软岩大断面硐室动态施工与耦合支护技术研究.pdf
第3 4 卷第1 期 2 0 1 4 年0 2 月 矿冶工程 ⅣⅡN I N GA N DM 哐T A L L U R G I C A LE N G 姗E R Ⅱ呵G V 0 1 .3 4 №l F e b n I a w2 0 1 4 软岩大断面硐室动态施工与耦合支护技术研究① 李向阳,韩立军,杨灵 中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏徐州2 2 1 0 0 8 摘要基于软岩大断面硐室的地质条件和破坏特征,采用F L A c 3 D 软件分析了硐室围岩力学形态变化特征与破坏机理,结合软岩 大断面硐室稳定性控制理论,提出了由初次高性能锚网喷支护、二次注浆及底板锚注支护形成的耦合支护方案,并给出了详细的技 术参数。通过耦合支护技术,实现了硐室围岩的共同承载,提高了支护结构的整体性和承载能力。工程试验结果表明该耦合支护 技术有效地控制了硐室变形,满足了软岩地层条件下大断面硐室的支护要求,取得了较好的技术与经济效果。 关键词软岩;大断面硐室;动态施工;耦合支护 中图分类号T D 3 2 1文献标识码Ad o i 1 0 .3 9 6 9 巧.i s s n .0 2 5 3 6 0 9 9 .2 0 1 4 .0 1 .0 0 6 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 卜0 0 1 8 0 6 R e s e a r c ho nD y n a 耐cC o 璐t r u c t i o na n dT e c h 肿l o 野0 fC o 叩U n gS u p p o r t f o rU n d e r g r o 岫dC h a m b e ro fS o f tR o c kw i t hL a r g eS e c t i o n L IX i a n g y a n g ,H A NL i _ j u n ,Y A N G L i n g J s f 口把研k 6 矿忱e p 尺o c 后。以勘以胁砘口凡泌口蒯£胁切g r o M 蒯E n ∥聊e n g ,劬i M 珈娩r s 渺旷胧n i 凡g 口蒯 扎c h ,I o f o g y ,A £‘抗o u2 2 1 0 0 8 ,五o ,b 笋u ,C 仇i n o A b s t r a c t B a s e do ng e o l o g i c a lc o n d i t i o n sa n df a i l u r ec h a r a c t e r i s t i c so fu n d e r g r o u n dc h a m b e ro fs o f tr o c k w i t hl a 唱e s e c t i o n ,m e c h a n i c a lc h a r a c t e r i s t i c sa n df a i l u r em e c h a n i s mf o rs u r r o u n d i n gm c ko fc h 锄b e rw a sa n a l y z e dw i t hF L A C 3 D .I n c o m b i n a t i o nw i t hc o n t r o lt h e o r yo fs t a b i l i t yf o rc h 锄b e ro fs o f tm c kw i t h1 a 唱es e c t i o n ,ac o u p l i n gs u p p o r t i n gp r o g r a m c o n s i s t i n go fi n i t i a lb o l t i n ga n ds h o t c r e t i n g ,p l u ss e c o n d a r yg r o u t i n ga n dn o o rb 0 1 t i n gw a sp r o p o s e dw i t hd e t a i l e dt e c h n i c a l p 籼e t e r s .L o a dc a nb eb o mc o o p e r a t i V e l yo nt h es u r r o u n d i n gr o c ko fc h a m b e rw i t ht h i sc o u p l i n gs u p p o r tp r o g r a m , r e s u l t i n gi nt h e .i n t e g r i t ya n db e a r i n gc a p a c i t yo fs u p p o r ts t m c t u r ee n h a n c e d .E n 舀n e e r i n ga p p l i c a t i o n si n d i c a t et h a tt h e c h a m b e rd e f o m a t i o nc a nb ee £f b c t i v e l yc o n t r o U e dw i t ht h i sc o u p l i n gs u p p o r tt e c h n o l o g y ,e s p e c i a U yf .o rt h eu n d e r g m u n d c h a m b e ro fs o f tr o c kw i t hl a 昭es e c t i o n ,l e a d i n gt og o o dr e s u l ti nt e 珊so ft e c h n o l o g ra n de c o n o m y . 1 ‘e yw o r d s s 以r o c k ;u n d e r g m u n dc h a m b e rw i t hl a 玛es e c t i o n ;d y n a m i cc o n s t m c t i o n ;c o u p l i n gs u p p o r t 随着我国矿井开采深度、强度与规模的增加,出现 了松软破碎围岩、特大断面和受强烈采动影响等复杂 困难巷道,给巷道支护带来了一系列问题1 j 。传统 的巷道支护技术在软岩、特大断面等复杂巷道中支护 效果差。现有的巷道支护理论对巷道的支护设计一般 是基于以前的支护经验作为支撑,相应地增加了支护 强度,没有深入的研究大断面巷道的支护理论,忽视了 底板的支护,采用的支护形式和支护参数不合理,造成 了大断面巷道的变形破坏比较严重“ q 1 。虽然我国许 多专家学者对软岩巷道支护难题进行了一定的理论探 索及工程实践,取得了一系列研究成果,解决了诸多工 程难题一。2 1 】,但仍需对软岩大断面硐室的支护与稳定 性深入研究。 马钢集团白象山矿区车场中,与副井相接的水泵 房、中央变电所、排泥硐室及一系列相关硐室的断面较 大,生产服务年限较长,因此,选择合理有效的支护方 式对于保证后期的安全生产至关重要。 本文针对白象山铁矿大断面排泥硐室变形破坏特 征,从硐室变形破坏的机理人手,分析了大断面硐室动 态施工过程中围岩的力学形态演化特征,运用耦合支 护设计思想,提出了由初次全断面锚网喷支护、二次注 浆与底板锚注加固形成的耦合支护方案,并成功应用 于现场,取得了良好的加固效果。 1 硐室变形特征及破坏机理分析 硐室群中排泥硐室断面最大,其掘进断面为75 0 0 ①收稿日期2 0 1 3 1 0 一1 1 作者简介李向阳 1 9 8 8 一 ,男,山西长治人,硕士研究生,主要从事岩石力学与地下工程稳定性方面研究。 万方数据 第l 期 李向阳等软岩大断面硐室动态施工与耦合支护技术研究 1 9 m m 69 0 0m m ,同时,该矿区车场中系列硐室所处岩 层主要为闪长岩与辉绿岩。其中风化闪长岩和泥化闪 长岩风化后呈粉末状,脆而破碎,具有遇水或吸湿后明 显软化和泥化的现象,围岩表现出松散、膨胀和软硬不 均的特性,整体性很差,承载能力较低,同时宏观表现 出水平构造应力较大。严重影响了硐室的稳定性,增 加了支护难度。究其原因主要包括4 个方面 1 硐室所处岩层埋深5 0 0m 左右、构造复杂,不 同水平硐室掘进所穿越的地层存在较大差异,且存在 较大的地应力场,特别是水平应力较大,垂直方向地应 力为1 4M P a 左右,水平方向地应力为1 7 2 0M P a ,造 成硐室出现较多的水平剪切破坏模式,支护所提供的 支护力仅为0 .2 ~0 .3M P a 左右,因此,必须设法让围岩 中的高构造应力得到释放,即初次支护必须采用柔性 支护结构,允许围岩产生一定的变形,然后再采取有效 的二次支护和加固措施,保证低应力状态下巷道围岩 与支护结构的后期稳定。 2 顶板岩层变形与应力重分布使硐室围岩出现 应力集中,加剧了围岩的变形、破裂。 3 局部岩体破碎,自稳性差,自承载能力较低,侧 压过大与支护力不足导致支护结构局部失稳。因此, 应提高岩体的整体支护强度和支护刚度,从而有效控 制硐室围岩变形。 4 底板是整个支护结构中的薄弱环节,在高侧向 压力和两帮集中应力及垂直应力的作用下,底角极易 产生弯曲、剪切和碎胀等破坏,形成极大的松动圈,从 而产生显著的底脚内移变形和底鼓等现象,进一步造 成支护结构的整体失稳。 2 围岩力学形态变化数值分析 巷道的开挖与支护实际上是对围岩进行卸荷与加 载的过程,开挖与支护方式、支护时机的不同组合,导 致的围岩变形和破坏也是不同的J 。岩体动态施工 过程力学指出,复杂岩体的施工是一个非线性的力学 过程,其稳定性与应力路径相关,取决于分阶段或分步 开挖的方案,有必要运用动态规划原理对施工过程进 行优化分析∞1 。同样,软岩巷道的稳定是围岩对支护 的非线性力学响应过程,有必要采用动态支护的观点 分析围岩变形特征及强度弱化规律[ 1 ’3 一J 。 2 .1 数值计算模型及参数 初始地应力垂向与埋深成正比,侧向应力系数 南 1 .2 ,即口 y 危,盯。 克1 盯;,叮, 危2 矿。边界条件采用 位移约束边界条件与应力约束边界条件,模型的左右 边界为u ; 0 ;模型的前后边界为u , 0 ;下部边界为“ 0 ;上部边界为1 4M P a 左右的应力约束。 模型中均采用M o l l r C o u l o m b 屈服准则来判断岩 体的破坏,并且均不考虑塑性流动 不考虑剪胀 。 模型设置时,采用摩尔库伦模型,建立1 /2 的模型 进行模拟,如图l 所示,各岩层物理力学指标见表1 。 模拟范围为长宽高 3 0m 3 0 m 5 0m ,共生 成9 72 0 0 个单元和1 0 30 9 0 个节点。 一’镯ⅡU Ⅲ“- u ‘“ 图1F L A C 3 D 三维数值模型 表l 模型岩层物理力学性质指标 粤巳 厚度 密度 体积模量切变模量内聚力内摩擦角 稻’‘ /m / k g .m 一3 /M P a/M P 8/M P a / o 闪长岩 1 02 6 1 047 9 533 0 03 .5 53 1 .4 磁铁矿 5 4 0 1 0 43 0 5 3 6 4 53 .2 23 2 .6 辉绿岩3 0 2 4 9 04 9 5 54 1 3 54 .9 23 0 .O 2 .2 岩体弱化对围岩稳定性的影响 分别模拟了不同围岩弱化条件下排泥硐室围岩塑 性区分布特征,模拟结果如图2 所示。 图2 不同弱化程度下塑性区分布 a 不弱化; b 弱化7 0 %; c 弱化6 0 %; d 弱化5 0 % e 弱化4 0 %; f 弱化3 0 % 万方数据 矿冶工程 第3 4 卷 当硐室开挖后,硐室周边围岩出现了厚度不等的 塑性区,其中硐室的拱部、底板、拱脚及帮部塑性破坏 比较严重,这些地方通常也是应力集中区,其中拱顶、 帮和底板的塑性区范围最大。随着弱化程度不断增 加,拱部和底板的塑性区范围都逐渐扩大,破坏形式也 复杂多样,以拉伸破坏和剪切破坏为主。硐室岩面底 板破坏最为严重,其次为帮、顶板和拱脚。从硐室塑性 区分布范围可知硐室塑性区范围随着弱化程度增加 在逐渐向外延伸,若不控制围岩的塑性区,围岩扩容变 化导致塑性区范围更大,增加了支护的难度。 2 .4 大断面排泥硐室分步开挖对围岩稳定性的影响 采用分层开挖法模拟了硐室动态施工过程中围岩 的应力变化规律及塑性区分布。排泥洞室共3 0m 长, 模拟开挖过程为开挖步为上下层先同时开挖1 步,然 后上层开挖5 步超前下层大约7m ,接下来上下层再 同时错位开挖1 4 步直到上层开挖完成,最后为下层继 续施工剩下的5 步。 塑性区分布取其中的第4 、1 3 、1 8 、2 2 、2 5 步来分 析,模拟结果如图4 所示。从图4 中可以看出,第4 步 开挖后,硐室围岩帮和顶底板都有一定程度的塑性破 坏;与第4 步相比,第1 3 步开挖后硐室围岩松动圈破 坏范围明显扩大,后续开挖,围岩松动破坏范围和程度 与第1 3 步基本一致。随着硐室开挖的推进,每个断面 几乎在开挖超过2 ~3 步时,硐室围岩塑性区破坏基本 接近或达到稳定趋势。 第2 2 步第2 5 步 图4 分层法开挖动态施工过程中塑性区演化 在模拟动态开挖过程中,监测记录了硐室中间断 面距顶板岩面不同深度及距帮部不同深度的应力演化 过程,见图5 6 。其中S z Z 表示垂直方向应力,S X X 表示水平方向应力,S x Z 表示X z 平面的剪应力。 图5 开挖过程中距硐室帮部不同深度应力的演化 譬瑟黜~霞擎一 黉一 一一 ~~一一一黧一 姗一一一一一簇一 一一一~~~薰~ 万方数据 第l 期 李向阳等软岩大断面硐室动态施工与耦合支护技术研究 图6 开挖过程中距硐室顶板不同深度应力的演化 图5 6 表明顶板岩面在未开挖之前保持恒定的 地应力,开挖过程中,由于硐室的开挖使应力释放,距 顶板0m 处,垂直应力和水平应力急剧下降,剪应力开 始显现。开挖过后,3 种应力都逐渐减小到O 。随着距 顶板岩面的深度增加,在开挖过程中,下降的幅度逐渐 减小,当距顶板岩面1 7 .7 4m 左右时,垂直应力、水平 应力及剪应力已基本不受开挖的影响。距帮部不同深 度的剪应力为0 ,而垂直应力和水平应力的变化与距 顶板不同深度的应力变化规律基本一致。 3 围岩稳定性控制技术 针对硐室变形破坏特点及力学形态变化特征,在 考虑支护加固方案时,采取的相关支护理论为 1 大断面硐室锚注支护。为了改善大断面硐室 锚杆支护锚固力偏低的状况和提高围岩强度,需对围 岩进行注浆加固。 围岩注浆加固松动圈的机理是提高松动圈内破裂 岩体强度。利用注浆锚杆内浆液充填大松动圈内的破 裂面,将破裂岩体固结起来,使松动圈内块体粘结成整 体结构,同时使原松动圈块体由单向或者双向受力变 为三向受力状态,从而大大提高破裂岩体残余强度和 改善其力学性能,而注浆锚杆本身由于向围岩中注浆, 使得普通锚杆也变成全长锚固锚杆,提高了锚杆的锚 固力及锚固体的强度,从而增加围岩自身承载能力,提 高了支护结构的整体性,保证围岩松动圈的稳定 性‘1 2 1 。 2 大断面硐室锚索加强支护。与锚杆支护相比, 锚索支护具有锚固深度大、锚固力大、可施加较大的预 紧力等优点。锚索主要起悬吊作用。同时,施加较大 的预紧力,可挤紧和严密岩层中的层理、节理裂隙等不 连续面,增加不连续面之间的摩擦力,从而提高围岩的 整体强度‘1 2 1 。 4 硐室施工方案及支护结构的选择 4 .1 硐室合理支护结构的选择与施工过程控制 根据硐室围岩的变形破坏特征分析,综合考虑经 济和施工技术等因素,宜采用二次动态支护的结构型 式,初次支护以锚网喷支护和低预应力锚索加固为主, 二次支护采用锚注加强与锚索支护,以及底板与底角 与全断面复注加强加固,从而形成耦合支护结构。同 时,考虑到断面较大和岩层较破碎,将硐室断面分两层 进行施工,首先施工上分层 高度约为34 0 0m m ,上 分层掘进7m 进行初次喷锚网支护和低预应力锚索支 护后,再进行下分层的掘进与支护,下分层掘进同时进 行两帮和底角的初次支护。初次支护同时布置测力锚 杆、位移测站和液压枕进行围岩应变、位移和压力的监 测。根据监测结果和类似工程的比较,确定在初次支 护约3 5 4 5d 左右进行二次支护。 4 。2 动态支护技术参数 4 .2 .1 初次掘进与支护参数 采用高强度螺纹钢锚杆,规格巾2 0m m 25 0 0 m m ,问排距7 0 0m m 7 0 0m m ,预紧力不低于2 0k N ; 金属网采用①6m m 钢筋焊接;喷射混凝土强度等级不 低于c 2 0 ,厚度8 0 1 0 0m 。预应力锚索采用m 1 5 .2 4 姗低松弛预应力钢绞线制作,长度为8 .5m ,与锚注 断面间隔布置;预应力不高于3 0k N ,排距为2 .1m ,间 距为2 .0 3 .Om 。 万方数据 矿冶工程 第3 4 卷 4 .2 .2 二次加强支护参数 1 低压浅孔注浆加固。为防止锚索施工过程中 将深部潜水从钻孔中导出,在预应力锚索施工前进行 低压浅孔注浆。注浆管布置在两排锚杆之间,问排距 16 0 0m m 16 0 0m m ,注浆管布置如图7 所示。规格 为中3 8m m l0 0 0m m ,封孔长度4 0 0 ~5 0 0m m ,采用 风钻打眼,孔径4 5 咖,孔深25 0 0m m 。采用单液水 泥.水玻璃浆液,水灰比控制在O .8 一1 .O ,水玻璃掺量为 水泥用量的3 %一5 %,注浆压力控制在2 .0M P a 左右。 图7 低压浅孔注浆管布置图 2 预应力锚索加强支护。全断面布置预应力锚 索对硐室进行加强支护,并补挂一层①6 .0m m 的钢筋 网。预应力锚索采用直径为1 7 .8m m 的高强度低松弛 预应力钢绞线制作,长度为7 .5m ,间排距为16 0 0m m l6 0 0m m ;锚固长度不低于1 .0m ;极限承载力为3 5 3 k N ;采用高强度的垫板 3 0 0m m 3 0 0m m 1 6m m , 预应力不低于1 2 0k N 。锚索加强支护结构如图8 所 示。完成预应力锚索安装后,进行再次喷浆,以封闭硐 室围岩及形成对锚杆和锚索的保护。 图8 预应力锚索加强支护结构 3 底角和底板加强支护。前述支护完成后,实施 底角和底板的加固。对硐室底角处卧底并补打高性能 螺纹钢锚杆,铺设钢筋网后,喷射混凝土封闭围岩。要 将网深入到硐室实际底板以下1 0 0 ~1 5 0m m 。底角螺 纹钢锚杆规格为①2 2m m 2 4 0 0m m ,排距为8 0 0 I I l I n ,预紧力不低于7 0k N 。 然后,底角布置灌浆锚索进行加强支护,采用直径 为1 7 .8m m 的高强度低松弛预应力钢绞线制作,长度 为8 .5m ,排距16 0 0m m ;预紧力不小于1 2 0k N ,外露 不大于3 0 0m m ,锚索向下倾角不小于3 0 0 。采用单液 水泥浆液。水泥5 2 .5 级普通硅酸盐水泥,水灰比控制 在0 .5 ~0 .6 ,掺加水泥量0 .7 %的N F 高效减水剂,浆液 结石率不低于9 5 %。 最后。进行起底,铺设双层钢筋网,浇筑8 0 0m m 左右的混凝土 弧中间最深部位 ,形成反底拱结构。 4 全断面复注加强支护。采用高压深孔渗透注 浆,与低压浅孔注浆采用同一注浆管,注浆前可采用 ①2 8m m 钻头进行扫孔,深度控制在5 .0m 左右。高压 深孔注浆管布置如图9 所示。 图9 高压深孔注浆管布置 高压深孔渗透注浆过程中的主要技术参数为 ①注浆材料渗透注浆材料以高渗透性、高强度 的水泥浆液为主,采用5 2 .5 级普通硅酸盐水泥,水灰 比控制在o .5 ~0 .6 ,掺加水泥量o .7 %的N F 高效减水 剂。当围岩中的裂隙细小,无法进行深孔注浆时,可采 用超细水泥制作注浆材料,以保证注浆加固效果; ②注浆参数注浆压力控制在3 ~5M P a ,加固范 围控制在5 .0m 左右。滞后低压浅孔充填注浆1 周 左右。 5 支护效果分析 在硐室开挖支护后,进行了4 个多月的位移监测, 监测结果如图1 0 所示。监测结果表明硐室顶板最大 移进量为5 1 姗,两帮的最大移进量为3 3m m ,围岩变 万方数据 第l 期李向阳等软岩大断面硐室动态施工与耦合支护技术研究 形已逐步趋于稳定。所提出的耦合支护技术有效地控 制了硐室围岩变形,保证了硐室围岩和支护结构较长 时间内的稳定。 昌 量 衄】 甾 制 疆 擎 监测时间/d 图1 0 硐室围岩收敛变形监测数据 6 结语 1 闪长岩遇水或吸湿后,具有明显的软化和泥化 现象,表现出松散、膨胀和软硬不均的特性,整体性很 差。围岩在各阶段表现出不同的变形破坏特点,有必 要采用动态支护的观点与强度弱化规律分析围岩变形 特征,从而进行支护选型。 2 随着围岩弱化程度增加,塑性区深度明显的增 加,破坏形态更加复杂。不同的地应力状态对塑性区影 响非常明显,底板破坏比较严重,为硐室支护的重点。 3 硐室开挖造成围岩从压应力状态向拉应力状 态转变,围岩承载力大大减小,随着开挖步的进行,高 应力区范围逐渐增大,破坏区范围向围岩深处延伸,体 现了硐室开挖后围岩应力随时间增长的发展过程。 4 由初次高性能锚网喷支护、二次注浆及底板锚 注支护形成的耦合支护技术显著地提高了支护结构的 整体性能和承载能力,满足了软岩条件下大断面硐室 的长期稳定和防渗等要求。 参考文献 [ 1 ] 薛顺勋,聂光国,姜光杰,等.软岩巷道支护技术指南[ M ] .北京 煤炭工业出版社,2 0 0 2 . 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