超前支承压力下巷道围岩失稳机理及模拟研究

摘 要：【目的】研究工作面推进超前支承压力演化规律及巷道围岩失稳机制。【方法】以某采煤工作面为例，采用弹塑性力学理论分析工作面推进过程中超前支承压力变化特征，探讨超前支承压力作用下的关键层理论，在整个失稳过程中起到关键作用，运用3DEC模拟研究超前支承压力影响下巷道围岩失稳破坏特征。【结果】结果表明，巷道围岩呈现非对称变形，尤其是两帮的非对称变形表现最为显著。随着采矿工作的进行，巷道围岩受到叠加应力的扰动影响，超前支承压力对巷道顶板和两帮的影响差异化主要是由于顶板岩层的硬度较高，煤体相对岩层来说较为松软破碎，以及帮部已经提前产生裂隙，能够释放掉部分顶板压力。【结论】研究结果对于提高系统的稳定性和可靠性具有重要的意义，为预防和管理失稳提供了参考。

关键词：支承压力；失稳机理；数值分析；关键层理论

中图分类号：TD322" " "文献标志码：A" " "文章编号：1003-5168（2024）13-0046-04

DOI：10.19968/j.cnki.hnkj.1003-5168.2024.13.009

Mechanism and Simulation Study of Underground Tunnel Surrounding Rock Instability Under Advanced Support Pressure

DU Jinchao LONG" Shengde ZENG Cheng ZHANG Jiangping

（Guizhou Songhe Coal Industry Development Co.， Ltd.， Liupanshui 553000， China）

Abstract： [Purposes] This paper aims to study the evolution law of advance abutment pressure and the instability mechanism of surrounding rock in the coal face. [Methods] Taking coal mining face as an example， the elastic-plastic mechanics theory was used to analyze the characteristics of the pressure change of the lead support during the advancing process of the coal mining face， and the key layer theory under the action of the lead support pressure was discussed， which played a key role in the whole instability process， and 3DEC simulation is used to study the failure characteristics of roadway surrounding rock under the influence of advance abutment pressure. [Findings] The results show that the surrounding rock of the roadway presents asymmetric deformation， especially the asymmetric deformation of the two sides. With the mining process， the surrounding rock of the roadway is affected by the disturbance of superimposed stress， and the difference of the influence of the lead abutment pressure on the roof and the two sides of the roadway is mainly due to the high hardness of the roof rock as well as the relatively soft and broken coal body compared with the rock bed and the cracks in the side of the roadway have been produced ahead of time， which can release part of the roof pressure. [Conclusions] The results are of great significance to improve the stability and reliability of the system， enhance our understanding of the mechanism of instability failure， and provide important guidance for the prevention and management of instability.

Keywords： support pressure; instability mechanism; numerical analysis; key stratum theory

0 引言

近年来，随着煤矿开采强度及深度的增加，地下巷道围岩的稳定性问题日益引起人们的关注［1-3］。在采矿过程中，因超前支承压力的存在，巷道围岩容易出现失稳现象，给矿山生产安全带来了严重隐患。因此，深入研究超前支承压力影响下巷道围岩失稳机理具有重要意义。

超前支承压力对围岩稳定性影响显著，历来备受专家学者关注，根据罗生虎等［4-6］的研究，在综合厘定和分析工作面矿压显现一般规律及其成因的基础上，研究了大倾角煤层开采中顶板采动应力传递路径的时空演化特征及倾角效应。研究表明，在工作面推进过程中，顶板采动应力经历了增长期和稳定期，支撑压力峰值的演化特征呈现先增大后趋于稳定的趋势。

本研究探讨了超前支承压力对巷道围岩稳定性的影响，采用弹塑性力学理论研究了工作面推进过程中超前支承压力的变化特征，分析了超前支承压力作用下的关键层理论。运用3DEC（三维离散单元法程序）模拟研究了超前支承压力影响下巷道围岩失稳破坏特征。研究成果为预防和管理失稳提供了重要的指导和参考。

1 支承压力计算模型

采空区支承压力计算模型如图1所示。当支承压力作用于采空区时，采空区两侧或前方的煤体会受到压力的影响而向采场内移动，以减少覆岩的压力，减轻对下方煤层和采矿设备的影响。同时，由于煤体的移动和变形，形成了一个应力极限平衡区，使采空区的应力得到一定的均衡和稳定，提高了矿井的安全性和采矿效率。图1中，T为阻力，MPa；T0为煤壁支架阻力，MPa；T1为工作面煤壁垂直方向支撑力，MPa；X为研究点距离工作面煤壁的距离，m；X1为最大支承压力距离工作面煤壁距离，m；X2为最小支承压力距离工作面煤壁距离，m。

根据图1中的塑性区，从中选择了一个单元体如图2所示。在这个单元体中，水平方向上的力平衡见式（1）。

[Mσx+dσx-Mσx-2σydx=0] （1）

式中：M为煤层厚度，m；σx为煤体水平应力，MPa；σy为垂直煤层方向。

假设塑性区内的煤体屈服满足摩尔-库仑准则，根据摩尔-库仑准则，煤体在塑性区内的屈服行为可以用式（2）表示。

[σy=σc+1+sinφ1-sinφσx]" （2）

式中：σc为煤体单轴抗压强度，MPa；，φ为煤体内摩擦角，°。

将式（2）代入式（1）得到式（3）。

[σy=N0e2fx+sinφM1-sinφ]" （3）

将σy=kH（k为应力集中系数，H为埋深）代入式（3），可得支承压力峰值位置距煤壁的距离，见式（4）。

[x0=M2f1-sinφ1+sinφInkHN0] （4）

从图1中的弹性区内取出一个单元体，如图3所示。根据受力平衡原理，可以得到式（5）。

[Mσx+dσx-Mσx+2tσydx=0] （5）

在弹性区内，式（6）成立。

[σx=λσy]，[dσx=λdσy] （6）

式中：λ为侧压系数。

将式（6）代入式（5），并考虑边界条件，求解得到式（7）。

[σy=kHe2fλMx-x1] （7）

将σy=γH代入式（7），可得支承压力峰值位置距煤壁的距离，见式（8）。

[xt=x1+M2fλInk]" （8）

2 巷道围岩稳定性及支承压力变化特征

2.1 工程背景

该矿区为构造剥蚀山地地貌。该矿采用走向长壁后退式回采方法，采面布置时，基本上是沿煤层走向掘进，在局部巷道遇地质构造时，巷道起伏较大。因此，采面回采过后，易造成超前巷道围岩冒顶、片帮、底鼓等灾害。

2.2 数值分析

本研究采用3DEC对其进行数值模拟，模型尺寸为600 m×160 m×400 m，建立模型如图4所示。数值模型采用摩尔-库伦准则计算，相关岩层参数见表1。本研究主要模拟工作面不同推进距离下巷道围岩失稳破坏及支承压力变化特征。

2.3 采动巷道围岩失稳变形特征

工作面不同推进距离下最小主应力变化特征如图5所示。由图5（a）可知，当工作面推进距离为100 m时，最小主应力变化较小，顶板围岩发生小面积破坏，裂隙较发育，主要原因是开采扰动。工作面推进200 m时最小主应力变化特征如图5（b）所示。由此可知，工作面前方支承压力集中严重，且煤岩体较破碎。当煤层采出后，工作面后方采空区顶板覆岩形成悬臂梁，在开采扰动下旋转下沉，旋转角过大易造成冲击动力灾害。然而在工作面前方区域由于支承压力的影响，加之开采扰动影响，工作面前方形成采动裂隙区域。当支承压力峰值强度超过煤体自身强度时，煤体将会发生破坏，甚至产生冲击动力灾害。假设在支承压力作用下，煤体内部积聚了较多的弹性应变能，开采扰动下煤岩体产生微裂纹，煤体内部的弹性应变能一部分转换为裂纹扩展所需的能量，另一部分以热能、声能的形式耗散。当储存在煤体内部的弹性应变能大于破碎煤体强度时，即使是轻微扰动，煤体内部剩余弹性应变能突然猛烈释放，将会引起冲击破坏，导致动力灾害发生。

采煤工作面不同推进距离下主应变特征如图6所示。由图6可知，工作面前方应变较大，且较集中。在工作面推进100 m时，超前10～14 m区域出现了最大主应变。这个区域的巷道围岩变形相当严重，煤体裂隙也比较发育，同时锚杆和索具可能出现拉断现象。但当工作面继续推进至200 m时，超前支承压力的影响范围扩大了，大约是推进100 m时的1.5倍。这说明工作面推进的距离对于超前支承压力的产生具有显著影响。另外，推进距离的增加也能够改变巷道围岩的稳定性特性。因此，在矿井推进过程中，必须密切关注推进距离对超前支承压力和巷道围岩稳定性的影响，以确保工作面和相关设备的安全运行。主要原因是，工作面推进过程中超前支承压力的影响使得工作面前方的煤体失去了稳定性。当煤体受到超前支承压力的作用时，会承受较大的应力和变形，导致其内部积聚了弹性应变能。如果这个积聚的弹性应变能超过了煤体破坏所需的能量，那么煤体可能发生破坏。

综上所述，超前支承压力的作用可能会引发冲击动力等灾害。当工作面推进距离较大时，超前支承压力的影响范围扩大，可能导致煤体内部应力集中和释放，形成冲击波。这种冲击波会产生巨大的冲击力，对煤体和周围环境造成严重破坏。因此，针对超前支承压力引发的失稳破坏和可能的冲击动力灾害，需要在工作面推进过程中采取相应的应对措施。这包括合理设置超前支承系统，控制推进距离，加强围岩支护和巷道加固等，以确保工作面的安全推进和矿井的稳定运行。

2.4 支承压力理论分析

根据所选煤矿地质背景，结合数值模拟，对第二节中各参数进行赋值，其中：λ=0.5、φ=33°、M=0.7 m、 T1=6.875 MPa、k=2。将上述参数代入式（1）至式（8）中，得到该矿采空区动态支承压力分布曲线分布函数见式（9）。

[σ]y=[6.875e0.267x" " " " 32.5e-0.04（x-5.7）16.25" " " " " " " " " " " " " " " " "（0，5.7）（5.7，23.4）（23.4，60）] （9）

经过精确计算得出，矿井采空区的侧向支承压力影响范围在距离煤壁0～23.4 m之间，峰值应力大约为32 MPa，而其最大值出现在距离煤壁约5.7 m处。需要注意的是，这个支承压力的峰值位于煤柱区域。

3 结论

①巷道围岩呈现非对称变形，尤其是两帮的非对称变形表现最为显著。随着采矿工作的进行，巷道围岩受到叠加应力的扰动影响，进入强应力作用状态。这种应力状态导致了围岩的劣化加剧，使得整体变形速率进一步增大。

②超前支承压力对巷道顶板和两帮的影响差异化主要是因为顶板岩层的硬度较高，煤体相对岩层来说较为松软破碎，以及帮部已经提前产生裂隙，能够释放掉部分顶板压力。

③工作面推进距离较大对超前支承压力影响范围增加，同时推进距离的增加也会影响巷道围岩的稳定性特性。

参考文献：

［1］潘锐，蔡毅，黄厚旭，等.三软煤层回采支承压力分布及支护构件受力规律研究［J］. 采矿与安全工程学报，2021， 38（6）： 1091-1099.

［2］韩红凯.关键层对支承压力分布影响规律的理论研究［D］. 徐州：中国矿业大学，2019.

［3］叶海旺，谢守义，王其洲，等. 叠加支承压力影响沿空巷道围岩稳定性特征及支护对策［J］.煤炭技术，2022， 41（11）： 9-14.

［4］罗生虎，王同，田程阳，等.大倾角煤层长壁开采顶板应力传递路径倾角效应［J］.煤炭学报，2022， 47（2）： 623-633.

［5］赵晓联，郝军. 孤岛工作面侧向支承压力分布规律研究［J］. 煤矿现代化，2018（6）： 81-83， 86.

［6］侯鑫，赵子浩，张振南. 孤岛工作面小煤柱护巷煤柱合理宽度分析［J］. 内蒙古煤炭经济，2019（4）： 127-129.