_{\text{T}}}$为未微波煤样孔隙体积，mL；${V_{\text{W}}}$为微波后煤样孔隙体积，mL；${V_0}$为试样体积，mL。
由核磁共振试验知，微波前后煤样孔隙体积变化见表1。将试验所测的孔结构参数分别代入式（2），可得孔隙损伤量${D_{\text{p}}}$为0.013和0.017，平均孔隙损伤量为0.015，说明微波辐照对于煤样存在损伤弱化作用。
表 1 微波前后煤样核磁孔隙体积Table 1. Nuclear magnetic pore volume table of coal samples before and after microwave样品编号 微波状态 去基底饱和信号量 煤样孔隙体积/mL 试样体积/mL 孔隙率/% 孔隙损伤量${D_{\text{p}}}$ HC1 微波辐照前 2227.128 0.40 29.24 1.41 0.017 微波辐照后 5131.206 0.90 29.24 3.03 0.017 HC2 微波辐照前 3022.012 0.54 31.26 1.84 0.013 微波辐照后 5218.664 0.93 31.26 2.97 0.013 2.2 煤样损伤量分析
为表征因孔隙率变化对煤体强度的损伤弱化作用，根据损伤力学中较为常用的损伤变量定义方法，结合文献[34]，可利用弹性能变化去定义煤样的能量损伤量，计算方法如式（3）所示：
$$ D = {U_{\mathrm{d}}}/U $$ (3) 式中：D为煤样能量损伤量；${U_{\mathrm{d}}}$为单轴压缩试验中孔隙压密及孔隙间摩擦消耗的耗散能，J；$U$为单轴压缩试验总输入功，J。
单轴压缩全应力−应变曲线根据裂隙的发育过程可分为5个阶段[35]：裂隙压密阶段、弹性阶段、微裂隙稳定破裂发展阶段、非稳定破裂发展阶段以及峰后阶段。煤样受载荷进入微裂隙稳定破裂发展阶段时，微裂隙的发育使得煤样进一步损伤并释放能量，为避免该阶段能量释放造成微波辐照后煤样的能量损伤量计算误差，本文选取微裂隙破裂前的阶段计算积聚的弹性能。因此，需确定弹性阶段与微裂隙稳定破裂发展阶段的分界点，本文结合声发射振铃数曲线特征进一步划分全应力−应变曲线不同裂隙发育阶段。
单轴压缩全应力−应变曲线峰前阶段，裂隙发育经历压密、起裂、扩展、贯通4个阶段[36]，每个阶段划分都对应着特定的应力阈值，以不同裂隙发育阶段的初始点为特征应力点[37]，分为裂纹闭合应力点${\sigma _{\rm{cc}}}$、起裂应力点${\sigma _{\rm{ci}}}$、损伤应力点${\sigma _{\rm{cd}}}$和峰值应力点${\sigma _{\rm{cf}}}$。其中，裂纹闭合应力点${\sigma _{\rm{cc}}}$对应声发射累计振铃数曲线平稳段的起始点；起裂应力点${\sigma _{\rm{ci}}}$对应声发射累计振铃数曲线平稳段的终点；损伤应力点${\sigma _{\rm{cd}}}$对应线弹性阶段结束后声发射振铃数明显抬升点[38-39]；峰值应力点${\sigma _{\rm{cf}}}$通常取应力−应变曲线峰值应力处。
以未微波煤样CGN2为例，结合全应力−应变曲线与声发射振铃数确定其各特征应力点如图5所示。
煤岩体受载破裂过程是一个孤立的封闭系统，该过程中煤样与外界不存在热交换，根据热力学第一定律[40]，试验机对煤样总输入功可表示为
$$ U = {U_{\mathrm{d}}} + {U_{\mathrm{e}}} $$ (4) 式中：$ {U_{\mathrm{e}}} $为单轴压缩试验中积聚的弹性能，J。
根据全应力−应变曲线各阶段定义[35]，计算煤样能量损伤量时取起裂应力点${\sigma _{{\mathrm{ci}}}}$前裂隙压密阶段和弹性阶段。煤样加载至起裂应力点${\sigma _{{\mathrm{ci}}}}$能量图解法如图6所示，
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图 6 起裂应力点时能量图解法注：a点为能量等效的虚拟应变起点。Figure 6. Energy graphic method at crack initiation stress point单轴压缩试验过程中只有轴向力对煤样做功，则起裂应力点${\sigma _{{\mathrm{ci}}}}$前单轴压缩试验总输入功、弹性能和耗散能分别为
$$ U = \int\nolimits_0^{{\varepsilon _1}} {{\sigma _1}{\mathrm{d}}\varepsilon } $$ (5) $$ {U_{\mathrm{e}}} = \frac{{{\sigma _1}^2}}{{2{E_0}}} $$ (6) $$ {U_{\mathrm{d}}} = U - {U_{\mathrm{e}}} $$ (7) 式中：${\varepsilon _1}$为煤样加载至起裂应力点${\sigma _{{\mathrm{ci}}}}$所对应的应变值，10−2；${\sigma _1}$为煤样加载至起裂应力点${\sigma _{{\mathrm{ci}}}}$所对应应力值；${E_0}$为弹性阶段的弹性模量，GPa。
由式（5）—式（7）可得单轴压缩试验下起裂应力点${\sigma _{{\mathrm{ci}}}}$前的总输入能、弹性能和耗散能，代入式（3）计算微波前后煤样能量损伤量${D_1}$和${D_2}$，结果见表2，分别为未微波煤样和微波煤样受载荷前孔隙对煤样的损伤，微波辐照前后煤样的能量损伤增量即为微波辐照后孔隙率增长对于煤样造成的损伤，因此定义煤样损伤增量为
表 2 微波辐照前后煤样能量损伤量Table 2. Initial damage amount of coal samples before and after microwave irradiation样品编号 能量损伤量 平均能量损伤量 煤样损伤增量${D_{\text{E}}}$ CGN1 0.078 $ {D_1} $：0.089 0.017 CGN2 0.089 CGN3 0.099 CGY1 0.095 $ {D_2} $：0.106 CGY2 0.107 CGY3 0.117 $$ {D_{\text{E}}} = {D_2} - {D_1} $$ (8) 式中：${D_{\text{E}}}$为煤样损伤增量；${D_1}$为未微波煤样的能量损伤量；${D_2}$为微波后煤样的能量损伤量。
由表2可知，煤样在微波辐照后其能量损伤量均有增长，未微波煤样能量损伤量为0.078～0.099，平均能量损伤量为0.089；微波后煤样能量损伤量为0.095～0.117，平均能量损伤量为0.106。代入式（8）可得弹性能变化下微波辐照后煤样损伤增量为0.017。
根据2.1.2小节可知微波辐照后平均孔隙损伤量为0.015，与平均煤样损伤增量对比如图7所示。
对比微波辐照前后孔隙损伤量和煤样损伤增量：孔隙损伤量${D_{\text{p}}}$与煤样损伤增量${D_{\text{E}}}$处于同一数量级，相差较小，其中平均孔隙损伤量占比煤样损伤增量88.24%，分析认为微波辐照对于煤体的损伤弱化作用主要受孔隙率增长影响。
2.3 损伤量对能量特征的影响
2.3.1 声发射振铃计数及能量特征
微波辐照后煤样微结构损伤增加，导致煤样受载破坏全过程中的单轴压缩试验总输入功、弹性应变能和塑性耗散能等能量演化特征随之产生变化。
根据中华人民共和国国家标准GB/T 25217.2—2010《冲击地压测定、监测与防治方法第2部分：煤的冲击倾向性分类及指数的测定方法》中冲击能量指数KE定义[41]：煤试件在单轴压缩状态下，在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即为冲击能量指数。故单轴压缩过程中能量演化特征可分为峰前能量积聚和峰后能量释放2个部分。而能量释放不仅出现于峰后，峰前能量积聚的过程中孔隙受载闭合和发育也伴随有弹性应变能的耗散释放，本文将峰前段因孔隙耗散释放的弹性应变能定义为耗散应变能。
在微波损伤弱化后，煤体应力−应变曲线峰后段的应力降现象增多，峰前孔隙耗散应变能增加，其整体积聚的应变能降低且得到分级释放，煤样由脆性向塑性转变[15]。故耗散应变能可作为表征微波损伤弱化煤样程度的指标。
声发射信号可获取煤体内孔裂隙生成时释放的弹性能，因此采用声发射能量定性表征煤样峰前所释放的耗散应变能，为更好地结合声发射事件信息分析煤样破坏过程中能量变化特征，将应力−时间曲线与声发射振铃计数进行归一化处理，并基于孔隙发育的不同阶段，分析各阶段的声发射能量和应变能变化，探究峰前各阶段的积聚应变能和耗散应变能以及残余应变能（积聚应变能−耗散应变能）等能量特征。
微波辐照前后的煤样在单轴压缩作用下应力−时间曲线和特征应力点如图8所示。
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图 8 微波辐照前后煤样不同阶段示意Figure 8. Schematic diagram of different stages of coal samples before and after microwave irradiation相比于未微波煤样，微波辐照后煤样裂隙压密阶段时间增加，弹性阶段和微裂隙稳定破裂发展阶段时间明显降低，非稳定破裂发展阶段时间有降低趋势，各阶段声发射振铃计数均升高。微波辐照前后煤样各阶段时长及声发射振铃计数见表3，其中微波辐照后煤样裂隙压密阶段时长平均增加了15.51%；弹性阶段时长平均减少了23.16%；微裂隙稳定破裂发展阶段时长平均减少了69.69%；非稳定破裂发展阶段时长平均减少了12.26%。
表 3 微波辐照前后煤样不同阶段时长、声发射振铃计数及能量特征Table 3. Coal samples before and after microwave irradiation at different stages of time, acoustic emission ringing count and energy characteristic table阶段 裂隙压密阶段 弹性阶段 微裂隙稳定破裂发展阶段 非稳定破裂发展阶段 时长/s CGN1 41.49 79.05 9.53 25.64 CGN2 40.06 43.52 34.93 15.50 CGN3 43.19 24.62 37.03 9.71 平均值 41.58 49.06 27.16 16.95 CGY1 45.78 45.19 8.70 4.77 CGY2 54.49 40.17 5.25 15.74 CGY3 43.82 27.74 10.75 16.27 平均值 48.03 37.70 8.23 12.26 声发射振铃计数 CGN1 56555 236400 256489 318857 CGN2 9548 112990 207745 389639 CGN3 62724 92853 119251 146340 平均值 42942 147414 194495 284945 CGY1 163406 466608 523751 615707 CGY2 75313 359247 417590 566189 CGY3 77774 202745 277911 388395 平均值 105498 342867 406417 523430 声发射能量/aJ CGN1 3.42×106 3.91×107 6.33×106 3.71×107 CGN2 4.32×105 1.28×107 2.72×107 6.34×107 CGN3 5.21×106 2.22×106 2.84×106 4.17×106 平均值 3.02×106 1.80×107 1.21×107 3.49×107 CGY1 1.04×107 3.08×107 9.04×106 3.85×107 CGY2 2.53×106 3.01×107 7.28×106 1.43×107 CGY3 1.62×106 6.47×106 6.18×106 8.72×107 平均值 4.84×106 2.25×107 7.50×106 4.67×107 微波辐照后煤样受孔隙损伤影响，微波后煤样的声发射信号在应力应变曲线上整体前移，峰前振铃计数单位时间内发生次数由0.48次/s增长至0.58次/s，煤样在裂隙压密阶段和弹性阶段提前发生了破坏。累计发射振铃计数平均增长105.77%，其中裂隙压密阶段声发射振铃数增长146%，弹性阶段增长133%，微裂隙稳定破裂发展阶段增长109%，非稳定破裂发展阶段增长84%，微波辐照作用对煤样裂隙压密阶段声发射信号影响较大。累计振铃计数曲线由微波前的多次突升转为微波后的平稳上升，表明微波辐照后煤体内微裂隙受载时会均匀破裂并依次贯通。
结合煤样受载荷过程将声发射信号分阶段进行分析，不同阶段微波辐照前后煤样声发射能量特征变化见表3。微波后煤样平均声发射能量映射的孔隙耗散应变能增加了19.68%，除微裂隙稳定破裂发展阶段声发射能量微波辐照作用后存在下降趋势，其余各阶段声发射能量均提高，其中裂隙压密阶段平均声发射能量提高60.29%，弹性阶段平均声发射能量提高24.53%，微裂隙稳定破裂发展阶段平均声发射能量降低38.17%，非稳定破裂发展阶段平均声发射能量提高33.79%。
2.3.2 微波弱化煤体应变能特征
统计煤样微波辐照前后裂隙压密阶段、弹性阶段、微裂隙稳定破裂发展阶段、非稳定破裂发展阶段对应的积聚应变能（位移×应力）变化如图9所示。
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图 9 不同阶段微波辐照前后煤样应变能变化曲线Figure 9. Variation curves of strain energy of coal samples before and after microwave irradiation at different stages微波辐照后煤样除裂隙压密阶段煤样积聚应变能在微波辐照作用下呈上升趋势，其余阶段煤样积聚应变能能均有明显下降。其中裂隙压密阶段，微波辐照前后煤样积聚应变能分别为1.68 J和1.98 J，增幅约17.9%；弹性阶段，微波辐照前后煤样积聚应变能分别为11.73 J和6.12 J，减少了47.8%；微裂隙稳定破裂发展阶段，微波辐照前后煤样积聚应变能能分别为15.78 J和2.03 J，减少了87.1%；稳定破裂发展阶段，微波辐照前后煤样积聚应变能分别为11.69 J和3.10 J，减少了73.5%。综合峰前过程而言，随煤样损伤量增加，微波辐照前后其积聚应变能由40.9 J降低至13.2 J，降低了67.7%，整体积聚能量的能力随煤样损伤量增加而降低。
通过上述研究分析可知，微波辐照后煤样在裂隙压密阶段耗散应变能和积聚应变能均略有升高，表明此类煤样在裂隙压密阶段的残余应变能略有增加；弹性阶段和非稳定破裂发展阶段其耗散应变能增加，而积聚应变能降低，表明此类煤样在弹性阶段和非稳定破裂发展阶段残余应变能降低；微裂隙稳定破裂发展阶段耗散应变能和积聚应变能均降低，但积聚应变能降低程度更大，故此类煤样在微裂隙稳定破裂发展阶段残余应变能降低。
综合微波辐照后煤样各阶段能量特征，其在达到峰值完全破坏前积聚应变能降低，受载破坏时可释放残余应变能降低，其发生冲击破坏的危险性降低。
3. 结 论
1）微波辐照煤体的损伤弱化作用受孔隙率增长影响。微波辐照促进煤样小孔和中孔扩展发育后大孔数量占比增长至8.00%，煤样孔隙率由1.63%增长至3.00%，能量损伤量由0.089增长至0.106，煤样孔隙损伤增量占比煤样能量损伤增量88.24%。
2）微波后煤样在裂隙压密阶段和弹性阶段提前发生了破坏。煤样的声发射信号在应力应变曲线上整体前移，峰前的振铃计数由0.48次/s增长至0.58次/s，累计发射振铃计数增加了105.77%。
3）微波辐照后煤样声发射能量增加。受载过程中裂隙压密阶段、弹性阶段和非稳定破裂发展阶段分别提高60.29%、24.53%和33.79%，微裂隙稳定破裂发展阶段声发射能量降低38.17%。
4）微波辐照后煤样受载破坏时释放的残余应变能显著降低，发生冲击破坏的危险性降低。此类峰前整体积聚的应变能降低67.7%，声发射能量映射的孔隙耗散应变能增长了19.68%。
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图 1 上湾煤矿一盘区地下水库位置
Figure 1. Location of underground reservoir in panel I of Shangwan Coal Mine
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图 5 水平加载应力及位移变化曲线
Figure 5. Variation curve of horizontal loading stress and displacement
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图 6 下煤层小煤柱侧向加压位移计
Figure 6. Lateral pressure displacement meter of small coal pillar in lower coal seam
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图 7 大煤柱水平加载破坏特征
Figure 7. Failure characteristics of large coal pillar under horizontal loading
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图 8 下煤层小煤柱侧向加压位移
Figure 8. Lateral pressure displacement meter of small coal pillar in lower coal seam
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图 10 上煤层开挖过程中应力变化特征
Figure 10. Characteristics of stress changes during the excavation of the upper coal seam
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图 11 上煤层开挖过程中位移变化特征
Figure 11. Displacement variation characteristics of upper coal seam during mining
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图 12 下煤层水平加压应力变化特征
Figure 12. Variation characteristics of horizontal compressive stress in lower coal seam
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图 13 下煤层水平加压位移变化特征
Figure 13. Variation characteristics of horizontal pressure displacement of lower coal seam
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图 15 水平和垂直加载作用下煤柱坝体受力特征
Figure 15. Characteristics of coal pillar dam under horizontal and vertical loading
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图 16 上煤层小煤柱应力及裂隙变化特征
Figure 16. Variation characteristics of stress and fracture of small coal pillar in upper coal seam
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图 17 水平应力作用下煤柱坝体变化特征
Figure 17. Variation characteristics of coal pillar dam under horizontal stress
表 1 岩层物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of rock stratum
岩层 密度/（kg·m−3） 抗拉强度/MPa 容重/（t·m−3） 内摩擦角/（°） 黏聚力/MPa 体积模量/GPa 泊松比 粗砂岩 2 548 4.3 2.6 35 6.0 6.3 0.23 中砂岩 2 653 3.6 2.4 28 4.2 8.1 0.23 砂质泥岩 2 330 3.7 2.5 30 4.2 3.18 0.22 煤 1 426 0.8 1.3 24 2.4 1.51 0.17 粉砂岩 2 609 4.0 2.4 32 4.0 3.00 0.18 细砂岩 2 649 2.4 2.8 35 5.0 8.40 0.25 
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