動靜載疊加條件下近直立煤層巷道圍巖損傷特征及支護優化

摘要：目前大多數沖擊地壓防治研究集中于水平和緩傾斜煤層，而近直立煤層由于獨特的賦存特性，沖擊地壓顯現特征與常規水平煤層具有顯著差異。以國家能源集團新疆能源化工有限公司烏東煤礦為研究背景，通過數值模擬研究了動靜載疊加條件下近直立煤層巷道圍巖應力、位移和塑性區分布特征，結果表明：靜載作用下，圍巖應力分布呈區域應力相互貫通、局部高應力集中的特點，巷道圍巖應力、位移和塑性區呈非對稱分布特征，具體表現為巷道上部區域應力和位移隨著距堅硬頂板距離變小而逐漸增大，并在巷道右幫肩部煤體與堅硬頂板交界位置達到峰值；動靜載疊加作用后，圍巖應力、位移和塑性區非對稱分布特征進一步加劇，局部峰值應力顯著增加，動載導致的圍巖最大變形量比靜載條件下提高了2 倍，高應力集中區和塑性區急速擴展。基于動靜載疊加條件下巷道圍巖非對稱損傷特征，針對性提出了烏東煤礦近直立煤層群開采的巷道支護優化方案：加密頂板錨桿索間排距以減少動靜載影響：增加巷道上部錨桿數量、調整錨桿傾斜角度來應對巷道頂板變形;在巷道右幫肩部增設短錨索以避免堅硬頂板的擠壓和撬動影響；提高錨桿預緊力來提高抗動載沖擊能力。該支護優化方案大幅提高了巷道圍巖在動靜載疊加條件下的穩定性。

關鍵詞：近直立煤層；動靜載疊加；圍巖應力；圍巖位移；非對稱損傷特征；巷道支護

中圖分類號：TD322/353 文獻標志碼：A

0 引言

隨著淺部資源的枯竭，我國煤炭開采向深部進軍[1-2]，煤巖體面臨的應力狀態愈發復雜，給礦井沖擊地壓防治帶來了嚴峻挑戰[3-8]。準確防治沖擊地壓需要從誘沖機理入手，明晰巷道圍巖在煤層采動下的復雜應力狀態及損傷特征是研究沖擊地壓機理的關鍵。

近年來，動靜載疊加理論在沖擊地壓誘沖機理中逐漸占主導地位。該理論認為，靜載是沖擊地壓發生的基礎，動載主要起觸發沖擊的作用，動載越強越容易誘發沖擊，靜載水平越高，沖擊剩余能量越大，沖擊越猛烈[9]。相關學者對此展開了大量研究，Tao Ming 等[10]通過數值模擬研究了深埋開挖口周圍的巖石破壞，得出在高地應力和動載作用下，圍巖發生破壞和能量釋放。Kong Peng 等[11]采用FLAC3D動態模塊模擬了不同能級動靜載作用下巷道變形情況，推算了沖擊地壓發生的可能性，得到高靜載是發生沖擊地壓的重要因素。Huang Runqiu 等[12]用有限元方法分析了動載誘發沖擊地壓的機理，認為沖擊地壓的發生是由煤巖性質和動載的頻率、能量等共同決定的。何江[13]在FLAC2D 中采用頻率為50 Hz的正弦波為動載來模擬開采擾動，研究開采過程中的動載對巷道及煤巖體的擾動作用，進一步完善了動載誘發沖擊地壓的機理。王恩元等[14]采用LS?DYNA 數值模擬軟件，將現場采集到的真實震源產生的震動波經應力波計算進行簡化后模擬，揭示了采場堅硬頂板斷裂震源和應力集中區煤體破裂震源產生的應力波對巷道沖擊破壞過程。Chen Guoxiang等[15]對頂板卸壓爆破進行了數值模擬研究，得出堅硬巖石頂板破裂或滑動引起的劇烈震動和能量釋放可觸發沖擊地壓。彭維紅等[16]基于LS?DYNA 數值模擬軟件研究了動載作用下圍巖層裂結構的變化和沖擊失穩現象，得出應力波強度越大，圍巖越易形成層裂結構，誘發沖擊地壓。秦昊等[17]采用非連續離散元軟件UDEC 研究得出動載是導致完整巖體產生裂隙并貫通，繼而誘發沖擊地壓的重要因素。高明仕[18]采用FLAC2D 軟件模擬分析了巷道頂板不同位置、不同能量震源對巷道的破壞過程和效應，得到了大能量震動單次沖擊破壞、中等能量震動多次沖擊累積破壞和小能量震動沖擊不破壞的震動破壞效應。解盤石等[19]總結了大傾角大采高堅硬頂板工作面典型動載的特征，分析了支架在多維動載作用下的失穩機理。高玉兵等[20]發現作用在煤柱上的動載傳遞到巷道是造成底鼓大變形的主要原因。鐘濤平等[21]通過數值模擬揭示了上覆刀把形采空區和厚硬頂板巖層組作用下工作面各回采階段靜動載疊加誘沖機制。

在動態擾動影響下圍巖控制方面，相關學者做了豐富的研究。Zang Chuanwei 等[22]通過在數值模型頂部添加不同類型簡諧波荷載，研究了圍巖變形特征，并據此提出了“雙錨索+鋼絲網+W 鋼帶”聯合支護方案，有效提高了圍巖承載能力。Xiao Zhimin等[23]基于力學和能量理論，提出了一種“超前錨固?注漿回填”防沖措施。Gu Hongfei 等[24]研究了不同動態擾動時有無支護條件下圍巖破壞特征，結果表明在巷道支護中，需要對巷道圍巖提供一定的壓應力。Ma Zhenqian 等[25]研究了動載影響下巷道不同支護方式響應效果，結果發現，錨固系統更能維持動載下的巷道穩定，據此提出了“雙層錨網+噴漿+U 型鋼”支護系統。Wang Qizhou 等[26]全面研究了巷道U 型鋼支架與錨索協同加固系統的支護效果，通過優化支護元件的布置方案，提高了支護承載力。QinDongdong 等[27]通過理論分析結合數值模擬研究了不同支護方式對圍巖承載結構的控制效果，提出了“索棚固定、底板卸壓、復合注漿”的深部動力軟巖巷道分區加固方案。鐘濤平等[28]根據數值模擬的近直立煤層力學模型，提出了通過爆破或鉆孔卸壓等巖體工程措施在頂底板中形成弱化區的調控防沖方法。

目前，大多數研究集中于水平和緩傾斜煤層，而近直立煤層由于獨特的賦存特性，沖擊地壓顯現特征與常規水平煤層具有顯著差異。本文對FLAC3D軟件中動載模塊進行二次開發，通過精細模擬研究在動靜載疊加作用下近直立煤層巷道圍巖損傷特征，并結合現場微震分布規律提出適用于近直立煤層的支護優化方案。

1 工程背景

1.1 礦井概況

國家能源集團新疆能源化工有限公司烏東煤礦位于新疆烏魯木齊，分南、北、西3 個采區。其中南采區主采B1+2 煤層和B3-6 煤層， 煤層地表標高約為+800 m，煤層傾角為87～89°，屬于典型近直立煤層，B1+2 煤層和B3-6 煤層中間存在70～101 m 寬的巖柱，煤層厚度分別為37 m 和50 m，密度為1.3 t/m3，煤的堅固性系數為0.8～ 1.3， 呈南硬北軟， 灰分為12%～15%，屬長焰煤和弱黏結煤，煤的實體密度為1.3 t/m3。其中B1+2 煤層含夾矸4～8 層，總厚度約為3 m，有益厚度為35 m；B3-6 煤層含夾矸4～12 層，總厚度為3.88 m，有益厚度為45 m。該煤礦現采用水平分段放頂煤的采煤方法，2 組煤交錯開采，即同水平內首先開采B3-6 煤層再開采B1+2 煤層，每層分段高度為25 m，其中割煤厚度為3 m，放煤高度為22 m，上部采空區用黃土進行回填，采用上采下掘的開拓方式， 回采和掘進活動同時進行， 目前開采至+425 m 水平。頂底板和煤層分布剖面如圖1 所示。烏東煤礦南采區特殊的近直立煤層賦存情況導致其沖擊顯現特征明顯有異于常規緩傾斜煤層，需針對性制定沖擊危險防治措施，以保證煤礦安全生產。

1.2 微震事件分布規律

煤巖體破壞產生的震動波是動載主要來源，微震監測系統可實現震動波采集及不同能級微震事件精準定位和可視化展示。烏東煤礦是典型近直立煤層沖擊地壓礦井，現場微震監測統計結果表明，隨著煤層開采，近幾年已累計發生微震事件42 166 次，使煤巖體處于強烈動態擾動影響狀態。工作面回采時發生的2 次大能量微震事件及其發生前1 個月內其余微震事件空間分布規律如圖2 所示。

從圖2 可以看出，大量微震事件發生在擠壓撬動區[29]的堅硬頂板和層間厚巖柱位置，強烈而頻繁的動載擾動導致B6 巷道圍巖出現嚴重劣化和破壞，進而造成動靜載疊加應力超過煤巖體臨界破壞應力并有可能發生沖擊災害。因此，在進行沖擊地壓災害誘發機理及支護分析時要充分考慮烏東煤礦巨厚巖柱和堅硬頂板破壞帶來的震動波擾動載荷對結果的影響，以實現巷道的精準支護，避免支護不足或浪費成本。

2 數值模擬模型構建及邊界條件設置

2.1 模型建立

為量化分析動靜載對巷道失穩變形的影響，并為針對性巷道支護提供依據，采用FLAC3D6.0 對動載擾動作用下巷道圍巖損傷特征及支護方式進行研究。依照礦井地質賦存條件建立數值模擬模型，如圖3 所示，模型尺寸為600 m×500 m×500 m（長×寬×高），巷道尺寸為4 m×5 m（寬×高）。采空區參數根據黃土力學性質賦值，模型煤巖物理力學參數見表1。

利用FLAC3D 軟件內置的cable 單元模擬錨桿、錨索及錨固劑在圍巖中的力學形態，其中錨桿索參數見表2。

模型頂部為自由面，固定模型底部和四周邊界的法向位移；模型工作面傾向和走向施加應力邊界，水平應力根據地應力實測值進行賦值，水平應力為垂直應力的2 倍，工作面走向應力大小等于垂直應力，重力加速度設置為10 m/s2。

實際模擬過程中在震源位置設置半徑為2 m 的球面邊界。為更準確模擬震動波對B6 巷道圍巖損傷，應用團隊已建立的橫縱波拆分重構方法對采集到的大能量微震事件Ⅱ原始微震波形進行分解重構[30]，從而更準確地模擬工程中震動波2 種振動?傳播方式的實際情況，經過濾波及分解重構后的震動波P 波和S 波如圖4 所示。

動力分析過程中需要消除動力邊界對震動波的反射影響，因此本文在模型邊界設置了黏性邊界以吸收傳播到邊界位置的震動波。同時根據FLAC3D手冊，動力響應過程中需要對介質設定局部阻尼系數，具體表達式為

αL = πD （1）

式中αL和 D 分別為局部阻尼系數和臨界阻尼系數。

在應用過程中應根據數值模擬模型和輸入數據對局部阻尼系數進行校正，得到距震源不同距離下質點峰值速度（Peak Particle Velocity，PPV）曲線與不同阻尼系數下PPV 曲線，最終按等比例原則使數值模擬模型中使用的PPV 與理論計算的震動波PPV一致。

筆者團隊通過對實際礦區條件下局部阻尼系數進行校正，確定局部阻尼系數為5%[31]，按照該結果對震動波進行模擬，不同時刻震動波在模型中工作面傾向的速度場分布云圖如圖5 所示。可看出隨著時間推移，震動波從震源位置激發，不斷向外擴散。同時，震動波傳播到模型黏性邊界時被完全吸收，證明已消除邊界反射對結果的影響。

2.2 邊界條件設置

為模擬真實地質條件對研究區域的影響，固定模型底部及四周邊界。模型原始垂直應力為自重，具體表達式為

σ0zz ="γH （2）

式中：σ0 zz為垂直應力；""γ為巖體容重；H 為工作面埋深。

工作面傾向應力σ0xx、工作面走向應力σ0yy與垂直應力σ0"zz之間的關系可由地應力測量結果確定，具體表達式為

σ0xx = 1.664σ0zz （3）

σ0yy = 1.144σ0zz （4）

3 模擬結果與分析

3.1 動靜載疊加條件下近直立煤層巷道圍巖應力演化特征

不同載荷條件下巷道圍巖應力分布特征如圖6 所示。可看出靜載條件下B1+2 煤層和B3-6 煤層周圍及底部出現了大范圍水平應力集中，且兩煤層應力集中區通過巖柱區域實現了貫通。對比分析兩煤層應力分布發現，巖柱兩側水平應力分布呈非對稱特征，B3-6 煤層應力集中程度更高，局部應力集中峰值達36.7 MPa，在煤巖體垂直應力分布中，B3-6 煤層頂板側出現了遠大于B1+2 煤層圍巖區域的垂直應力集中。同時，高應力集中區總是出現在B3-6 煤層巷道右側頂板與煤層交界區域，而巷道左右兩幫位置應力顯著低于頂底板位置，這主要是由于烏東煤0 0.05 0.10 0.15 0.20 0.25?12?8?404812波速/（m·s?1）時間/s0 0.08 0.16 0.24 0.32 0.40?16.2?10.8?5.405.410.816.2波速/（m·s?1）時間/s（a） P 波（b） S 波圖 4 微震震源波形Fig. 4 Microseismic source waveform礦煤層群的近直立賦存條件，導致隨著煤層開采深度增加，上覆堅硬巖層和層間巨厚巖柱開始對煤體產生擠壓和撬動作用，造成煤體在靜載條件下出現局部應力集中，且應力集中區域峰值較大，最終導致圍巖應力場呈典型非對稱分布特征。對比分析靜載條件和動靜載疊加條件下圍巖應力分布發現，動靜載疊加條件下應力場整體分布特征保持應力集中區相互貫通和非對稱分布特征不變，但應力集中區峰值應力在動靜載疊加條件下顯著高于靜載條件，局部水平和垂直應力分別達39.5 MPa 和31.4 MPa，巷道圍巖不穩定性在高局部應力和非對稱應力場影響下進一步增強。

巷道應力非對稱分布極易導致圍巖在采動等影響因素下發生局部應力重分布，造成巷道失穩變形。考慮到烏東煤礦煤層開采受水平應力影響較大，提取不同載荷條件下巷道斷面不同位置水平應力（圖7），量化分析巷道圍巖局部應力場空間分布特征，為后續卸壓及支護提供依據。可看出測點5 和測點7—測點9 在動靜載疊加條件下應力高于靜載條件下應力，而其余位置在動靜載疊加條件下應力有不同程度的降低，且頂板位置應力降低現象最顯著；在測點1—測點5 范圍（即巷道上部），隨著距堅硬頂板距離減小，應力整體增大，在煤層與堅硬頂板交界位置達到峰值。基于震源與堅硬頂板及煤層的空間位置關系，發現出現上述現象的原因主要是測點5—測點9 區域圍巖距離震源位置最近，所受沖擊最強，同時，堅硬頂板在震動波作用下持續積聚能量，導致該區域出現應力集中且峰值應力高于靜載條件下應力，這使得巷道開挖后煤層區域應力拱內壓力變小，不穩定性增強，巷道圍巖在采動影響下極易造成疊加載荷大于臨界載荷，導致堅硬頂板發生破斷，誘發沖擊災害。

3.2 動靜載疊加條件下近直立煤層巷道圍巖位移演化特征

圍巖位移變化可表征質點在力源驅動作用下的變形特征，因此，提取不同載荷條件下煤層圍巖位移分布結果，如圖8 所示。可看出靜載條件下，不同位置圍巖位移無明顯差異，均為0.25 m 左右；動靜載疊加條件下，圍巖快速變形，整體位移為0.4 m 左右，巷道右側和上部位移顯著高于其他區域，左側位移較小，整體呈非對稱分布特征，與圍巖應力分布規律一致；巷道右幫肩部方向圍巖位移較大，且越靠近震源位置，位移增大越明顯，這主要是由于越靠近震源，圍巖受到震動波作用越強，越易發生變形。

為量化揭示震動波作用下巷道圍巖不同區域質點動態響應特征，在巷道圍巖局部區域沿工作面走向布置4 條間隔為2 m 的測線（測線A—測線D 自巷道上方1 m 處依次向下均勻排布），提取該區域不同載荷條件下巷道圍巖位移變化，如圖9 所示。可看出靜載條件下，巷道圍巖位移隨著距底部距離的增加而逐漸增大，巷道右幫肩部為區域位移最大值所在位置。對比實體煤側和頂板堅硬巖體側可發現，實體煤側位移低于巖體側，且越靠近巖體側，位移越大，直至在巷道上部煤體與巖體交界區域位移達到最大值，這與應力分布特征一致。動靜載疊加條件下巷道圍巖位移最大值相較于靜載條件下增大，由0.23 m 增長至0.73 m，增長了2 倍多，其中巷道上部位移增長幅度最大，底部增長幅度最小。對比不同載荷條件下空間不同區域位置位移發現，圍巖位移最大值出現在巷道右幫肩部煤體與巖體交界處，與區域應力集中區峰值應力所在位置相似，說明動載會導致圍巖局部集中應力進一步升高，出現更顯著變形。

3.3 動靜載疊加條件下巷道圍巖塑性區損傷破壞特征

圍巖塑性區分布特征可直觀展示出煤巖體在載荷作用下的損傷特征。不同載荷條件下巷道圍巖塑性區分布如圖10 所示。可看出在靜載條件下，煤巖體塑性破壞主要發生在采空區及下部部分煤體內，巷道斷面僅上下區域出現部分塑性損傷，煤層上覆堅硬頂板完整性良好。動靜載疊加條件下，巷道圍巖各區域均出現不同程度損傷，尤其是堅硬頂板區域巖體在震動波到達后，其所受疊加應力超過了其極限應力，煤巖體發生塑性變形，并持續向深部擴展，尤其是近震源位置煤巖體所受損傷遠超其他區域，這主要與震動波在煤巖體介質中的傳播有關。整體而言，震動波作用下巷道圍巖損傷與應力及位移分布相似，呈非對稱分布特征，巷道上部與堅硬頂板交界位置塑性區范圍最廣，堅硬頂板側受動態擾動影響較實體煤側大。同時，塑性區分布特征與圍巖應力、位移空間演化結果具有較好的一致性，證明了前述分析的合理性。

4 巷道圍巖支護優化方案

烏東煤礦現有巷道支護條件（圖11）下，在大能量微震事件擾動影響下的圍巖變形特征如圖12 所示。在動靜載疊加作用下，巷道圍巖失穩變形嚴重，右幫肩部及頂板出現大范圍沉降，右幫肩部下沉1.3 m，兩側出現不同程度幫鼓，鼓出范圍為0.3～1.0 m，且錨網在現場高應力作用下發生了大變形。

基于前述不同載荷條件下巷道圍巖應力、位移和塑性區分析發現，在巷道開挖后的靜載條件下，煤巖體在堅硬頂板及巨厚巖柱的擠壓和撬動影響下已經出現區域應力貫通與局部應力集中現象，導致巷道圍巖應力、位移和塑性區呈現典型的非對稱空間分布特征，在動靜載疊加條件下該非對稱分布特征得到進一步強化，尤其是近震源區域圍巖動態響應劇烈，位移變化幅度甚至達2 倍。上述圍巖動力學響應特征說明現有錨桿索支護體系已無法滿足動載影響下礦井實際需求，因此，在考慮動靜載疊加條件下巷道圍巖非對稱損傷特征的基礎上，針對性提出烏東煤礦近直立煤層群開采的巷道支護優化方案，如圖13 所示。

為應對動靜載對巷道煤巖體的破壞， 對錨桿和錨索間排距進行加密處理，錨桿間排距變更為600 mm×600 mm， 錨索間排距變更為1 200 mm×1 200 mm。為應對巷道頂板失穩變形，增加巷道上部錨桿數量，由原來的4 根變為6 根，且第1 根和第6 根錨桿與巷道垂直方向夾角變更為30°；左側錨桿數量及間排距不變，但兩側第1 根錨桿與巷道水平方向夾角變更為15°。為應對巷道右幫肩部堅硬頂板的擠壓和撬動作用，同時為減少支護成本，將現有10 000 mm 長錨索分為2 段5 000 mm 短錨索，在巷道右側增加3 根間排距為600 mm×800 mm 的短錨索，且第1 根短錨索與巷道水平方向夾角為30°。在錨桿索支護系統受到動載沖擊時，高預緊力可增加錨固體剛度，以提高錨固體的抗動載沖擊能力，因此將巷道上部及左右兩側錨桿預緊力由原有的60 kN增加至150 kN。

巷道支護優化方案實施前后圍巖位移變化如圖14 所示。可看出實施支護優化方案后，巷道頂部位移降低了8.30%，左右兩幫位移分別降低了27.01%和23.07%，提高了巷道圍巖的穩定性。

5 結論

1） 動靜載疊加條件下近直立煤層巷道圍巖應力、位移和塑性區具有典型非對稱分布特征，實體煤側位移和應力較堅硬頂板側小，巷道上部區域越靠近堅硬頂板位置處應力和位移越大，并在煤體與堅硬底板交界位置達到最大值，同時，圍巖塑性區在巷道右幫肩部方向上的擴展范圍最大。

2） 烏東煤礦堅硬頂板和層間巖柱破裂產生的動載會加劇巷道圍巖應力、位移和塑性區非對稱分布特征，造成巷道圍巖應力集中區峰值應力顯著增加，近震源區域堅硬頂板由彈性階段轉為塑性破壞階段，引發煤巖體破壞快速擴展至深部，且動載作用后巷道位移最大值比靜載位移最大值提高了2 倍。

3） 在考慮動靜載疊加條件下巷道圍巖非對稱損傷特征的基礎上，提出了烏東煤礦近直立煤層群開采的巷道支護優化方案，大幅提高了巷道圍巖在動靜載疊加條件下的穩定性。

參考文獻（References）：

[ 1 ]武強，涂坤，曾一凡，等. 打造我國主體能源（煤炭）升級版面臨的主要問題與對策探討[J]. 煤炭學報，2019，44（6）：1625-1636.

WU Qiang，TU Kun，ZENG Yifan，et al. Discussion onthe main problems and countermeasures for building anupgrade version of main energy（coal） industry inChina[J]. Journal of China Coal Society， 2019， 44（6） ：1625-1636.

[ 2 ]ZHANG Ming， JIANG Fuxing. Rock burst criteria andcontrol based on an abutment-stress-transfer model indeep coal roadways[J]. Energy Science amp; Engineering，2020，8（8）：2966-2975.

[ 3 ]何滿潮，謝和平，彭蘇萍，等. 深部開采巖體力學及工程災害控制研究[J]. 煤礦支護，2007（3）：1-14.

HE Manchao， XIE Heping， PENG Suping， et al.Research on rock mechanics and control of engineeringdisasters in deep mining[J]. Coal Mine Support，2007（3）：1-14.

[ 4 ]錢七虎. 巖爆、沖擊地壓的定義、機制、分類及其定量預測模型[J]. 巖土力學，2014，35（1）：1-6.

QIAN Qihu. Definition， mechanism， classification andquantitative forecast model for rockburst and pressurebump[J]. Rock and Soil Mechanics，2014，35（1）：1-6.

[ 5 ]于正興，姜福興，李峰，等. 深井復雜條件下沖擊地壓主動防治技術[J]. 煤炭科學技術， 2015， 43（3） ：26-29，35.

YU Zhengxing，JIANG Fuxing，LI Feng，et al. Initiativeprevention and control technology of mine pressurebump under complicated condition of deep mine[J].Coal Science and Technology，2015，43（3）：26-29，35.

[ 6 ]王宏偉，王晴，石瑞明，等. 煤礦沖擊地壓與斷層構造失穩的多物理場互饋機制研究進展[J]. 煤炭學報，2022，47（2）：762-790.

WANG Hongwei，WANG Qing，SHI Ruiming，et al. Areview on the interaction mechanism between coal burstsand fault structure instability from the perspective ofmulti-physical field[J]. Journal of China Coal Society，2022，47（2）：762-790.

[ 7 ]曹安業，劉耀琪，蔣思齊，等. 臨地塹開采沖擊地壓發生機制及主控因素研究[J]. 采礦與安全工程學報，2022，39（1）：36-44，53.

CAO Anye， LIU Yaoqi， JIANG Siqi， et al. Occurrencemechanism and main control factors of coal burst neargraben mining[J]. Journal of Mining amp; SafetyEngineering，2022，39（1）：36-44，53.

[ 8 ]XU Lianman，WEI Hao，KANG Xinyue，et al. Study ofeffect and mechanism of flame retardation-burstingliability reduction based on chelating water injectionwetting agent in coal seam[J]. Energy Reports，2022，8：4899-4912.

[ 9 ]竇林名，何江，曹安業，等. 煤礦沖擊礦壓動靜載疊加原理及其防治[J]. 煤炭學報，2015，40（7）：1469-1476.

DOU Linming，HE Jiang，CAO Anye，et al. Rock burstprevention methods based on theory of dynamic andstatic combined load induced in coal mine[J]. Journal ofChina Coal Society，2015，40（7）：1469-1476.

[10]TAO Ming， ZHAO Huatao， LI Xibing， et al. Failurecharacteristics and stress distribution of pre-stressed rockspecimen with circular cavity subjected to dynamicloading[J]. Tunnelling and Underground SpaceTechnology，2018，81：1-15.

[11]KONG Peng， JIANG Lishuai， JIANG Jinquan， et al.Numerical analysis of roadway rock-burst hazard undersuperposed dynamic and static loads[J]. Energies，2019，12（19）. DOI：10.3390/en12193761.

[12]HUANG Runqiu， WANG Xianneng. Analysis ofdynamic disturbance on rock burst[J]. Bulletin ofEngineering Geology and the Environment， 1999，57（3）：281-284.

[13]何江. 煤礦采動動載對煤巖體的作用及誘沖機理研究[D]. 徐州：中國礦業大學，2013.

HE Jiang. Research of mining dynamic loading effectand its induced rock burst in coal mine[D]. Xuzhou：China University of Mining and Technology，2013.

[14]王恩元，馮俊軍，孔祥國，等. 堅硬頂板斷裂震源模型及應力波遠場震動效應[J]. 采礦與安全工程學報，2018，35（4）：787-794.

WANG Enyuan，FENG Junjun，KONG Xiangguo，et al.A hard roof fracture source model and its far-fieldseismic impact by stress wave[J]. Journal of Mining amp;Safety Engineering，2018，35（4）：787-794.

[15]CHEN Guoxiang， DOU Linming， XU Xing. Researchon prevention of rock burst with relieving shot inroof[J]. Procedia Engineering，2012，45：904-909.

[16]彭維紅，盧愛紅. 應力波作用下巷道圍巖層裂失穩的數值模擬[J]. 采礦與安全工程學報，2008，25（2）：213-216.

PENG Weihong， LU Aihong. Numerical simulation oflayered crack and failure of roadway surrounding rockunder the action of stress wave[J]. Journal of Mining amp;Safety Engineering，2008，25（2）：213-216.

[17]秦昊，茅獻彪. 應力波擾動誘發沖擊礦壓數值模擬研究[J]. 采礦與安全工程學報，2008，25（2）：127-131.

QIN Hao， MAO Xianbiao. Numerical simulation ofstress wave induced rock burst[J]. Journal of Mining amp;Safety Engineering，2008，25（2）：127-131.

[18]高明仕. 沖擊礦壓巷道圍巖的強弱強結構控制機理研究[D]. 徐州：中國礦業大學，2006.

GAO Mingshi. Study on the control mechanism ofstrong and weak structure of surrounding rock in rockburst roadway[D]. Xuzhou：China University of Miningand Technology，2006.

[19]解盤石，吳少港，羅生虎，等. 大傾角大采高開采支架動載失穩機理及控制[J]. 煤炭科學技術， 2023，51（2）：58-71.

XIE Panshi， WU Shaogang， LUO Shenghu， et al.Dynamic instability mechanism of support and its controlin longwall mining of steeply dipping coal seam[J].Coal Science and Technology，2023，51（2）：58-71.

[20]高玉兵，王琦，楊軍，等. 特厚煤層綜放開采鄰空動壓巷道圍巖變形機理及卸壓控制[J]. 煤炭科學技術，2023，51（2）：83-94.

GAO Yubing，WANG Qi，YANG Jun，et al. Mechanismof deformation and pressure relief control of dynamicgob-side entry surroundings in fully-mechanized cavingmining for extra-thick coal seam[J]. Coal Science andTechnology，2023，51（2）：83-94.

[21]鐘濤平，李振雷，楊偉，等. 厚硬頂板刀把形采空區下綜放工作面沖擊地壓機制研究[J]. 煤炭科學技術，2024，52（6）：29-39.

ZHONG Taoping， LI Zhenlei， YANG Wei， et al.Mechanism of rock burst induced within the fullymechanized top coal caving face with overlying knifeshape-like gob and hard thick roof[J]. Coal Science andTechnology，2024，52（6）：29-39.

[22]ZANG Chuanwei， CHEN Yang， CHEN Miao， et al.Research on deformation characteristics and controltechnology of soft rock roadway under dynamicdisturbance[J]. Shock and Vibration， 2021， 2021（1） .DOI：10.1155/2021/6625233.

[23]XIAO Zhimin， LIU Jun， GU Shitan， et al. A controlmethod of rock burst for dynamic roadway floor in deepmining mine[J]. Shock and Vibration， 2019， 2019（1） .DOI：10.1155/2019/7938491.

[24]GU Hongfei， LI Qingfeng， PENG Yuejin， et al.Analyzing dynamic disturbance fragmentationmechanism of surrounding rock in roadway roof[J].Journal of Vibroengineering，2019，21（4）：1069-1078.

[25]MA Zhenqian， JIANG Yaodong， LIU Yong， et al.Investigation on support pattern of a coal mine roadwayunder dynamic pressure of mining - a case study[J].International Journal of Oil， Gas and Coal Technology，2018，18（3/4）：402-422.

[26]WANG Qizhou，YE Haiwang，LI Ning，et al. A study ofsupport characteristics of collaborative reinforce systemof U-steel support and anchored cable for roadway underhigh dynamic stress[J]. Geofluids，2021. DOI：10.1155/2021/9881280.

[27]QIN Dongdong， WANG Xufeng， ZHANG Dongsheng，et al. Study on surrounding rock-bearing structure andassociated control mechanism of deep soft rock roadwayunder dynamic pressure[J]. Sustainability，2019，11（7）.DOI：10.3390/su11071892.

[28]鐘濤平，李振雷，陳建強，等. 近直立特厚煤層應力調控防沖方法及機制[J]. 中國礦業大學學報， 2024，53（2）：291-306.

ZHONG Taoping， LI Zhenlei， CHEN Jianqiang， et al.Method and mechanism of rock burst prevention in thesteeply inclined extremely thick coal seam through stressregulation[J]. Journal of China University of Mining amp;Technology，2024，53（2）：291-306.

[29]何生全. 近直立煤層群綜放開采沖擊地壓機理及預警技術研究[D]. 北京：北京科技大學，2021.

HE Shengquan. Study on mechanism of rockburst andearly warning technology in steeply inclined coal seamsunder fully mechanized top-coal caving mining[D].Beijing： University of Science and Technology Beijing，2021.

[30]HE Shengquan，CHEN Tuo，VENNES I，et al. Dynamicmodelling of seismic wave propagation due to a remoteseismic source： a case study[J]. Rock Mechanics andRock Engineering，2020，53（11）：5177-5201.

[31]HE Shengquan， SONG Dazhao， HE Xueqiu， et al.Coupled mechanism of compression and prying-inducedrock burst in steeply inclined coal seams and principlesfor its prevention[J]. Tunnelling and UndergroundSpace Technology， 2020， 98. DOI： 10.1016/j.tust.2020.103327.

基金項目：國家自然科學基金資助項目（52327804，52204197）。