极软煤层巷道钻孔卸压与U型钢协同控制.pdf

第 40 卷第 10 期煤炭学报Vol40No10 2015 年10 月 JOUNAL OF CHINA COAL SOCIETYOct2015 马振乾， 姜耀东， 李彦伟， 等极软煤层巷道钻孔卸压与 U 型钢协同控制J 煤炭学报， 2015， 40 10 22792286doi 1013225/j cnkijccs20156008 Ma Zhenqian， Jiang Yaodong， Li Yanwei， et alCollaborative control of pressure- released boreholes with U- steel of roadways in ultra- soft coal seam J Journal of China Coal Society， 2015， 40 10 22792286doi 1013225/jcnkijccs20156008 极软煤层巷道钻孔卸压与 U 型钢协同控制 马振乾 1， 姜耀东2， 3， 李彦伟1， 杨英明1 1中国矿业大学 北京资源与安全工程学院， 北京100083; 2中国矿业大学 北京煤炭资源与安全开采国家重点实验室， 北京 100083; 3中国矿业大学 北京力学与建筑工程学院， 北京100083 摘要 为解决极软煤层巷道的控制难题， 以芦岭煤矿 9 号煤层 f016053 巷道为研究对象， 采用 FLAC50 软件研究了锁腿锚杆与卸压钻孔实施前后 U 型钢支架的载荷分布规律及巷道变形 特征。结果表明 U 型钢支架施加锁腿锚杆后支架的稳定性和承载能力得到了明显改善， 但巷道变 形量并没有大幅度降低， 单纯采用锁腿锚杆难以控制巷道的剧烈变形。卸压钻孔可以为围岩的碎 胀变形预留一定的释放空间， 缓解作用在 U 型钢支架上的压力， 两者协同作用， 可以充分发挥各自 的优点， 有效改善 U 型钢支架的支护效果。现场实践表明， 实施钻孔卸压和锁腿锚杆后巷道回采 期间的平均底鼓速度由20 mm/d 减小至098 mm/d， 两帮平均变形速度由2. 64 mm/d 减小到1. 86 mm/d， 能够有效维护极软煤层巷道围岩的稳定。 关键词 极软煤层; 卸压钻孔; U 型钢支架; 锁腿锚杆 中图分类号 TD712. 6; TD322. 5文献标志码 A文章编号 02539993 2015 10227908 收稿日期 20150721责任编辑 许书阁 基金项目 国家重点基础研究发展计划 973 资助项目 2010CB226801 ; 中央高校基本科研业务费专项资金资助项目 2014QL01 作者简介 马振乾 1987 ， 男， 河南永城人， 博士研究生。Email mzq159 163com。通讯作者 姜耀东 1958 ， 男， 江苏海安人， 教授， 博 士生导师， 博士。Email jiangyd cumtbeducn Collaborative control of pressure- released boreholes with U- steel of roadways in ultra- soft coal seam MA Zhen- qian1， JIANG Yao- dong2， 3， LI Yan- wei1， YANG Ying- ming1 1Faculty of esources and Safety Engineering， China University of Mining Technology Beijing ， Beijing100083， China; 2State Key Laboratory of Coal esources and Safe Mining， China University of Mining Technology Beijing ， Beijing100083， China; 3School of Mechanics and Civil Engineering， China University of Mining and Technology Beijing ， Beijing100083， China Abstract To solve the problem of roadway maintenance in ultra- soft coal seams， the roadways in No9 coal seam at Luling Coal Mine， China were investigated in this studyThe characteristics of load distribution on the U- steel and the roadways deation before and after the usage of pressure- released boreholes and leg- locked bolts were modeled using FLAC50The results show that the stability and bearing capacity of U- steel was significantly improved after the shed s legs being locked， but the roadway deation was not significantly reduced， which meant only leg- locked bolts could not control the severe deation of the roadwayAs the pressure- released boreholes could reserve a certain free space for rock hulking deation， which could relieve the pressure acting on U- steel， with the collaborative ac- tion of both pressure- released boreholes and leg- locked bolts， the supporting capability of U- steel could be effectively improvedThe result of field survey showed the average speed of floor heave and rib to rib deation during mining were reduced from 20 mm/d， 264 mm/d to 098 mm/d， 186 mm/d respectively， which meant it could maintain the stability of roadways in ultra- soft coal seam effectively 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 煤炭学报 2015 年第 40 卷 Key words ultra- soft coal seam; pressure- released borehole; U- steel; leg- locked bolt 近年来， 随着煤炭资源的不断开采， 极软煤层 f 0. 5 开采问题日益增多 12 。由于煤层极为松散破 碎， 锚杆支护存在锚固力低、 锚固质量不可靠的问题， 不仅支护效果差， 而且顶板存在垮冒风险， 给安全生 产带来很大隐患， 锚杆支护的应用受到很大限制。该 类煤层回采巷道通常采用传统的金属支架支护， 如工 字钢支架、 U 型钢支架， 支护时不仅在掘进影响期间 围岩变形剧烈， 而且在应力分布趋向稳定后仍保持快 速流变， 在服务期间需多次返修， 巷道维护极为困 难 34 。随着开采深度的不断增加， 这类巷道的维护 问题将更加突出， 因此， 寻求一种有效的支护方法具 有重要的现实意义。 学者的相关研究主要集中在提高金属支架的承 载能力和稳定性上， 如谢文兵等 56 提出 U 型钢支架 的结构补偿原理和补偿技术。U 型钢支架采用锚杆 锁腿后， 支护体与围岩的稳定性明显提高， 锁腿锚杆 的预紧力对巷道稳定性起着决定性的作用7 。陆士 良等 89 认为支架与围岩之间存在空穴、 支架受力条 件恶化是导致支架承载能力低的主要原因， 实施支架 壁后充填可以使支架及早承载和均匀受力， 从而大幅 度提高支架的工作阻力10 。 在深部高应力巷道中单纯采用加强支护的方法 很难取得理想的支护效果， 大量的工程实践表明通过 降低围岩应力和改善应力分布 卸压法 可有效控制 巷道稳定 1112 。常见的卸压方法主要有卸压槽、 爆 破卸压、 钻孔卸压、 卸压巷、 跨采等 13 。其中， 钻孔卸 压具有工作量小、 施工方便、 施工速度较快等优 点 14 ， 在前苏联、 德国、 日本等国家的研究和应用较 多 1517 ， 前苏联的 Bleniawskiat 等提出了单一钻孔周 围破裂区半径的计算公式， 研究了钻孔间距、 钻孔直 径等参数; 在德国， 大直径钻孔卸压被普遍认为是最 简单实用的卸压方法， 德国科研人员为此研制出了几 种新型大直径钻机和钻杆。近年来， 卸压钻孔与锚杆 联合支护技术 1820 在深井煤巷中也得到了成功应 用。 由于研究侧重点不同， 针对极软煤层巷道钻孔卸 压与 U 型钢协同支护的研究较少， 鉴于此， 本文以淮 北矿区芦岭煤矿极软的 9 号煤层巷道为工程背景， 结 合 U 型钢支架的受力特点， 提出卸压钻孔和 U 型钢 协同控制技术， 得到了成功应用。 1工程条件 芦岭煤矿位于安徽省淮北矿区， 主采 8 号， 9 号， 10 号煤层， 由于受到印支、 燕山期强大的构造应力及 派生剪切应力的作用， 煤层发生反复的搓揉、 挤压， 形 成大量的构造煤， 特别是 9 号煤层全层为构造煤， 呈 鳞片状和粉末状， 普氏系数 f 仅为 0. 160. 53。 2927 工作面埋深 505540 m， 8 号煤上分层已经 回采结束， 剩余 8 号煤厚度 3. 58. 3 m; 8 号， 9 号煤 夹矸厚 1. 73. 8 m， 层理明显， 松软易冒落; 9 号煤厚 1. 84. 7 m。工作面两巷布置在 9 号煤层中， 沿 9 号 煤层底板掘进， 在回采 9 号煤层的同时对 8 号煤下分 层进行放顶煤开采， 工作面巷道布置如图 1 所示。 图 1 2927 工作面布置示意 Fig. 1Layout of 2927 workingface 2927 工 作 面 运 输 巷 全 长 703 m， 巷 道 中 宽 4 000 mm， 高 3 100 mm， 采用 U29 型钢支护， 支架间 距 500 mm， 棚与棚之间安设铁拉板， 中顶及每帮各一 道。为监测掘进及回采期间巷道变形， 共布置 12 个 测站， 间距 10 m， 如图 1 所示。监测发现掘进期间巷 道顶 板、两 帮 的 平 均 变 形 速 度 为 0. 76 mm/d， 1. 58 mm/d， 平均底臌速度 1. 65 mm/d， 巷道掘进 2 个月后顶板基本趋于稳定， 而两帮变形仍持续发展， 4 号测站掘进期间变形量如图 2 a 所示。工作面回采 期间， 巷道底臌量和两帮变形量持续增大， 平均底臌 速度 达 到 2. 0 mm/d，两 帮 平 均 变 形 速 度 达 到 2. 64 mm/d， 顶板下沉速度为 0. 36 mm/d， 超前工作 面 46 m 时巷道两帮及顶底变形量分别为 1 073 mm， 1 062 mm， 如图 2 b 所示， 巷道断面已不能满足生产 要求， 需进行返修， 影响工作面的正常生产。 2U 型钢支架稳定性分析 结合前人的研究成果5 ， 将支架抽象为二铰拱 模型进行分析， 半圆拱的半径为 r， 直腿高为 h， 所受 载荷分别为 q1， q2， q3， q4， q5， 如图 3 所示。支架属一 0822 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 第 10 期马振乾等 极软煤层巷道钻孔卸压与 U 型钢协同控制 图 2巷道变形曲线 Fig. 2oadway deation curves 图 3 U 型钢支架受力分析模型 Fig. 3Mechanical model of U- steel support 次超静定， 可采用力法求解。 对 f 点求弯矩， 由Mf 0 求水平反力。对于支 座 f， 由变形协调条件建立力法方程 11X11p 0 1 Va r 4 q2 2q3 q 4 1 2r q1 q5h 2 2 槡3 2 rh q4 q 2 2 则 X1 1p 11 3 式中， X1为将固定铰支座 a 改为可动铰支座后加上去 的多余未知力， 方向向右; 1p为 q1， q2， q3， q4， q5单独 作用在基本结构上时， a 支座产生的水平位移， 方向 向左; 11为当 X1 1 作用在基本结构上， a 支座产生 的水平位移， 方向向右。 由于支架位移以弯曲变形为主， 轴力和剪力的影 响很小， 在此忽略不计， 采用结构力学中的方法分段 求解可得 11 2h2 3EI r EI h 2 4hr 2 r2 4 1p 1 EI 1 24 q1 5q5 h4 Va hr 2 2r 3 rh2 槡3 12 h3r q2 q 4 1 4 r2h2 q2 q 4 2q3 q5hr h2 2 3hr 2 r2 q 4r 3 槡 3h 槡3 4 r 3 h 槡3 2 h r 2 槡3 12 r r3 q2 q 3 q4 q3r3 槡 3 2 h 3 8 r 5 将 11和 1p代入式 3 即可求得支座反力 X1。 当 q1 q 2 q 3 q 4 q 5 q 时， 支架承受均布载荷， 此 时 Va qr 6 1p q EI 1 4 h4 1 2 rh 3 3r 2h2 1 2 hr 3 7 X1 X 2 1p 11 q 3h4 6rh3 36r2h2 6hr3 8h3 12rh2 48hr2 6r3 8 可得 Mab M ef 1 2 qy2 X 2y 9 Mbe 1 2 qh2 qhrsin X 2 h rsin 10 假设 h1， r2， 支架的弯矩分布如图 4 所示， 支 架帮部弯矩随着距底板距离的增大而迅速增大， 最大 弯矩为 0. 309q， 该截面距底板 0. 8 m。支架拱部弯矩 由起拱线向拱顶方向逐渐减小， 在拱顶周围支架弯矩 出现负值， 最大正弯矩为 0. 287q， 最大负弯矩为 0. 138q。可见， 均布载荷作用下支架帮部弯矩最大， 破坏首先发生在帮部距底板 0. 8 m 的位置。 前面在分析直腿半圆拱形支架时， 将其抽象为固 定铰支座的二铰拱模型， 但在极软煤层巷道中 U 型 钢支架根本达不到二铰拱结构的承载性能。极软煤 层巷道两帮严重内移、 底板强烈鼓起， 造成支架两腿 或两帮随底臌而强烈内移， 原有 U 型钢支架实际应 为可动铰支座二铰拱模型， 支架的承载能力大大降 1822 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 煤炭学报 2015 年第 40 卷 图 4均布载荷作用下 U 型钢支架弯矩分布 Fig. 4Moment distribution of U- steel under uni load 低。 要使支护结构具备高阻可缩特性， 就要提高支护 结构本身的稳定性。大量的研究和实践均表明， 当支 架帮部载荷较小， 拱部均匀承载时能较好地发挥支架 的整体承载能力。因此， 要尽可能采取措施减小帮部 载荷或提高帮部的稳定性， 防止帮部或棚腿严重内 移， 充分发挥支护结构的整体承载能力。为此， 拟采 用帮部锁腿锚杆对 U 型钢支架施加一定大小的补偿 力， 降低支架帮部的最大弯矩， 提高帮部的稳定性; 同 时针对极软煤层巷道碎胀变形大的特点， 施工大直径 卸压钻孔， 缓解作用在 U 型钢支架上的压力。为评 价方案的合理性， 采用 FLAC5. 0 软件进行数值分析。 3数值模拟 3. 1数值计算模型 数值模型范围为 30 m40 m， 共 192130 个单 元。模型左、 右及下边界均为位移固定约束边界， 上 边界为应力边界， 按上覆岩层自重施加均布载荷， 作 用在上边界的初始地应力为 15 MPa， 如图 5 所示。 各岩层物理力学参数见表 1， 采用 MohrCoulomb 本 构模型。 为进行对比研究， 设置 3 个数值模型， 如图 6 所 示。模型， ， 分别为 U 型钢支护、 U 型钢支架 锁腿锚杆支护、 U 型钢支架锁腿锚杆卸压钻孔支 护。模型中， 巷道尺寸如图 6 a 所示， 采用 U29 型 钢支护。模型中， 锁腿锚杆长 2. 4 m， 直径 20 mm， 按 25下扎角布置。模型中， 卸压钻孔长 4 m， 孔径 100 mm， 一个断面布置 4 个卸压钻孔。 图 5数值计算模型 Fig. 5Numerical model 表 1岩层物理力学参数 Table 1ock mechanical parameters 岩层 密度/ kgm 3 体积模 量/GPa 剪切模 量/GPa 黏聚 力/MPa 内摩擦 角/ 粉砂岩2 5003. 42. 31. 9234 煤层1 4000. 80. 70. 9629 泥岩2 5000. 960. 81. 1832 砂岩2 5004. 33. 51. 9836 3. 2模拟结果与分析 模型中 U 型钢支架采用 beam 单元模拟， 同时根 据 U 型钢材料屈服强度 420 MPa 和抗弯截面模量 102. 3 cm3， 确定支架的屈服弯矩为 42 966 Nm。 U 型钢支架弯矩如图 7 所示， 模型中， 采用 U 型钢支护时， 支架两帮承受的弯矩远高于拱部， 最大 弯矩的位置位于帮部中央， 支架最大弯矩达到 48 254 Nm， 超过支架的屈服弯矩， 棚腿发生扭曲变 形。巷道两帮位移量达到 270 mm， 顶板下沉量和底 臌量分别为 108 mm， 498 mm， 如图 8 a 所示。 模型中， 巷道两帮采用 2. 4 m 长的锚杆对 U 型 钢支架进行锁腿， 使棚腿部处于约束状态， 也使巷道帮 部围岩的应力水平得到了补偿， 锚杆预紧力为 40 kN。 实施结构补偿后支架帮部的最大弯矩由48 254 Nm 降低至 38 563 Nm， 如图 7 b 所示， 降低了 20. 08， 小于 U 型钢的屈服弯矩， 支架的稳定性和承载能力得 到了明显改善。巷道两帮和顶底板变形量由 270 mm， 606 mm 减小到 192 mm， 541 mm， 如图 8 b 所示。可 见， 虽然采用了锁腿锚杆， 但是巷道变形量减小幅度 并不大， 特别是巷道底臌量基本没有变化， 因此， 在模 型中布置了卸压钻孔。 模型中， 支架弯矩分布更为合理， 最大弯矩为 30 436 Nm。卸压钻孔实施前后围岩垂直应力分布 2822 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 第 10 期马振乾等 极软煤层巷道钻孔卸压与 U 型钢协同控制 图 6巷道支护方案 Fig. 6oadway support program 图 7 U 型钢支架弯矩分布 Fig. 7Moment distribution of U- steel 图 8巷道位移分布 Fig. 8oadway displacement distribution 如图 9 所示， 卸压钻孔施工前， 帮部垂直应力峰值为 20. 44 MPa， 应力集中系数 1. 33， 峰值距煤壁 1. 6 m; 施工卸压钻孔后， 垂直应力峰值增大至 22. 74 MPa， 峰值点向围岩深部转移， 由 1. 6 m 转移到 4. 2 m 的位 置， 使得巷道整体处于应力降低区。松动圈理论认 为， 巷道支护的对象就是巷道围岩松动圈和塑性变形 3822 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 煤炭学报 2015 年第 40 卷 区所产生的碎胀力。在巷道两帮施工大直径卸压钻 孔可以为围岩的碎胀变形预留一定的释放空间， 缓解 作用在 U 型钢支架上的压力。卸压钻孔实施后， 巷 道顶板变形量由模型中的 70 mm 减小到 58 mm， 两帮变形量由 192 mm 降低到 56 mm， 底臌量由 471 mm 降低至 302 mm， 下降了 35. 8， 如图 8 c 所 示， 控制巷道变形的效果较好。 图 9卸压钻孔实施前后围岩垂直应力分布 Fig. 9Vertical stress distribution pre and post pressure- released boreholes 3. 3支护参数对协同控制作用的影响 从极软煤层巷道的支护设计出发， 综合现场调 研， 认为对协同控制起重要作用的支护参数包括锁腿 锚杆长度 A 、 锁腿锚杆预紧力 B 、 卸压钻孔直 径 C 、 卸压钻孔长度 D ， 对这 4 个因素各取 3 个 水平进行正交试验分析其对协同控制的影响， 正交试 验方案及计算结果见表 2， 各方案中锚杆直径均为 20 mm。 表 2正交试验方案及结果 Table 2Programs and results of orthogonal experiment 试验号 因素 A 锚杆 长度/m B 锚杆预 紧力/kN C 钻孔 直径/mm D 钻孔 长度/m 巷道变形量/mm 两帮顶底 11. 630402138773 21. 660804128597 31. 6901206124653 42. 430806138579 52. 4601202110707 62. 490404126598 73. 0301204114684 83. 060406164565 93. 090802122600 各因素的极差见表 3， 可见， 对巷道顶底板变形 而言， 各因素从主到次的顺序为卸压钻孔长度卸压 钻孔直径锁腿锚杆预紧力锁腿锚杆长度， 对两帮 变形而言， 各因素从主到次的顺序为卸压钻孔直径 卸压钻孔长度锁腿锚杆预紧力锁腿锚杆长度。总 体来说， 与锁腿锚杆相比， 卸压钻孔参数对巷道变形 的影响更为显著， 影响最不显著的是锁腿锚杆长度。 因此， 对于极软煤层巷道而言， 应首先确定合理的卸 压钻孔直径和长度， 在此基础上， 再确定锁腿锚杆长 度等其他参数。 表 3计算结果极差分析 Table 3esults of range analysis 因素 A 锚杆 长度/m B 锚杆预 紧力/kN C 钻孔 直径/mm D 钻孔 长度/m 顶底 K1 2 0232 0361 9362 080 K2 1 8841 8691 7761 879 K3 1 8491 8512 0441 797 k1674. 33678. 67645. 33693. 33 k2628. 00623. 00592. 00626. 33 k3 616. 33617. 00681. 33599. 00 极差58. 0061. 6789. 3394. 33 因素主次 DCBA 两帮 K1390390428370 K2374402388368 K3 400372348426 k1130. 00130. 00142. 67123. 33 k2 124. 67134. 00129. 33122. 67 k3133. 33124. 00116. 00142. 00 极差8. 6710. 0026. 6719. 33 因素主次 CDBA 注 Ki为指标和， i 为水平顺序号; ki为指标平均值。 4工程应用 4. 1支护参数 2927 工作面运输巷在原有 U 型钢支护的基础上 采用锚杆梁锁腿， 沿巷道走向布置， 每 2 根锚杆配合 一根长 1 400 mm 的托梁， 托梁采用旧 U 型钢加工， 每根 U 型钢上开 2 个孔， 孔间距 700 mm。锚杆规格 20 mm2 400 mm， 底部锚杆眼按 25下扎角施工， 帮部锚杆眼垂直于帮部， 每根锚杆使用 2 卷 Z2535 树 脂锚固剂， 锚杆拉拔力 30 50 kN， 螺母扭矩不少于 100 Nm。 超前工作面 100 m 的范围内， 两帮各布置 3 个卸 压孔， 孔深 4 m， 孔径 76 mm， 排距 1 800 mm， 如图 10 所示。每组钻孔应由上向下施工， 且必须完全打好一 组后， 再施工下一组。由于煤层极为松软， 卸压孔容 易变形甚至闭合， 钻孔闭合后应在原位置进行套孔。 4. 2支护效果 矿压监测表明， 卸压钻孔施工以后由于支承压力 向围岩深部转移， 巷道底臌量趋于稳定， 但随着工作 4822 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 第 10 期马振乾等 极软煤层巷道钻孔卸压与 U 型钢协同控制 图 10巷道支护参数 Fig. 10oadway support parameters 面的临近底臌量又有较快的增长， 观测期间平均底臌 速度由 2. 0 mm/d 降低至 0. 98 mm/d。两帮平均变 形速度由 2. 64 mm/d 减小到 1. 86 mm/d， 顶板平均 下沉速度为 0. 36 mm/d， 基本没有变化。整体而言， 与不施工卸压孔相比， 回采期间巷道的剧烈变形得到 了有效控制， 超前工作面 18 m 时巷道两帮位移量为 728 mm， 顶底移近量为667 mm， 如图11 所示， 巷道断 面基本能满足生产要求。 图 11巷道变形曲线 Fig. 11oadway deation curves 5结论 1 极软煤层巷道采用 U 型钢支护时巷道两帮 严重内移、 底板强烈鼓起， 支架承载能力大大降低。 施加锁腿锚杆可以使棚腿处于约束状态， 支架的稳定 性和承载能力得到明显改善， 但是巷道变形量并没有 大幅度降低， 因此， 单纯采用锁腿锚杆无法控制极软 煤层巷道的剧烈变形。 2 极软煤层巷道中卸压钻孔可以降低巷道附 近围岩的应力集中水平， 同时也可以为围岩的碎胀变 形预留一定的释放空间， 缓解作用在 U 型钢支架上 的压力， 改善支架的维护效果。 3 现场试验表明， 钻孔卸压与锁腿锚杆协同作 用， 可以充分发挥各自的优点， 有效控制极软煤层巷 道的稳定。同时， 在金属支架维护较为困难的高应力 巷道、 强动压巷道等具有广泛的应用前景。 参考文献 1王家臣， 李志刚极软煤层综放面围岩稳定性离散元模拟J矿 山压力与顶板管理， 2005， 22 2 13 Wang Jiachen， Li ZhigangThe study on coal face stability and move- ment behavior of the overlying rock strata of longwall top- coal caving in the soft coal seamJGround Pressure and Strata Control， 2005， 22 2 13 2Lei Dongji， Li Chengwu， Zhang Zimin， et al Coal and gas out- burst mechanism of the“Three Soft”coal seam in western Henan JMining Science and Technology， 2010， 20 5 712717 3张农， 侯朝炯， 王培荣深井三软煤巷锚杆支护技术研究J 岩石力学与工程学报， 1999， 18 4 437440 Zhang Nong， Hou Chaojiong， Wang PeirongOn bolting support of roadway in deep mines soft coal seamJ Chinese Journal of ock Mechanics and Engineering， 1999， 18 4 437440 4柏建彪， 侯朝炯， 杜木民， 等复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技 术研究J岩石力学与工程学报， 2001， 20 1 5356 Bai Jianbiao， Hou Chaojiong， Du Mumin， et alOn bolting support of roadway in extremely soft seam of coal mine with complex roofJ Chinese Journal of ock Mechanics and Engineering， 2001， 20 1 5356 5谢文兵， 荆升国， 王涛， 等U 型钢支架结构稳定性及其控制技 术J岩石力学与工程学报， 2010， 29 S2 37433748 Xie Wenbing， Jing Shengguo， Wang Tao， et alStructural stability of U- steel support and its control technologyJ Chinese Journal of ock Mechanics and Engineering， 2010， 29 S2 37433748 6王其洲， 谢文兵， 荆升国， 等动压影响巷道 U 型钢支架锚索协 同支护机理及其承载规律J煤炭学报， 2015， 40 2 301307 Wang Qizhou， Xie Wenbing， Jing Shengguo， et al esearch on U- shape steel frame and anchor cable collaborative support mecha- nism and loading law of roadway under dynamical pressure impact JJournal of China Coal Society， 2015， 40 2 301307 7王成， 张农， 韩昌良， 等U 型棚锁腿支护与围岩关系数值分 析及应用J采矿与安全工程学报， 2011， 28 2 209213 Wang Cheng， Zhang Nong， Han Changliang， et alNumerical analysis and application of the relationship between surrounding rock and U- shaped shed under leg lockingJJournal of Mining Safety En- gineering， 2011， 28 2 209213 8陆士良， 王悦汉软岩巷道支架壁后充填与围岩关系的研究J 岩石力学与工程学报， 1999， 18 2 180183 Lu Shiliang， Wang Yuehan Study on relationship between support with backfilling and surrounding rocks of roadway in soft strataJ Chinese Journal of ock Mehanics and Engineering， 1999， 18 2 180183 5822 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 煤炭学报 2015 年第 40 卷 9王悦汉， 陆士良壁后充填对提高巷道支护阻力的研究J中国 矿业大学学报， 1997， 26 4 13 Wang Yuehan， Lu Shiliangesearch on the effect of roadway back- filling on the raise of support resistance J Journal of China Univer- sity of Mining and Technology， 1997， 26 4 13 10Jiao Y Y， Song L， Wang X ZImprovement of the U- shaped steel sets for supporting the roadways in loose thick coal seamJInter- national Journal of ock Mechanics Mining Sciences， 2013， 60 1925 11Cai F， Liu Z G， Lin B Q Numerical simulation and experiment analysis of improving permeability by deep- hole presplitting explo- sion in high gassy and low permeability coal seamJ Journal of Coal Science Engineering， 2009， 15 2 175180 12王襄禹， 柏建彪， 李伟高应力软岩巷道全断面松动卸压技术 研究J采矿与安全工程学报， 2008， 25 1 3740 Wang Xiangyu， Bai Jianbiao， Li WeiStress- relief technique of full face gangue dropping in soft rock roadway under high stressJ Journal of Mining Safety Engineering， 2008， 25 1 3740 13钱鸣高， 石平五， 邹喜正， 等矿山压力与岩层控制M徐州 中国矿业大学出版社， 2003 227233 Qian Miaogao， Shi Pingwu， Zou Xizheng， et alMining pressure and strata controlMXuzhou China University of Mining and Tech- nology Press， 2003 227233 14刘红岗， 贺永年， 徐金海， 等深井煤巷钻孔卸压技术的数值模 拟与工业试验 J 煤炭学报， 2007， 32 1 3337 Liu Honggang， He Yongnian， Xu Jinhai， et alNumerical simulation andindustrialtestofboreholesdistressingtechnologyin deep coal tunnel J Journal of China Coal Society， 2007， 32 1 3337 15Ortlepp W D， Stacey T ockburst mechanisms in tunnel