區段煤柱變形光纖光柵監測應用研究

柴 敬 ，王佳琪 ，楊健鋒 ，高登彥 ，高奎英 ，陳建華 ，劉澤宇 ，楊 磊

（1.西安科技大學 能源學院, 陜西 西安 710054；2.教育部西部礦井開采及災害防治重點實驗室, 陜西 西安 710054；3.國家能源集團 神東煤炭集團, 陜西 神木 719315）

0 引 言

我國主要礦區淺部煤炭資源逐年減少，逐漸進入下位煤層開采的階段。然而，下位煤層開采中伴隨著動力災害現象，成為阻礙礦山安全生產和威脅工作人員生命安全的重要因素之一[1-2]。在回采過程中，工作面受上覆采空區遺留煤柱影響，導致下部煤層礦壓顯現明顯，局部幫鼓、煤柱變形嚴重等事故頻發，且隨著近距離煤層群開采比例擴大，下層煤的工作面開采控制面臨巨大難題，給礦山高效生產帶來新的挑戰[3-5]。

針對工作面強礦壓顯現與回采巷道之間區段煤柱穩定性的作用關系，研究遺留煤柱和下位工作面空間關系耦合影響下工作面巷道強礦壓顯現，分析回采階段區段煤柱的損傷變形特性，進而提出相應的合理控制理論和技術手段。蔡武等[6]構建斷層活化模型力學機制及誘沖機理，分析出其誘發沖擊礦壓的機理。于斌等[7]理論分析煤層開采遺留煤柱對強礦壓顯現影響，得到了遺留煤柱對下煤層應力傳遞模型。鞠金峰等[8]通過模擬實驗和理論分析，對回采時出煤柱階段動載礦壓發生的機理和規律進行了深入研究。岳喜占等[9]通過理論分析和數值模擬，計算了遺留煤柱影響下煤層底板附加應力載荷，并構建上覆煤層橢圓應力拱模型。趙猛等[10]分析深部礦井堅硬厚巖層下工作面沖擊礦壓事故誘因，總結礦壓規律并提出有效治理方案。張華磊等[11]采用斷裂損傷理論、彈塑性理論建立了巷幫圍巖層裂板結構力學模型，分析了煤礦回采中巷道幫部圍巖失穩機制。王家臣等[12]采用室內試驗、理論分析及現場實測綜合手段對硬煤煤壁破壞形式、發生機理及影響因素進行分析。于遠祥等[13]對深埋煤層巷道煤幫變形破壞特征進行分析，得到了煤幫極限平衡區及其破裂區寬度的理論計算公式。孫利輝等[14]針對強動壓作用下巷幫變形破壞問題，分析巷幫變形破壞特征和影響因素，建立巷幫受力破壞模型。賈后省等[15]現場實測得到巷幫變形破壞規律，通過數值模擬和理論分析對巷道變形進行可行性分析。

有效的監測預警是預防此類情況的重要保障，光纖傳感技術由于損耗低、線徑小、距離長、精度高等特點，在各種工程現場得到成果應用，如煤礦、橋梁和核電站等，在分布面積廣的大型應用平臺也被用于檢測結構健康狀態。其中光纖光柵(FBG)技術傳感器、體積小、線狀設計靈活多樣可被制成光纖光柵埋入式應變傳感器，鉆孔應力計作為采動應力監測成熟及常見儀器，基于光纖光柵與應力計相結合布設工藝，實現采動過程中區段煤柱支承壓力在線監測。

光測技術聯合應用于現場的研究已經逐漸成熟。筆者[16-17]綜合利用光纖傳感技術對采場上覆巖層運移過程中的內部應變，覆巖垮落形態、關鍵層載荷等實時聯測監測。顧春生等[18]基于光纖光柵傳感器設計一種布設工藝，實現采動過程中對礦壓的在線監測。梁敏富等[19-20]設計一種新型光纖光柵錨桿測力計實現錨桿載荷變化的實時監測。李麗君等[21]提出適用于煤巖體埋入的礦用液壓支架壓力測量的光纖光柵礦壓傳感器。盧毅等[22]通過FBG 技術對地裂縫發育及預測進行監測。張丁丁等[23]利用光纖傳感技術對采動影響下斷層活化進行研究。

筆者將FBG、光柵應力計技術應用于回采過程中煤柱內部變形開展現場試驗，用FBG 進行結構內部應變實時監測，用應力計進行煤柱內部應力測試，分析了煤柱空間、時間應變場分布規律，研究了工作面推進過程中煤柱應力應變時域演化規律，驗證了應變法在煤柱內部變形觀測和礦壓監測預警的可行性。

1 光測方法原理

1.1 光纖光柵應變

FBG，即光纖布拉格光柵，利用內部寫入法或激光在光纖上形成周期性缺陷從而改變纖芯區域折射率，當外界參量(溫度、應力)改變時，會改變光柵折射率，導致傳感器波長發生漂移，通過檢測波長漂移得出應變、溫度。由光纖模式耦合理論可知，當光柵折射率周期變換造成波導條件改變，導致一定波長發生相應的模式耦合，使得反射光對該波長出現奇異變換，此時反射光最大值λB(布拉格波長)為

式中，neff為纖芯折射率；Λ為光柵反射周期。經過反射后的光柵中心波長與其折射率和周期關聯密切，當任一物理量發生變化時，從而引起光柵反射光中心波長可以表示為

式中，ν為光纖的泊松比；ε為光纖應變值；p為光纖的彈光系數，定義Pr為合理彈光性系數，則有：

式（3）即為光纖光柵波長量與應變的關系式。當光纖光柵材料確定時，光纖光柵的應變傳感系數為一常數。引入常數Kλ為光纖光柵應變靈敏度系數，則有：

式（4）即為波長漂移量與應變間的關系式，若考慮環境溫度對光纖光柵的影響，則有：

得出光纖光柵應變與波長、溫度之間的關系式，其中，Kλ為應變與波長變化量的比例系數；KT為波長變化量與溫度的比例系數， nm/℃；λ0為柵點波長的初始測量值，nm；λ為柵點波長的測量值，nm；T為λ值測量時的環境溫度，℃；T0為λ0值測量時的環境溫度，℃。

1.2 光柵應力計應力

光柵應力計利用壓力變化轉換為光纖光柵波長漂移量的解析技術，將光纖光柵鉆孔應力計植入鉆孔并施加初始應力，當圍巖受到擾動時會擠壓壓力枕，壓力枕會感受到壓力并通過壓力枕內的液壓油傳送到光纖光柵壓力計。此時與之連接的光纖光柵會同步受到擠壓使柵區發生變化，光纖光柵壓力計會將壓力變化轉換為波長的漂移量，通過波長信號解調設備將這部分變化解析出來便可以測得鉆孔內部的應力值。

波長與應力之間滿足以下關系式：

其中，K1為壓力與波長變化量的比例系數，MPa/nm；K2為溫度補償系數，℃/nm；K3為波長變化量與溫度的比例系數，℃/nm；A0為壓力傳感器測量的初始波長，nm；A1為壓力傳感器實時采集的波長，nm；B1為溫補傳感器實時采集的波長，nm；B0為溫補傳感器采集的初始波長，nm。

1.3 傳感器測試精度

光纜傳輸線路距離、光纖熔接點數、輸出光的能量、線纜彎折角度與激光路徑損耗之間的差異性等都會影響到測試精度。為保證光測系統數據的測量精準，排查影響系統精度因素，在進行光測精度測試過程中，需要結合儀器性能和系統參數進行優化。采用高頻連續測試來檢驗系統精度。

測試方法及實施步驟如下：

1)開展測試煤柱的編號，記錄各傳感器的坐標位置。

2)在井下利用激光筆打出紅色激光，地面線路端頭接受激光信號，確保光纜線路通暢。

3)為最大化減小因采動對精度的影響，工作面檢修期間開展短時連續測量，分析系統的重復測試精度，每個測孔FBG、光纖光柵應力計，均連續采集200 組數據。

4)將初次采集的數據作為初值，后續測試結果與初值作差后的波動，作為重復測試精度。

5)將測量精度與傳感器精度的數值對比，對比二者是否滿足允許誤差范圍內。

光測系統精度測試結果見表1、圖1。

圖1 不同監測系統精度誤差范圍Fig.1 Precision error range of different monitoring systems

表1 光測傳感器精度Table 1 Precision of optical sensor

如圖1 所示，1–1F 號,2–1F 號鉆孔的FBG 重復測量200 組數據得出波長漂移量誤差在±2 pm；光柵應力計分別為±3 pm、±2 pm。由表1 可以看出，光柵與應力計精度誤差范圍均在±5 pm 之內，波長漂移量轉換為應變誤差在±1.69×10-6，應力誤差分別為0.075 MPa 和0.05 MPa，以上傳感器均滿足工程允許誤差范圍。

2 區段煤柱光測試驗

2.1 試驗工作面概況

測試選在陜西某礦壓顯現劇烈煤層，測試工作面為南翼盤區第3 個回采工作面，位于上覆近距離煤層采空區下，上覆煤層中相鄰工作面之間留設30 m 寬度煤柱，造成該工作區段煤柱位于上覆近距離煤層遺留煤柱下方。該工作面距上覆煤層平均層間距為30 m，區段煤柱長度295 m，煤層厚度4.04～5.2 m，平均厚度4.5 m。如圖2 所示，工作面受上覆遺留煤柱影響，工作面回采過程中礦壓顯現強烈，區段煤柱發生了嚴重的幫鼓、底鼓現象。

圖2 現場區段煤柱變形Fig.2 Deformation of coal pillars in site section

2.2 光測方法測試系統及裝備

光測系統主要包括光纖光柵解調儀、光纖布拉格光柵傳感器、光纖光柵傳感光纜、光纖光柵應力計等。光纖光柵傳感器數據采集利用16 通道的光纖光柵解調儀進行測量，波長測量范圍1 510～1 590 nm，該便攜式儀器體積較小，監測精度高，掃描頻率為1～50 Hz 可調，能實時監測應變信號（圖3、4）。

圖3 煤柱測試附屬裝置Fig.3 Auxiliary device for coal pillar testing

圖4 煤柱光測系統布置及監測實物Fig.4 Layout and monitoring physical of coal pillar optical measurement system

測試傳感器為定點式光纖光柵光纜，與金屬索狀光纜連接，如圖3a 所示。試驗前將傳感器標定參數與鉆孔編號相對應，便于測試植入鉆孔后與出廠標定值對比判斷傳感器良好與否。圖3e 為外徑厚度50 mm 的PVC 管，其作用是將光纜推送至測試孔內，光纜兩端連接紅色激光筆，隨時根據光強確定光纜彎折與否，安裝結束后孔口預留尾纖接入通訊光纜，線路集成至地面可進行長時數據監測。

2.3 遺留煤柱影響區域

近距離煤層群開采強礦壓顯現的機理相比單煤層開采更加復雜，引起局部靜載應力集中的力源更加豐富，在淺部開采條件下也會出現較高的局部應力集中區。區段煤柱處于上覆采空區遺留煤柱下，受頂板自重和上覆煤柱集中應力的靜態力源影響，工作面回采時，一側采空或兩側采空的煤柱受采空區側向的支承壓力的疊加作用，使得工作面危險程度上升。同時，煤柱上的集中應力可能向下傳遞，當煤柱下方進行采掘作業時，引起遺留煤柱附近煤巖變形失穩破壞，產生的動載擾動將與局部靜載疊加誘發強礦壓顯現[24]。

如圖5 所示，測試區段煤柱與上覆煤層底板垂直距離為30 m，遺留煤柱寬度30 m，垂距與煤柱寬度比值為1。工作面受上覆煤柱影響范圍L可通過式（7）計算：

圖5 遺留煤柱下區段煤柱應力分布Fig.5 Stress distribution of coal pillars in lower section of remaining coal pillars

式中，φ為煤柱影響角度；h1為兩層煤間距；h2為煤柱厚度；b為上覆煤柱寬度。研究的區段煤柱，處于上覆遺留煤柱正下方，在上覆遺留煤柱影響下，煤柱長度范圍內應力呈現出中間大，兩側小分布特征，在該載荷影響下，工作面回采推過該區段煤柱位置時，強礦壓顯現明顯，沖擊危險性將大幅提高。在該范圍內布置傳感器便于分析工作面回采對該煤柱的影響。

2.4 測試方案

試驗測試場所選定在上覆遺留煤柱下，按圖6 所示方式在30 m 遺留煤柱下部兩側10 m 處各布置2 組測試鉆孔，傳感器鉆孔編號分別為光纖光柵(F)、應力計(S)沿著工作面推進方向，測試鉆孔編號分別為1–1F 號，1–1S 號，2–1F 號，2–1S 號。

圖6 區段煤柱測試鉆孔布置平面示意Fig.6 Layout plan of drilling holes for section coal pillar testing

確定位置在遺留煤柱下，根據煤柱長度確定測孔位置，從回風巷向運輸巷打直徑94 mm、深度15 m的鉆孔，并清理鉆孔中煤屑。用抱箍將測試光纜固定在管上，將測試光纜推送至預定位置。固定好傳感器后不斷續接PVC 管植入鉆孔中，通過紅光筆隨時檢查傳感器狀態，并用便攜式解調儀監測光柵數據情況。按照以上步驟完成測試鉆孔的光纜布置，如圖7 所示。

圖7 區段煤柱FBG 應變測試鉆孔布置示意Fig.7 Schematic of borehole layout for strain testing of section coal pillars

光纖測試鉆孔孔徑94 mm，角度6°，孔深15 m，測孔內分別有FBG 傳感器，孔內光纖光柵布設9 個測點，主測點4 個，剩下5 個為備用測點，間距0.9 m，能實現不同深度處煤體水平應變信號監測。

應變測試為光纖光柵測試，光纖光柵測試是指柵區受到拉伸或壓縮引起折射率變化，是通過波長改變轉化公式，用應變表征被測物體變形量。在工作面回采期間，首先依次對光纖光柵進行測試，頻率為每小時采集一次，按照上述步驟連續進行每日長時間測試，測試時間為下煤層回采經過上覆遺留煤柱總過程，進而能夠測試煤層回采過程中煤柱內部的應變。

采用應力法監測工作面回采區域的強礦壓顯現。區域監測采用KSE 型液壓式應力監測系統監測工作面回采時礦壓事件。布置位置與光纖光柵測孔類似，按照工作面回采方向在煤柱內部布置依次為應力計測孔、光柵測孔，測孔間距為2 m，從運輸巷煤壁打孔深3 m、角度0°的鉆孔，測試時間與上述光纖光柵測孔同步進行，根據工作面回采進度定期檢查保證傳感器正常運行。

3 區段煤柱光測響應結果規律

3.1 區段煤柱空間分布規律

由于安裝工藝鋪設鉆孔為近水平，FBG 測得主要為水平應變，后文描述應變均為水平應變。為研究區段煤柱內FBG 空間分布規律，分別測試工作面推進至2–1 號測孔前-20、-10 m，經過2–1 號測孔時及滯后測孔10、21、35 m。測試結果表明，煤柱未受到擾動應變值會穩定在±50×10-6范圍內。

為測得該測孔不同孔深的應變值，連續采集測孔波長變化15 min，取該段時間內波長變化的平均值。2–1 號測孔內測試結果如圖8 所示，工作面推進未到達測孔應變略有波動，推過鉆孔變化明顯，應變大小隨孔深的變化規律基本一致，隨著工作面推進，峰值應變逐漸增大，即應變隨鉆孔增加呈先增大后減小的變化規律。如圖8 所示，在孔深10.3～13.1 m，應變較大，分布在（169～337）×10-6，且應變值最大均出現在孔深13.1 m 處，分別為170×10-6(滯后工作面10 m)、315×10-6(滯后工作面21 m)、338×10-6(滯后工作面35 m)；在距孔口0～8.9 m 范圍內，FBG 測點測得應變值較小，分布在（3～97）×10-6，在37×10-6附近平穩變化，即應變隨孔深呈現先增加后減小的趨勢。綜上所述，由煤柱“彈塑性理論”分布規律可知[25]，煤柱依次存在破碎區、塑性區、彈性區、原巖應力區，如圖9 所示，區段煤柱受超前支承壓力和側向支承壓力影響，煤柱寬度方向發生彈塑性變形，0～10 m 范圍內煤柱基本處于彈性變形階段，應變峰值在距煤壁13 m 左右，隨工作面推進整體水平應變降低，表明此位置煤體發生塑性破壞，13 m 處塑性變形階段應變水平整體較低。以上分析表明，煤柱內部應變大小的分布與“彈塑性區”分布有很好的對應性[26]。

圖8 2–1F 號FBG 不同孔深處應變曲線Fig.8 No.2–1F FBG strain curve at different hole depths

圖9 煤柱側向支承壓力分布Fig.9 Lateral support pressure distribution of coal pillars

3.2 工作面回采過程中時域演化規律

隨著工作面接近上覆遺留煤柱影響區域，在進煤柱階段前，區段煤柱受超前支承壓力影響，頂板破斷成塊相互鉸接結構穩定，區段煤柱載荷增加但仍保持穩定，如圖10a 所示，內部光柵受到徑向壓縮產生橫向應變，導致橫截面由圓形變成橢圓形，光纖光柵的反射特性也隨之產生偏振特性，產生的應變呈減小狀態，如圖10b 所示。水平光纖光柵在巖層斷裂彎曲下發生彎曲形變，巖層兩側存在水平張拉裂隙，巖層彎曲造成的光纖受力可看為施加在光纖上的軸向拉力，存在水平張拉裂隙時，光纖光柵的中心波長向長波方向移動，分布在光纖光柵上的拉應力將在裂隙產生的對應位置產生突變，產生應變呈增大狀態。如圖11 所示，進煤柱階段覆巖結構發生改變，在采動影響下，頂板發生破斷，塊體鉸接處因應力集中進一步破壞發生回轉，導致區段煤柱上覆載荷增加，內部出現裂隙，光柵產生受拉應力影響產生橫向水平應變。隨著工作面繼續推進，覆巖破斷回轉向上傳遞，關鍵層破斷導致來壓，煤柱內部裂隙進一步發育，加速擴張形成裂縫，水平應變也隨之迅速增大。圖12 為2022–11–12—11–29 工作面推進情況，為直觀看出應變測試曲線效果，此處將橫坐標工作面推進期間的日期，按實際工況轉化為工作面至測孔推進距離。以測試孔為基準0 點，工作面推進至鉆孔前–25 m 至滯后鉆孔100 m 測試孔期間，FBG 2–1F 號測點處應變時域變化曲線、光柵應力計2–1S 號測點處應力時域變化曲線。為了詳細全面分析應變、應力與生產進度之間的關系，分別對推進過程中期間的水平應變進行分析。由圖12 可以看出，在工作面推進期間，應變整體呈現出階梯式上升趨勢，FBG 受到橫向拉力影響，煤柱內部應變逐漸增大650×10-6左右趨于穩定狀態。如圖13a 所示，工作面至測孔–29 m 前，應變呈平穩波動狀態，至工作面至測孔-30 m 開始，應變曲線開始波動，直至-19 m 時，應變曲線出現“尖峰”狀突變，但應變變化值較小，在推進至距測孔-10 m 時，應變曲線變化明顯，表明光纖光柵監測超前支承范圍在-30 m 左右，并在煤壁前方-10 m 支承壓力達到峰值。由圖13b 可以發現，在工作面推進至測孔后，從工作面滯后鉆孔開始，應變開始出現逐漸增加的趨勢，煤柱內部應變隨工作面的推進增加速率不同，不同孔深處光柵測點應變不同，例如光柵測點在孔深11.7 m，應變量均大于其他測點的應變。工作面經過測孔開始，應變出現立刻上升的趨勢，此過程持續至工作面滯后鉆孔14 m，隨后煤柱內部裂隙顯現，應變快速增加，于工作面推進16 m，應變快速增加至312×10-6，隨后增減速率衰減，并隨工作面推進過程中處于平穩增加狀態。在第2 次變形發育時，應變呈現先緩慢增加(滯后測孔30 m)后快速增加的趨勢，隨后在工作面滯后鉆孔32 m 后，煤柱內部穩定，應變在450×10-6附近平穩增加。

圖10 光纖光柵受力Fig.10 Radial force diagram of fiber bragg grating

圖11 上覆遺留煤柱變形失穩模型Fig.11 Deformation and instability model of overlying residual coal pillars

圖12 2–1F 號測孔FBG 全周期測試結果Fig.12 Full cycle test results of No.2–1F measuring holes

圖13 回采期間2–1F 號FBG 應變變化曲線Fig.13 Strain variation curve of No.2–1F FBG during mining

圖13c 為工作面推進過程中滯后測孔40～100 m應變變化曲線，在工作面正常推進過程中，應變均表現出平穩增加的狀態，與之前敘述一致。由于煤柱內裂隙發育程度不同，在工作面分別測孔47,61, 73 m 應變分別出現小幅增長，隨工作面繼續推進期間，應變曲線均保持平穩波動狀態，應變曲線峰值在609×10-6附近平穩波動，此時工作面滯后測孔90 m，煤柱內部應變趨于穩定，工作面推進對煤柱影響保持平穩。

觀察圖13a 可以發現，在工作面推進至煤柱前方–20 m 出現一次波動，曲線負向增大，出現壓應力，此段壓應力變化即為工作面超前支承壓力的變化，煤柱內部受到超前支承壓力影響，在推進–10 m 至鉆孔階段應變整體呈快速波動，應變曲線呈上升狀，煤柱內部開始產生裂隙。FBG 傳感器因內部裂隙擴展，由垂向應力變為在剪應力作用下產生拉伸變形，此時所受為軸向拉力，當工作面靠近鉆孔處時，曲線呈下降趨勢，煤體變形破碎并重新壓實。圖13b 工作面推進過程中應變先呈現平穩增加狀態后突然出現短暫快速增加趨勢，煤體拉應力值急劇增大，達到峰值后穩定一段時間，之后隨著煤體破裂變形使FBG產生彎曲變形，使得裂隙張開位置產生拉應力突變；同理圖13c 工作面推進過程中也出現相同情況。

以上結果可以表明各測點局部變形程度劇烈，頂板破斷發生回轉現象，致使上覆遺留煤柱及巖層傾倒，采場覆巖周期性運動，頂板切落瞬間釋放大量能量，煤柱內部應變出現短暫迅速增加，區段煤柱壓力疊加超出承載能力，出現變形失穩現象。結合光柵應力計與FBG 聯合分析出現該現象原因。

光柵應力計詳情如圖14 所示，應力計安裝后，初始值基本為0，鉆孔內部測得的應力值為煤柱垂直應力的變化量，煤柱內部應力分布情況均為煤柱應力的增量，為滿足與FBG 測量水平方向一致性，根據材料力學第一強度理論和筒體壁厚極限理論可得，孔壁對應力計水平作用極限值為

圖14 2–1 號 測孔FBG 應變梯度及應立計變形響應Fig.14 No.2–1 measuring hole FBG and strain gauge deformation response

式中，[σ]為應力計水平方向的應力；fi為孔壁對應力計的作用力；ξ為應力傳遞效率；n為應力計的壁厚；R為鉆孔半徑。

由于超前支承壓力的影響，應力計測試曲線在煤柱前方30 m 出現應力波動，此時處于應力增長區并在煤柱前-10 m 應力波動明顯，煤柱受到垂向應力作用，說明超前支承壓力達到峰值，此時FBG 橫向應變出現小幅增長。

當工作面推過測孔時，孔內應力計與FBG 分別對孔內變形響應明顯，在滯后測孔14 m 左右，在礦壓影響下應力計與圍巖應力相互平衡狀態被打破，孔內出現裂隙，應力計的支承應力出現平衡–波動–平衡的狀態，此時FBG 受到軸向拉力影響，水平應變出現突增，增量在180×10-6。隨著工作面繼續推進，傳感器對煤柱內部變形響應明顯，該階段內應力水平升高，應變跳躍事件增多且跳躍幅度增長，在FBG 出現多次應變峰值之前多次出現應力增長現象，表明工作面回采過程中引起煤柱支承應力改變及礦壓顯現，使得煤柱內部應變的瞬間突增，進而導致應變在工作面推進期間呈現階段性平緩后突然增加的趨勢。

3.3 上覆遺留煤柱采動變形光測特征

采動條件下，煤體隨著應力水平和加載次數的增多，內部微裂隙逐步萌生、發育連接，形成宏觀裂隙，最終破壞失穩。FBG 對煤體變形進行監測時，煤體表面或者內部出現微觀裂隙的時候，裂隙產生位置光柵所測得的應變會明顯大于相鄰區域。隨著裂隙進一步發育，加速擴張，寬度增大，形成裂縫，裂縫處光纖應變也隨之迅速增大，根據光柵應變增量來判斷局部煤體變形的劇烈程度和實現煤體變形定位。如圖15 所示。

圖15 煤體內部變形光柵應變響應Fig.15 Strain response of deformation grating inside coal body

圖16 為工作面推進距離1–1F 號鉆孔前-20 m至滯后測孔100 m 期間FBG 不同孔深處應變時域對比曲線，可以看出，應變均隨煤層回采呈現逐漸增加趨勢，FBG 在工作面期間，應變出現4 次瞬時突變，瞬間突增最大應變的位置在滯后測孔16 m 處，工作面推進滯后測孔41 ～100 m 期間，應變均平緩穩定，波動幅度不明顯，逐漸趨于穩定，達到應變穩定階段。

圖16 回采期間1–1F 號應變曲線Fig.16 Strain curves for different hole depths of No.1–1F during mining

圖16 中孔深3.3 m 所示，工作面回采期間FBG應變均發生不同程度突增，其中在滯后鉆孔16 m 與37 m 時瞬間增加應變量較大，增加應變量分別為85×10-6與62×10-6，在30 m 處應變僅增加19×10-6，應變呈現 “階梯”增加趨勢，隨后應變曲線均逐漸平緩穩定增加。在工作面回采滯后鉆孔40～100 m 期間，FBG 測得，平均應變差量40×10-6。觀察圖16 中孔深6.1 m 可以發現，應變增加趨勢與孔深3.3 m 類似，不同的是工作面在滯后測孔40 m 后，應變曲線突增量大。

圖16 中孔深8.9 m 可知，在距離測孔前–6 m，FBG 出現應變波動現象，應變增加94×10-6，隨后持續增加，該狀態維持了約20 m，隨后FBG 應變瞬間增加位置在滯后測孔16 m 和37 m 處，煤柱的應變分別增加為228×10-6和90×10-6，前者變形量約是后者的2.5 倍。隨著工作面推進，應變保持平穩增加狀態，表明采動應力趨于穩定。綜上可以看出應變跳躍幅度是隨著孔深增大而顯著增大，受工作面回采影響，變形增大幅明顯，應變跳躍幅度更大。影響范圍在滯后鉆孔40 m 處，在16 m 處應變波動最為明顯，此時煤柱內部出現一定程度破壞，內部變形劇烈。

圖17 為工作面距離鉆孔前–10 m 至滯后60 m推進過程1–1F 號測孔所測應變的時域變化，選取FBG 測孔深度為11.7 m 處測點?？梢钥闯?，在工作面推進未進入上覆遺留煤柱前，應變僅在平緩增長，當工作面推進至遺留煤柱下時，應變出現一次大幅度突增，在工作面推進出遺留煤柱滯后鉆孔40 m 左右，出現一次小幅突增，隨后處于平穩增長狀態。

圖17 鉆孔深度11.7 m 測點1–1F 號應變曲線Fig.17 Strain curve of measuring point No.1–1F at a drilling depth of 11.7 m

為詳細研究工作面回采過程中進出上覆遺留煤柱應變增量規律，如圖18 所示，為便于分析，對應變突增所在階段進行編號，分別為1*,2*。在回采期間經過進入和推出上覆遺留煤柱均有瞬變應變出現，不過進入期間大于推出期間。

圖18 過煤柱期間1–1F 號應變曲線Fig.18 No.1–1F strain change curve during coal pillar crossing

如圖17，18 所示，滯后測孔10 m 初始應變為97×10-6，1*強礦壓顯現時應變開始相應的起始值為112×10-6，位置于滯后測孔16 m 時進入遺留煤柱下方約5 m，此回采過程前應變波動平緩增長，應變激增，推進距離增長1 m，應變增量為317×10-6。明顯看出1*應變增量大于2*增量，2*應變突增位置在遺留煤柱下約38 m，此時工作面即將推出上覆遺留煤柱下方，應變雖再一次發生突增，增量為74×10-6，應變突增時工作面僅回采1 m，但前者的應變對應的增量與后者增量相差較大，后者應變增量僅為前者的1/4。

基于以上分析，煤柱內部變形呈現階段性，僅在過煤柱階段出現2 次應變激增現象，且發生距離相距22 m，說明受上覆遺留煤柱集中應力影響明顯，頂板垮落應力疊加，煤體出現破裂時會伴隨著應變的瞬間變化，變形突然，發生速度過快。而且受集中疊加應力影響導致煤體破裂程度時應變大小呈正相關，在煤柱寬度方向上，內部變形出現顯著的分區現象，靠近受回采影響側影響明顯，在煤柱寬度方向10～15 m 范圍內水平變形量約為其他寬度的2 倍。

以上分析表明，光測方法在井下抗干擾能力強，對工作面推進過程能實時監測，對煤柱變形強度響應靈敏，具有很好的前兆響應，在煤巖體應變觀測和礦壓預測方面應用前景廣闊。實驗室試驗已取得大量成果，但該技術現場應用還處于試驗階段，仍需要通過大量現場試驗得到進一步完善和驗證。

4 結 論

1)工作面推進過程中經過上覆遺留煤柱，水平應變峰值在煤柱寬度11.5 m 處，煤柱塑性區寬度為2 m，變形影響范圍約在10～15 m。

2)受到上覆遺留煤柱影響，區段煤柱超前支承壓力影響范圍在距鉆孔30 m，應力計應力增量在5 MPa，支承壓力峰值在10 m 處，滯后鉆孔90 m 左右，最大水平應變保持在650×10-6穩定波動，區段煤柱不再受工作面推進影響。

3)回采過煤柱階段，根據現場實測區段煤柱11.7 m 處最大水平應變，過上覆遺留煤柱出現2 次應變突增，進煤柱5 m 時FBG 測得水平應變增量317×10-6，出煤柱前2 m 時增量為74×10-6，約是進煤柱階段的1/4。進煤柱時頂板周期破斷伴隨回轉運動以及出煤柱時覆巖2 次運動，頂板大面積切落造成礦壓顯現劇烈。