沿空留巷围岩应力演化规律及大变形机理分析

刘洪林，赵红超

(1.新疆大学地质与矿业工程学院，新疆 乌鲁木齐 830047；2.中国矿业大学矿业工程学院，江苏 徐州 221116；3. School of Civil, Mining and Environmental Engineering,University of Wollongong, NSW 2522, Australia)

沿空留巷围岩应力演化规律及大变形机理分析

刘洪林1,2，赵红超1,3

(1.新疆大学地质与矿业工程学院，新疆 乌鲁木齐 830047；2.中国矿业大学矿业工程学院，江苏 徐州 221116；3. School of Civil, Mining and Environmental Engineering,University of Wollongong, NSW 2522, Australia)

针对沿空留巷围岩要经受上下两个区段工作面采动应力影响，围岩变形量大、巷道维护困难的特点，以沁新煤矿为工程背景，运用数值计算的方法得出了沿空留巷全寿命期围岩应力演化规律和变形特征。通过对围岩加、卸载荷规律及破坏效应的分析，总结了沿空留巷围岩产生大变形的原因。结果表明：① 巷旁支护体与实体煤帮力学性能的差异及其在形成稳定承载结构过程中为适应上区段工作面顶板垮落而产生的围岩持续变形是沿空留巷围岩大变形的主要组成部分；② 沿空留巷全寿命期内围岩的受力可看作卸围压条件下的三次轴向加载和卸载作用，卸围压条件下的反复加卸载在加剧围岩变形破坏的同时也是围岩变形量积累的过程，最终导致围岩大变形的发生。

沿空留巷；应力演化；卸荷；大变形；数值模拟

沿空留巷作为无煤柱护巷的主要技术手段，在提高资源回收率、缓解采掘接替紧张、消除工作面上隅角瓦斯积聚、改善底板巷道围岩应力环境等方面体现出显著的技术优势，有着非常广阔的应用前景[1]。但是，沿空留巷巷道围岩在其服务周期内要经受上下区段工作面回采引起的动压影响[2]，特别是在工作面强采动应力与原岩应力的叠加作用下，巷道变形强烈、维护困难，甚至留巷失败。

国内外学者对沿空留巷技术开展了大量的研究工作，并取得了一系列的理论与实践成果，如沿空留巷矿压显现规律、充填材料研制、巷旁支护阻力计算、围岩控制技术等[2-5]。在这些成果的指导下，沿空留巷围岩控制效果不断得到改善，沿空留巷技术的应用范围逐渐扩大。然而，由于我国煤矿地质复杂多变，对于沿空留巷围岩的大变形机理这一关键共性问题，至今尚未形成较为统一的结论，仍有进一步研究的必要。

本文以山西沁新煤矿3207 工作面八顺槽沿空留巷为工程背景，采用数值模拟分析沿空留巷全寿命期围岩应力分布演化规律及围岩产生大变形的原因。研究结论可为沿空留巷围岩大变形控制技术开发奠定基础。

1 全寿命期数值分析模型

1.1 工程地质概况

沁新矿3207工作面，开采沁水煤田2号煤层，煤层厚度1.60～2.20 m，平均2.0 m，平均埋深358 m。试验巷道八顺槽全长1114 m，沿空留巷长度980 m，七顺槽、八顺槽之间煤柱宽度18.0 m，工作面巷道位置关系见图1，工作面煤层顶底板岩性见表1。

表1 沁新矿3207工作面煤层顶底板岩性

图1 3207工作面巷道布置

图2 沿空留巷数值计算模型

1.2 数值分析模型建立

根据实际生产地质条件，综合考虑模型开挖的尺寸效应及计算速率等因素，基于FLAC3D岩土工程分析软件建立数值计算模型。模型尺寸(长×宽×高)确定为130.0 m×130.0 m×72.0 m，充填体宽度2.0 m，见图2。八顺槽的位置坐标为：x=(60，63.2)，z=(30，32)；七顺槽的位置坐标为：x=(81.2，84.8)，z=(30，32.6)；巷旁支护体位置坐标为：x=(58，60)，z=(30，32)，充填体全部位于采空区，滞后采面3 m充填。模型顶边界为应力边界，底边界为垂直位移固定，左右边界水平方向固定。模型计算服从莫尔-库仑(Mohr-Coulomb)屈服准则。

为将八顺槽保留下来继续为3205工作面服务，3207工作面回采过程中在工作面后方采用高水速凝材料整体浇筑的方式构筑巷旁充填体。根据岩石力学测试结果确定煤岩体力学参数，并依据开采实践情况进行适当折减[6]，确定数值计算模型力学参数如表2所示，K为体积模量，G为剪切模量，ρ为密度，F为内摩擦角，C为粘聚力，T为抗拉强度。数值模型计算过程如下：建立模型→生成原岩应力场→开掘八顺槽→开掘七顺槽→3207工作面回采→沿空留巷巷旁充填→3205工作面回采→计算结果输出。

2 围岩应力分布演化规律

沿空留巷作为一类特殊的回采巷道服务于上、下两个区段工作面回采，在全寿命期内巷道围岩要经历巷道掘进影响阶段、一次采动及沿空留巷阶段、二次采动影响阶段三个围岩应力调整期。

2.1 掘进影响阶段巷道围岩应力分布规律

巷道开挖对其围岩来说是新自由面的形成，围岩局部的应力传递被中断，应力连续性被打破，原岩应力发生重新分布。八顺槽掘进65 m和八顺槽掘进完成后七顺槽掘进65 m时围岩的垂直和水平应力分布见图3。

表2 数值计算模型岩体力学参数

图3 掘进阶段围岩应力分布

掘进扰动下巷道围岩应力由浅部向深部转移，在巷道围岩浅部形成低应力区、深部形成高应力区。八顺槽掘进期间围岩垂直应力转移到巷道两帮形成集中区，应力峰值达到10.0 MPa，集中系数1.12，见图3(a)；水平应力向巷道顶底板转移形成水平应力集中区，应力峰值达到11.0 MPa，集中系数1.23，见图3(c)。七顺槽掘巷引起的支承应力在两顺槽间煤柱上叠加，垂直应力峰值达到11.5 MPa，应力集中系数1.28，见图3(b)。两条顺槽之间的煤柱由于失去水平约束，处于水平应力降低区，围岩水平应力在巷道顶底板中形成集中区，应力峰值达到12.0 MPa，集中系数1.34，见图3(d)。

2.2 一次采动及沿空留巷阶段围岩应力分布规律

本区段工作面(3207工作面)回采过程中，八顺槽围岩要受到工作面采动的前、后支承压力作用。工作面回采50 m、70 m时的围岩应力分布见图4、图5。

图4 3207工作面回采50 m时围岩应力分布

根据3207工作面回采过程中的垂直应力分布(图4(a)、图5(a))，可看出超前支承压力随工作面推进逐渐前移，影响范围约20.0 m；应力峰值达到19.4 MPa，集中系数2.17，位于回采工作面前方7.0 m处。采动引起的侧向支承压力与顺槽掘进产生的集中应力在3207工作面侧向叠加形成残余支承应力，其峰值达20.3MPa，位于八顺槽侧向煤柱内4.5 m处，应力集中系数为2.27。同时，随着3207工作面的推进，采空区垮落的岩石逐渐压实，采空区垂直应力逐渐升高，达到峰值11.0MPa(集中系数1.23)后渐降低至原岩应力。

3207工作面采动影响下，工作面前方巷道围岩水平应力峰值仍为12.0MPa，但水平应力降低区的范围进一步扩大，且向巷道顶底板深部发展，见图4(b)、图5(b)。3207工作面推过以后，采空区垮落的顶板被逐渐压实，水平应力的传递能力逐渐恢复，巷旁充填体周围的水平应力逐渐增大，但仍然远低于原始水平应力值，见图4(c)、图5(c)。

2.3 二次采动影响阶段围岩应力分布规律

3205工作面回采期间，工作面超前支承压力与3207工作面残余支承压力叠加，垂直应力峰值达到31.0MPa，位于工作面前方9.0 m的煤柱上方，应力集中系数达3.46，超前支承压力影响范围约23.0 m，见图6(a)。八顺槽围岩及煤柱中水平应力峰值仍为12.0MPa，但水平应力降低区范围更进一步扩大，峰值位置更加远离巷道顶部和底部，见图6(b)。对比掘进影响阶段、沿空留巷阶段的围岩应力分布情况，可以看出二次采动期间围岩垂直应力峰值和影响范围均进一步增大；水平应力峰值不变，但应力降低区范围扩大。

图5 3207工作面回采70 m时围岩应力分布

图6 3205工作面回采60 m时围岩应力分布

3 沿空留巷围岩大变形机理分析

3.1 沿空留巷围岩加卸载规律及变形特征

通过上述以沁新煤矿3207 工作面具体地质条件为基础对沿空留巷围岩应力分布演化规律的分析，可以看出自巷道开挖，各应力调整阶段八顺槽围岩的水平应力与垂直应力变化规律并不一致。八顺槽围岩水平应力峰值保持在11.0 M～12.0 MPa，随着工作面开挖，围岩水平应力降低区的范围逐渐扩大，即沿空留巷围岩中的水平应力呈逐渐降低的趋势。在不同的开挖阶段，八顺槽围岩垂直应力峰值分别达到11.5 MPa、20.3 MPa、11.0 MPa、31.0 MPa，呈规律性的重复先升高再降低过程。为简化问题，取沿空留巷围岩的单元岩块为研究对象，该岩块受力过程就可以看作卸围压条件下的轴向反复加卸荷载过程。沿空留巷围岩经受的三次动压影响，可视作轴向的三次加载和卸载过程，如图7所示，K1、K2、K3为各阶段垂直应力集中系数峰值，分别为2.27、1.23、3.46。八顺槽围岩各应力调整阶段的变形量数据导出，形成的围岩变形曲线见图8。

图7 沿空留巷围岩加卸荷载过程示意图

图8 沿空留巷各阶段围岩变形量

1)掘进影响阶段。巷道开挖是在岩体中强制形成自由面，围岩水平应力的连续性被打破，巷道浅部围岩应力状态由三维转变成二维甚至一维，其力学本质就是卸围压的过程。由于围岩应力状态变化和应力向深部转移，掘进阶段八顺槽围岩产生一定变形，并可以较快稳定。其中，八顺槽顶板下沉、底鼓、左帮和右帮的位移分别为43.3 mm、33.1 mm、58.2 mm、56.8 mm，见图8中A区域。

2)一次采动及留巷阶段。本区段工作面回采引起的超前支承压力作用，对巷道围岩来说是经历一次加载和卸载的过程。八顺槽顶板下沉、底鼓、左帮和右帮的累计变形量分别为129.8 mm、44.5 mm、121.4 mm、103.7 mm，见图7和图8中B、C区域。本区段工作面回采时，由人工构筑巷旁支护体替代随工作面采出的八顺槽左帮煤体，形成新的围岩承载结构；工作面推过以后，随着采空区岩层逐渐垮落和压实，在后支承压力作用下沿空留巷围岩相继经历第二次加载和卸载过程。由于围岩承载体结构变化及超前、后支承压力作用，该阶段是八顺槽围岩的主要变形时期，八顺槽顶板下沉、底鼓、左帮巷旁充填体和右帮煤体的累计变形量分别达到351.9 mm、102.7 mm、81.1 mm、265.9 mm，见图7和图8中D、E区域。

3)二次采动影响阶段。下区段工作面前方一定范围巷道围岩再次受到工作面回采超前支承压力的作用，沿空留巷围岩经历第三次加载和卸载过程，图7中F、G区域。由于残余支承压力叠加作用，围岩加、卸载荷的峰值较大，八顺槽受二次采动超前支承压力影响的工作面前方约23.0 m巷段围岩变形剧烈。八顺槽顶板下沉、底鼓、左帮巷旁充填体和右帮煤体的累计变形量分别达到422.3 mm、160.1 mm、152.8 mm、308.4 mm，见图8中F、G区域。

3.2 加卸载条件下围岩破坏效应

岩体变形破坏与其内在结构及所处的应力环境密切相关，按所施加应力的方式，可分为加载荷和卸载荷两种变形破坏类型。

1)卸载条件下围岩破坏效应。卸围压和卸轴压是沿空留巷围岩涉及的两种卸载应力路径，围岩的不同卸荷应力路径会导致其扩容特征和破坏程度也不相同，但其实质都是卸载条件下围岩主应力差(σ1-σ3)增加而引起围岩破坏[7-8]。卸载条件下围岩变形破坏过程是：卸载时岩体主差应力(σ1-σ3)大幅递增，引起岩体的体积应变(εv)大幅增加，在岩体的弱面处形成平行于卸载方向的拉应力，使岩体发生张剪复合型破坏。

2)加载条件下围岩破坏效应。采动支承压力作用下巷道围岩垂直应力逐渐升高是对围岩进行加载的过程。由于采动支承压力峰值通常为原岩应力的数倍，且煤系地层均为沉积岩层其内部存在较多的弱结构，所以当采动支承压力达到围岩内部弱结构的破坏强度时，煤岩体首先从内部弱结构处发生破坏。围岩弱结构的破坏是一种微观现象，不宜被观察，但是随着采动支承压力的继续升高，围岩弱结构破坏产生的微裂隙进一步发育就表现出了围岩宏观的剪切破坏特征。

同时，真三轴试验条件下裂隙岩体模型的连续加、卸载破坏试验研究表明：无论是连续加载还是卸载，最大主应变ε1均随主差应力(σ1-σ3)的增大而增大，岩样均呈现出扩容的性态；相同主差应力下卸载的扩容量比加载的更大，卸围压的侧向扩容也比卸轴压的更大[8]。因此，对于同一类型裂隙岩体模型加载破坏时的最大主应力较卸载破坏时的最大主应力更大，即岩体卸载时的破坏强度比加载时的破坏强度更低；卸围压变形破坏程度亦比卸轴压更加严重。

3.3 围岩大变形机理分析

除要多经历两个应力调整阶段以外，沿空留巷与普通回采巷道的最大区别在于本区段工作面回采以后巷道围岩承载结构的变化。通过对沿空留巷围岩的加卸载规律、变形特征及加卸载条件下的破坏效应分析，可以发现沿空留巷围岩的受力过程和破坏方式比普通巷道更复杂，围岩发生大变形的机理主要有两方面。

3.1.1 巷道承载结构变化后的围岩变形协调

本区段工作面回采时，八顺槽左帮煤体逐渐采出，由人工构筑的巷旁支护体作为八顺槽左帮承载体。由于巷旁支护体与八顺槽右帮(煤体)的力学和变形特性差异显著，在上区段工作面采空区顶板的破断和垮落过程中，八顺槽两帮变形不协调，变形量差异明显。随着上区段工作面顶板沿采空区边缘旋转下沉[3]，八顺槽围岩变形量持续增加，只有当两帮围岩的变形逐渐协调才能形成稳定的承载结构，围岩变形趋于稳定。

图9 沿空留巷两帮围岩主差应力分布

根据加卸载条件下围岩破坏效应的分析，主差应力的变化是围岩变形破坏的力学本质，因此数值模型中单元体的主差应力变化情况在一定程度上反映了单元体的变形情况。图9为八顺槽两帮单元体在各阶段的主差应力分布，结合图8可以看出在掘进影响阶段、一次采动影响阶段八顺槽两帮围岩的主差应力分布和变形速度基本一致；沿空留巷阶段八顺槽两帮围岩的主差应力和变形量差异显著；由沿空留巷阶段向二次采动影响阶段过渡时，随着围岩变形量的大幅增加(图8中D、E区域)，两帮单元体主差应力和变形速度逐渐趋于一致。

3.3.2 循环加卸载作用下的围岩变形积累

沿空留巷围岩全寿命期经受的三次动压影响是对巷道围岩进行三次加载和卸载的过程，反复的加卸载必然会导致围岩体的疲劳和损伤。裂隙岩体在加载和卸载条件下表现出的力学特性和变形破坏规律有所不同，因此循环加卸载过程中岩石的破坏模式也是循环变化的。相关研究表明裂隙岩体在每一个加、卸载循环过程，加载和卸载时的应力-应变曲线不重合，而是形成一个塑性滞回环[10-11]，如图10所示。若每次施加的最大载荷相同，则这些塑性滞回环随着加卸载荷次数的增加越来越窄，并且彼此越来越近；若每次施加的最大载荷比前一次循环的最大载荷大，则随着循环次数的增加，塑性滞回环面积有所扩大。

图10 循环加卸载下应力-应变关系示意图

总体上来说，不管每次施加的载荷是否与第一次加载的载荷相同，围岩塑性破坏的范围都是在上一次循环加、卸载荷的基础上积累和增加，这也是沿空留巷围岩发生大变形的重要原因。

沿空留巷围岩不可避免的要经历三次动压影响所导致的三次加载和卸载作用，所以不能通过减少循环加、卸载的次数来减小巷道围岩变形和破坏范围。但是，针对沿空留巷围岩的循环加、卸载特征，可以通过采用相关技术降低加载峰值，进而控制塑性区、破坏区的发展，实现控制循环载荷下沿空留巷围岩大变形的目的。

4 结论

1) 自巷道开掘以来，沿空留巷围岩中的水平应力始终呈降低趋势；围岩中的垂直应力则规律性的重复先升高再降低过程，二次采动期间围岩垂直应力峰值和支承压力影响范围均比一次采动时有明显增大。

2) 沿空留巷承载结构变化以后的两帮围岩力学和变形特性差异，及其在适应在上区段工作面采空区顶板破断和垮落过程中的持续变形是沿空留巷大变形的主要组成部分。

3) 沿空留巷全寿命期内围岩的受力过程可以看作是卸围压条件下的轴向三次加卸荷载过程。卸围压条件下的反复加卸载在导致围岩损伤，加剧其变形破坏的同时，也是围岩变形量积累的过程，是沿空留巷围岩发生大变形的重要原因。

4) 针对沿空留巷围岩的循环加、卸载特征，可以采用相关技术降低加载峰值，进而控制塑性区、破坏区的发展，实现控制循环载荷下沿空留巷围岩大变形的目的。由于沿空留巷顶底板及两帮的受力和承载能力均不相同，具体的围岩大变形控制技术的提出尚需针对各承载部位特点，有待深入研究。

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Analysis of stress evolution law and large deformation mechanism in surrounding rock of gob-side entry retaining

LIU Honglin1,2，ZHAO Hongchao1,3

(1. School of Geology and Mines Engineering, Xinjiang University, Urumqi 830047, China; 2. School of Mines Engineering, China University of Mining & Technology, Xuzhou 221116, China; 3. School of Civil, Mining and Environmental Engineering, University of Wollongong, NSW 2522, Australia)

Aiming at the serious deformation of surrounding rock in gob-side retaining due to the redistribution of stress caused by two working face during its service period, the deformation characteristics of the surrounding and the stress evolution law were investigated by finite analysis based on the case study conducted in Qinxin mine. The reasons for the large deformation of surrounding rock were summarized based on the damage effect of rock by loading and unloading cycles. Combined with this research, two conclusions have been drawn as following: ① in order to adapt to the roof collapse of the first working face and form a stable bearing structure, the continuous deformation of surrounding rock caused by the difference of mechanical properties between roadside support and integrated coal beside roadway was the main component of the large deformation of gob side entry retaining surrounding rock; ② the surrounding rock experienced three times loading and unloading cycles in axial direction for gob-side entry retaining in whole service period. Deformation and destruction of surrounding rock were intensified as consecutive loading-unloading cycles under unloading confining pressure, and which was also a process of accumulation of surrounding rock deformation. This was the key reason that caused the large deformation of gob-side entry retaining surrounding rock as well.

gob-side entry retaining; stress evolution; unloading; large deformation; numerical simulation

2016-09-12

新疆维吾尔自治区自然科学基金项目资助(编号：2013211B08)

刘洪林(1984-)，男，博士研究生，讲师，毕业于中国矿业大学，主要从事矿山压力与岩层控制、保水开采方面的教学和科研工作，E-mail：liuhonglin@xju.edu.cn。

TD353

A

1004-4051(2017)02-0122-07