0 引 言
能源发展“十三五”规划中指出，现阶段煤炭消费比例仍占58%左右，并且在短时间内具有不可替代性[1]。 厚及特厚煤层是我国高产高效的主体煤层，随着装备水平的提高，放顶煤一次性采全厚成为特厚煤层主要的开采方法[2-3]。 特厚煤层开采后，采动影响空间范围大，覆岩渐次破断向上发育，高位顶板破断对煤岩造成强扰动，由于不同层位顶板破断特征及其矿压作用机制差异较大，使得煤岩应力分布复杂，回采时巷道常出现变形、冒顶、片帮等现象[4-7]。 研究采动应力变化规律对于巷道支护措施及采场安全高效生产具有重要指导意义，对此国内外诸多学者进行了大量研究。 在理论研究方面，谢和平等[8]通过系统总结不同开采条件下工作面前方煤岩支承压力分布规律，探索了不同开采条件下煤岩应力演化规律。 在现场监测方面，彭高友等[9]通过现场监测研究了工作面前方的采动应力特征和进风巷的变形特征。 吕有厂等[10]开展了不同开采速率下超千米煤层采动应力显现规律及响应特征研究，并集成“锚杆应力-钻孔应力-钻孔裂隙窥视”等研究手段进行现场原位测试，总结了超前支护压力的变化特征。 王文新等[11]利用应力测试方法，对大采高综采工作面采动侧向支承压力进行现场实测，根据实测数据总结出了大采高综采工作面侧向支承压力的分布规律，并通过工业试验验证了分布规律的正确性，找出了一条解决高地应力大采高综采工作面合理煤柱留设和掘进的方法。 张连勇等[12]在总结了大量监测数据的基础上，对其顶板的运移规律及工作面前方的采动应力进行了较为系统的分析。 王恩元等[13-14]创新提出了将电磁辐射应用到采动应力监测中，且取得了良好的应用效果。 韩刚等[15]采用现场监测、统计分析的方法，探索了覆岩空间破裂与采动应力场关联性对冲击地压显现的影响，对覆岩空间破裂分布特征及采动应力场分布特征进行了监测分析，依据研究结果对邻空巷道超前支护方式进行了优化与实践验证。 在室内研究方面，肖江等[16]利用平面相似模拟方法研究了浅埋特厚煤层大采高综采条件下的矿压规律。 王红伟等[17]等通过三维加载相似模拟试验研究了大倾角煤层采场围岩空间应力分布。 王振等[18] 通过FLAC3D数值模拟软件研究了采动应力场分布特征。孟海东等[19]采用FLAC3D数值模拟软件对综放开采矿压显现特征进行了分析，提出了支架阻力参数及互帮阻力参数，指导了巷道支护技术。 此外，众多学者[20-23]综合运用理论分析、现场监测、室内试验等手段对煤层开采过程中围岩应力状态及破坏规律进行了研究。 总体上看，前人在采动应力方面的研究主要集中在支承压力上，仅反映了采动过程中煤岩单向应力状态演化规律，而对于煤岩原位侧向水平应力演化规律的研究则鲜有报道。 此外，针对特厚煤层开采对前方煤岩造成的强扰动效应也认识不清，开展特厚煤层采动应力演化规律研究，具有重要的理论意义与工程价值。
同煤集团同忻矿8309 回采工作面是该矿区典型的特厚煤层回采工作面。 笔者在8309 工作面回风巷创新提出原位单双轴试验方法，并开展了钻孔应力计监测、锚杆应力计监测等试验，系统地分析了工作面前方煤岩的真实采动应力分布及变化规律，同时结合应力变化规律对扰动影响强度进行了分区并提出了支护措施建议，为特厚煤层安全高效开采提供了理论指导。
1 工程概况及总体试验方案
试验开展地点为同煤集团同忻矿北三盘区8309 工作面回风巷。 该工作面位于同忻井田西部、北三盘区的西南部，工作面标高+818—+842 m，工作面对应地面标高+1 294.3—-1 443.0 m，工作面垂直埋深约为550 m。 工作面所采3 号—5 号煤层属于石炭二叠纪煤系，该煤层走向长2 843 m，倾向长200 m，厚度10.8 ～18.0 m，大部分区域平均厚度为14.88 m 左右，倾角 0°～3°，平均倾角1.5°。 工作面煤层基本顶为中细粗粒砂岩、泥岩及铝土质泥岩，厚度13.95 m；直接顶为含砾粗砂岩及中砂岩，厚度7.95 m；伪顶为泥岩，厚度0.82 m。 直接底为高岭岩及炭质泥岩，厚度6.05 m。 基本底为煤及中粗砂岩，厚度8.71 m。
根据研究内容制定了现场试验总体方案。 在距离回采工作面250 m 回风巷道上，设计了5 个监测断面分别为Ⅰ—Ⅰ、Ⅱ—Ⅱ、Ⅲ—Ⅲ、Ⅳ—Ⅳ、V—V，每个断面间距30 m，与回采工作面距离依次为250、280、310、340、370 m。
1)钻孔应力监测分布于250、310、370 m 三个断面煤层孔，每个钻孔间隔60 m，共埋设3 个钻孔应力计。
2)锚杆应力监测分布于5 个断面，在巷帮选取适合的锚杆进行安装、监测。
3)原位单轴与原位双轴试验位于5 个断面之间，需要掏槽进行原位压缩试验；其中原位单轴试验布置于Ⅰ—Ⅰ～Ⅳ—Ⅳ4 个断面之间，原位双轴试验布置于Ⅳ—Ⅳ和Ⅴ—Ⅴ断面之间。 该方案总体布置平面和剖面图如图1 所示，钻孔参数见表1。
2 采动过程钻孔应力演化规律
2.1 钻孔应力计布置
在工作面前方3 个断面上，钻孔垂直于煤帮布置，距离地板高度1.2 m，钻孔长度8 m。 钻孔完成后，采用助推杆将钻孔应力计推入钻孔中，然后通过预压油泵对钻孔应力计施加4.5 MPa 的预压力，使得应力计膨胀紧贴钻孔孔壁，从而准确监测工作面前方煤岩应力变化特征。
2.2 钻孔应力监测结果分析
3 个断面钻孔应力随工作面推进，至工作面不同距离的变化情况如图2 所示，总体上3 个断面均呈现出随工作面推进，钻孔应力不断增大的趋势。但由于初始巷道掘进、工作面采动影响及工程地质条件的局部差异，造成不同钻孔位置煤岩体完整性不同，从而导致每个钻孔应力曲线又有各的特点，也反映了真实开采扰动的应力特征。
图1 方案总体布置平面及剖面图
Fig.1 General layout plan and partial section of program
图2 钻孔应力与工作面距离变化曲线
Fig.2 Relationship between borehole stress and different distance from mining face
表1 钻孔参数
Table 1 Drilling parameters
至工作面距离/m 钻孔编号 钻孔类型 钻孔直径/mm 钻孔深度/m 至底板高度/m 钻孔数量/个250 钻孔应力监测1 号 煤层孔 45 8.0 1.2 1 265 原位双轴试验掏槽4 号 掏槽 — 0.4 1.5 1 280 钻孔应力监测2 号 煤层孔 45 8.0 1.2 1 295 原位单轴试验掏槽5 号 掏槽 — 0.4 1.5 1 310 钻孔应力监测3 号 煤层孔 45 8.0 1.2 1 325 原位单轴试验掏槽6 号 掏槽 — 0.4 1.5 1 355 原位单轴试验掏槽7 号 掏槽 — 0.4 1.5 1
随着距工作面距离的减小，1 号和2 号钻孔应力均呈现增大趋势，同时又受采动影响，应力曲线存在上下波动；3 号钻孔推测是应力曲线却呈现出了由大到小再变大的趋势，这是由于钻孔应力计的安装过程中施加了油压预应力，初始阶段压力会出现少量卸压，由于该处煤岩破碎，安装后孔壁坍塌变形，应力计在初始阶段无法有效承压而呈现卸压状态。 由于地质条件差异较大，2 号钻孔处地质条件较好，煤岩完整有承压，1 号和3 号钻孔处地质条件较差，承压效果较差；其次现场监测受采动等外界条件影响较大，所以造成了2 号钻孔应力计数值大于1 号、2 号钻孔应力计的现象。
综合3 个钻孔应力计读数可以发现，随着工作面的推进，受开采扰动影响，工作面前方煤岩应力总体上呈现出波动上升趋势，其中开采过程中由于煤岩顶板破断有可能造成前方煤岩大规模矿压显现，其后煤岩中应力会逐渐重新分布。 从监测时煤岩距工作面距离来看，前方煤岩的状态总体上可以划分为3 个阶段:未扰动阶段，扰动上升阶段和剧烈扰动阶段。 其对应着3 种煤岩应力状态:①在工作面前方200 m 以上属于未扰动阶段，此处区域相对较稳定，煤岩应力处于原岩应力状态；②在工作面前方50～200 m 属于扰动上升阶段，煤岩应力随着工作面向前推进而波动上升；③在工作面前方50 m 以内属于剧烈扰动阶段，此阶段煤岩应力急剧上升，当应力超过极限强度时，煤岩变形破坏最终丧失承载能力。 值得注意的是，由于安全因素考虑，应力计拆除时钻孔距离工作面为12 m，钻孔应力计未观测到应力峰值点以及应力下降阶段，主要原因是该工作面煤层较为坚硬，抵抗变形破坏能力较强，应力峰值点离工作面较近。
3 采动过程锚杆应力变化特征
3.1 锚杆应力计布置
锚杆应力计布置在距离工作面前方5 个断面上，每个断面上安装2 支，分别安装在侧帮和顶板上，如图3 所示。 锚杆应力计安装时，先将现有支护锚杆螺母拆卸掉，然后用预应力扳手将锚盘传感器与锚杆拧紧固定，同时在安装锚杆应力计时应尽量保证其预应力值与初始应力值相近。
图3 锚杆应力计布置示意
Fig.3 Layout of anchor stress meter
3.2 锚杆应力监测结果分析
锚杆应力监测值随工作面推进变化趋势如图4所示。
图4 锚杆应力监测值随工作面推进变化曲线
Fig.4 Change curve of anchor stress monitoring value with the advance of mining face
断面Ⅰ锚杆应力从距离工作面约112 m 处逐渐上升，于距工作面约70 m 处增加至峰值水平，而后逐渐降低并在距工作面约18 m 处出现小幅波动；相较断面Ⅰ，断面Ⅳ锚杆应力增量显著提高，峰值点出现在距离工作面5 ～30 m 内；断面Ⅴ监测数据呈现较大的波动性且应力峰值水平更高，顶板锚杆与煤帮锚杆应力监测值均出现3 次峰值。 锚杆应力监测值的波动性也在一定程度上反映了该断面循环加载特征，采动应力呈现反常特征可能与该断面处于地质构造区有关。 由于各锚杆处岩层破碎程度，岩石强度差异较大，造成了锚杆与围岩的接触状态差别较大，而导致了各锚杆应力计数值差异较大。
综合以上锚杆应力监测数据，可以看到由于锚杆安装时受安装条件影响，尤其是巷道开挖过程中产生的围岩破碎区影响，各个锚杆应力计读数呈现出比较大的波动性和离散性，但总体上锚杆中应力计读数呈现出波动上升至峰值，随后出现应力下降的过程，表明前方煤岩受开采扰动影响，从原岩应力区开始应力开始逐步上升，直至达到煤岩峰值强度，随后煤岩达到极限承载强度而产生破坏，煤岩中应力开始释放，最终降低至残余强度。
4 原位采动试验
4.1 原位单双轴实验安装及监测仪器
现场原位单双轴试验开展前，首先将前期于8309 工作面取的煤块制作成50 mm×100 mm 的标准圆柱试样和100 mm×100 mm×100 mm 的立方体标准试样。 试验时在煤壁上掏出尺寸为500 mm×400 mm×300 mm(宽×高×深)的槽，将标准试样、锚杆应力计、垫片、钢管等依次安装，后施加预应力，防止上端面垫片滑落，最后将垫片、煤样、千斤顶及应力计轴心缓慢调整至同一竖直线上，以防止后期偏心加载，如图5 所示。 试样安装完成后，通过定期下井采集应力传感器的变化值，即可获得采动过程中工作面前方煤岩真实应力值。
4.2 原位单轴试验煤样力学特性分析
现场原位单轴试验共设置了3 组对照试验，得到各煤样应力随时间演化曲线如图6 所示。
图5 原位单双轴试验仪器现场安装
Fig.5 Field installation of in-situ uniaxial and biaxial testinstruments
可以看到，3 个原位单轴试验煤样轴向压力随时间变化规律大致相同，即采动煤岩支承压力随工作面推进逐渐上升，呈现阶段性演化过程，且中间伴随较多暂态稳定过程，当工作面邻近受载煤岩体，开采扰动导致支承压力急剧上升，支承压力处于暂态稳定阶段时间减少甚至消失，随着支承压力增加至煤岩体峰值强度，煤岩产生破坏，应力迅速降低至残余强度。
图6 原位双轴试验煤样轴向压力随时间演化曲线
Fig.6 Time evolution curve of axial pressure of coal sample in situ biaxial test
4.3 原位双轴试验煤样力学特性分析
原位双轴试验煤样轴向应力和侧向应力随时间演化关系，如图7、图8 所示。
可以看到，轴向应力在初期稳定后呈现阶段式、波动式缓慢上升的特点，而且前期增长较缓，后期随工作面临近扰动强度增加，应力急剧增长。 而整个监测过程中，侧向压力则随时间不断降低，整个过程呈现阶梯式、小幅波动式、暂态稳定降低的特点。 侧向压力直接下降，未呈现上升阶段，可能是由于安装设备时时施加侧向预压使得掏槽两侧煤岩发生变形，水平预应力释放所致。
图7 原位双轴试验煤样轴向压力随时间演化曲线
Fig.7 Time evolution curve of axial pressure of coal sample in situ biaxial test
图8 原位双轴试验煤样侧向压力随时间演化曲线
Fig.8 Time evolution curve of lateral pressure of coal sample
综合原位单双轴试验数据，可以总结出原位扰动应力路径模型，如图9、图10 所示。
图9 支承压力原位扰动演化模型
Fig.9 In-situ disturbance evolution model of axial stress
图10 水平应力原位扰动演化模型
Fig.10 In-situ disturbance evolution model of horizontal stress
随着工作面推进，支承压力呈现波动上升趋势，然后伴随着煤岩破坏而降低至残余强度；侧向水平应力则呈现阶梯式下降的特点。 该过程一定程度上真实反映了开采过程中煤岩原位应力状态，可以为室内开展煤岩扰动应力路径加卸载实验提供理论指导。
5 采动应力演化规律及支护措施建议
综合钻孔应力监测、锚杆应力监测及原位单双轴试验结果，获得了采动应力演化规律，如图11 所示。 随着工作面的推进，扰动强度逐渐增高，煤岩中支承压力由原岩应力上升至峰值，然后随着煤岩破坏而降低至残余强度；同时煤岩侧向水平压力始终呈现阶段性下降的总体规律。 通过支承压力变化规律，可以发现煤岩前方扰动强度具有分区化特征:工作面前方200 m 以上为未扰动区域，此区域内煤岩应力处于原岩应力状态；工作面前方100 ～200 m 为弱扰动区域，此区域内煤岩应力受开采扰动影响开始逐渐上升，但应力上升速度较为缓慢；工作面前方50～100 m 为强扰动区域，此阶段煤岩受开采扰动强度高，煤岩中应力上升速度加快；工作面前方50 m 以内为剧烈扰动区域，此区域内煤岩应力急剧上升至峰值强度，并且随着煤岩的破坏而最终降低至残余强度。
图11 真实应力路径示意
Fig.11 Schematic diagram of real stress path
针对不同区域中扰动强度及煤岩应力水平情况，应当采取相应的支护措施。 对于未扰动区域(工作面前方200 m 以外)，由于基本不受开采扰动影响，无需增加额外支护措施。 对于弱扰动区域(工作面前方100 ～200 m)，开采过程中扰动强度低，在支护措施上可以根据现场情况适当增加支护强度。 对于强扰动区域(工作面前方50 ～100 m)，煤岩受开采扰动影响较大，应力上升明显，部分裂隙煤岩容易产生破坏，此区域内煤岩在支护上必须增加锚杆密度以及增大锚网强度，防止煤岩破坏时片帮和顶板垮落造成事故。 对于剧烈扰动区域(工作面前方0～50 m)，煤岩应力急剧上升至峰值状态，产生破坏而丧失承载能力，必须采取更加积极主动的支护措施，条件允许下可以在煤帮布置泄压孔、底板进行松动爆破等手段使得应力释放；同时为防止顶板变形过大甚至出现顶板垮塌事故，必须增加护顶锚索，架设液压支架护顶，必要时还可以增设木剁以防止巷道大面积垮落。
6 结 论
1)采动应力监测结果表明，随着工作面推进，扰动强度逐渐增高，煤岩支承压力由原岩应力上升至峰值强度，伴随着煤岩破坏后开始下降到残余强度。
2)现场原位单双轴试验揭示了采动过程中煤岩真实应力变化过程，即随着工作面的推进，支承压力经历了阶段性增长至峰值强度而后降低的过程，侧向水平压力则始终呈现出阶段性下降的趋势。 该试验反应了采动过程真实应力变化规律，为室内实验的开展提供了理论指导。
3)基于采动应力变化规律，可将工作面前方划分为4 个区域:工作面前方200 m 以上为未扰动区域；工作面前方100 ～200 m 为弱扰动区域；工作面前方50～100 m 为强扰动区域；工作面前方50 m 以内为剧烈扰动区域。
4)根据工作面前方煤岩扰动强度分区化特征，提出了针对性的支护措施建议，为特厚煤层安全高效开采提供了指导。
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