深井大断面交岔点变形机理及稳定性控制研究.pdf

第 ４２ 卷第 ５ 期煤 炭 科 学 技 术Ｖｏｌ􀆱 ４２ Ｎｏ􀆱 ５ ２０１４ 年５ 月Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ ＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＭａｙ ２０１４ 深井大断面交岔点变形机理及稳定性控制研究 王 炯１ꎬ２ꎬ孙晓明１ꎬ２ꎬ郝育喜１ꎬ２ꎬ郭志飚１ꎬ２ꎬ孟志刚１ꎬ２ １􀆱 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室ꎬ北京 １０００８３ꎻ２􀆱 中国矿业大学北京力学与建筑工程学院ꎬ北京 １０００８３ 摘 要为解决夹河煤矿深部大断面 ３ 号交岔点难以支护的问题ꎬ分析可知 ３ 号交岔点变形破坏的主 要原因是高地应力、开挖扰动以及支护体和围岩强度与结构的不耦合ꎬ据此提出了锚网喷＋锚索＋底 角锚杆＋中间岩柱双控锚索的耦合支护技术ꎬ现场应用表明采用锚网索耦合支护技术后 ３ 号交岔点 顶底板最大移近量为 ６９ ｍｍꎬ两帮最大移近量为 ４５ ｍｍꎬ３ 号交岔点变形得到了有效控制ꎮ 关键词深部矿井ꎻ大断面交岔点ꎻ变形机理ꎻ耦合支护ꎻ围岩稳定性 中图分类号ＴＤ３２２ 文献标志码Ａ 文章编号０２５３－２３３６２０１４０５－００１３－０４ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ Ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ａｎｄ Ｓｔａｂｉｌｉｔｙ Ｃｏｎｔｒｏｌ ｏｆ Ｌａｒｇｅ Ｃｒｏｓｓ Ｓｅｃｔｉｏｎ Ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎ ｉｎ Ｄｅｅｐ Ｍｉｎｅ ＷＡＮＧ Ｊｉｏｎｇ１ꎬ２ꎬＳＵＮ Ｘｉａｏ￣Ｍｉｎｇ１ꎬ２ꎬＨＡＯ Ｙｕ￣ｘｉ１ꎬ２ꎬＧＵＯ Ｚｈｉ￣ｂｉａｏ１ꎬ２ꎬＭＥＮＧ Ｚｈｉ￣ｇａｎｇ１ꎬ２ １.Ｎａｔｉｏｎａｌ Ｋｅｙ Ｌａｂ ｏｆ Ｄｅｅｐ Ｇｅｏｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬＢｅｉｊｉｎｇ １０００８３ꎬＣｈｉｎａꎻ ２.Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｃｉｖｉｌ ＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬＣｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ ＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＢｅｉｊｉｎｇꎬＢｅｉｊｉｎｇ １０００８３ꎬＣｈｉｎａ Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏ ｓｏｌｖｅ ｔｈｅ ｄｉｆｆｉｃｕｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐｒｏｂｌｅｍ ｏｆ Ｎｏ􀆱 ３ ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｄｅｅｐ ｌａｒｇｅ ｃｒｏｓｓ ｓｅｃｔｉｏｎ ｉｎ Ｊｉａｈｅ Ｍｉｎｅꎬｔｈｅ ｐａｐｅｒ ａｎａｌｙｚｅｄ ｔｈｅ ｍａｊｏｒ ｃａｕｓｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｆａｉｌｕｒｅ ｉｎ Ｎｏ􀆱 ３ ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ｔｈｅ ｈｉｇｈ ｇｒｏｕｎｄ ｓｔｒｅｓｓꎬｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｔｕｒｂｕｌｅｎｃｅ ａｎｄ ｔｈｅ ｕｎ￣ ｃｏｕｐｌｉｎｇ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ａｎｄ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ.Ａ ｃｏｕｐｌｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｂｏｌｔ/ ｓｔｅｅｌ ｍｅｓｈ/ ｓｈｏｔｃｒｅｔｉｎｇ ＋ ａｎｃｈｏｒ ＋ ｆｌｏｏｒ ｃｏｒｎｅｒ ｂｏｌｔ ＋ ｄｏｕｂｌｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ａｎｃｈｏｒ ｉｎ ｍｉｄｄｌｅ ｒｏｃｋ ｐｉｌｌａｒ ｗａｓ ｐｒｏｖｉｄｅｄ.Ｔｈｅ ｓｉｔｅ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ｃｏｕｐｌｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔ ａｐｐｌｉｅｄꎬ ａ ｍａｘ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ ｏｆ Ｎｏ􀆱 ３ ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎ ｗａｓ ６９ ｍｍꎬａ ｍａｘ ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ ｏｆ ｔｈｅ ｔｗｏ ｓｉｄｅｗａｌｌｓ ｗａｓ ４５ ｍｍ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ Ｎｏ􀆱 ３ ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎ ｗａｓ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｃｏｎｔｒｏｌｌｅｄ. Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅꎻｌａｒｇｅ ｃｒｏｓｓ ｓｅｃｔｉｏｎ ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎꎻｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｍｅｃｈａｎｉｓｍꎻｃｏｕｐｌｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔꎻｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ 收稿日期２０１４－０１－２０ꎻ责任编辑杨正凯 ＤＯＩ１０.１３１９９/ ｊ.ｃｎｋｉ.ｃｓｔ.２０１４.０５.００４ 基金项目国家自然科学基金面上基金资助项目５１３７４２１４ꎻ国家自然科学基金资助项目５１３０４２１０ꎻ中央高校基本科研业务费专项资金资助项 目２０１１ＱＬ０７ 作者简介王 炯１９８４ꎬ男ꎬ安徽蒙城人ꎬ讲师ꎬ博士ꎮ Ｔｅｌ１３８１０１９２９５３ꎬＥ－ｍａｉｌｗａｎｇｊｉｏｎｇ０２１６＠ １６３􀆱 ｃｏｍ 引用格式王 炯ꎬ孙晓明ꎬ郝育喜ꎬ等.深井大断面交岔点变形机理及稳定性控制研究[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１４ꎬ４２５１３－１６. ＷＡＮＧ ＪｉｏｎｇꎬＳＵＮ Ｘｉａｏ￣ＭｉｎｇꎬＨＡＯ Ｙｕ￣ｘｉꎬｅｔ ａｌ.Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ Ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ａｎｄ Ｓｔａｂｉｌｉｔｙ Ｃｏｎｔｒｏｌ ｏｆ Ｌａｒｇｅ Ｃｒｏｓｓ Ｓｅｃｔｉｏｎ Ｉｎｔｅｒｓｅｃｔｉｏｎ ｉｎ Ｄｅｅｐ Ｍｉｎｅ[Ｊ].Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙꎬ２０１４ꎬ４２５１３－１６. ０ 引 言 随着开采深度不断增加ꎬ煤炭开采环境不断恶 化ꎬ在深部复杂地质环境和高地应力水平作用下ꎬ巷 道围岩出现大变形破坏[１]ꎬ难以维护ꎮ 尤其是深部 巷道交岔点处出现的围岩大变形、流变、地温升高ꎬ 对深部资源的安全高效开采造成巨大威胁[２－４]ꎬ国 外一些主要产煤国家从 ２０ 世纪 ６０ 年代开始进入深 井开采ꎬ因此深部巷道交岔点围岩稳定性控制是国 内外学者研究的焦点ꎬ且是国内外岩土工程界的难 题之一[５－８]ꎮ 深部软岩大断面交岔点ꎬ作为矿井运 输的关键部位ꎬ受断面大、应力集中的影响[９]ꎬ尤其 是巷道受多次开挖产生的应力二次重新分布与叠加 效应的影响[１０]ꎬ同时受浅部支护理论及支护技术水 平的限制ꎬ传统锚网索支护下的大断面交岔点出现 局部支护状况恶化ꎬ关键部位产生破坏ꎬ进而影响整 体支护强度ꎬ使得支护体破坏、失效ꎬ巷道围岩出现 大变形破坏ꎮ 造成巷道破坏的主要原因是传统浅部 支护技术条件下ꎬ支护体和围岩强度、结构不耦 合[１１]ꎮ 夹河煤矿－１ ０１０ ｍ 水平西二采区 ３ 号交岔 点为 Ｙ 型ꎬ是西二采区的关键的运输通道ꎬ由于 ２ 条巷道的断面面积均较大ꎬ同水平相邻交岔点巷道 ３１ ２０１４ 年第 ５ 期煤 炭 科 学 技 术第 ４２ 卷 均出现大的变形破坏现象ꎬ断面严重缩小ꎬ严重影响 了巷道的正常使用ꎬ失稳翻修次数多ꎬ浪费了大量的 人力和财力ꎮ 基于此ꎬ笔者以夹河煤矿－１ ０１０ ｍ 水 平西二采区 ３ 号交岔点为研究对象ꎬ对深部大断面 交岔点的支护技术进行研究ꎬ以期达到有效控制 ３ 号交岔点变形的目的ꎬ实现深部煤炭安全高效开采ꎮ １ 工程概况 夹河煤矿 ３ 号交岔点埋深 １ ０４０ ｍꎬ巷道断面为 直墙半圆拱形ꎬ最大净断面宽 ８ ３００ ｍｍꎬ最大净断 面高 ５ ４００ ｍｍꎬ最小净断面宽和净断面高均为３ ０００ ｍｍꎬ原采用锚网喷＋Ｕ２９ 钢联合支护技术ꎮ 该巷道 穿越 ２ 条小断层ꎬ靠近 ２ 条大中型断层ꎮ 巷道掘进 过程中揭露的煤岩层为 ９ 号煤层和 ９ 号煤层顶底 板ꎬ９ 号煤层顶底板岩性主要以砂岩和砂页岩为主ꎬ 砂岩抗压强度８１􀆱 ７９ ＭＰａꎬ抗拉强度６􀆱 ０９ ＭＰａꎬ砂页 岩抗压强度 ５３􀆱 ９６ ＭＰａꎬ抗拉强度 ５􀆱 １５ ＭＰａꎮ 夹河煤矿 ３ 号交岔点在原支护条件下巷道围岩 变形严重、断面收缩量大ꎬ主要变形特征有①顶板 下沉量大ꎮ 顶板整体下沉ꎬ最大断面处下沉量达 １ ４６０ ｍｍꎬ下沉量为原断面高度的 ２７􀆱 ２％ꎬ最小断 面处顶板下沉量达 １ ０４０ ｍｍꎬ下沉量为原断面高度 的 ３４􀆱 ７％ꎬ拱顶 Ｕ 型钢出现折断、损毁现象ꎮ ②中 间岩柱塑性变形大ꎮ “牛鼻子”即中间岩柱体压裂 及横向鼓出ꎬ表现为塑性变形破坏ꎬ尤其是“牛鼻 子”底角右侧变形量近 ３００ ｍｍꎬ左侧变形量达 １５０ ｍｍꎬ变形量为“牛鼻子”原宽度的 ９０％ꎬ变形后整体 呈现 Ｘ 形态ꎮ ２ ３ 号交岔点变形破坏原因分析 １开采深度大ꎮ 根据耦合支护理论ꎬ开始出现 非线性大变形力学现象的深度称之为第 １ 临界深 度[１２]Ｈｃ＝２Ｃ/ {[１－１＋αｔａｎ φ]γ}ꎬ其中Ｃ 为岩石 的黏聚力ꎻα 为应力集中系数ꎻφ 为岩石内摩擦角ꎻγ 为上覆岩层平均容重ꎮ 根据计算可知 ３ 号交岔点岩 石的临界深度为 ８００ ｍꎬ造成巷道处于高地应力区ꎬ 导致巷道已进入非线性大变形状态ꎮ ２支护强度低ꎮ 巷道拱顶多处 Ｕ 型钢折断ꎬ巷 道支护关键部位破坏ꎬ可知原锚网索＋Ｕ 型钢支护体 和围岩在强度、刚度上不耦合[１３]ꎬ巷道开挖后围岩 受力状态由原来的三向受力变为两向受力ꎬ而“牛 鼻子”岩柱体则是变为单向受力ꎬ相当于单轴压缩 状态ꎬ受到顶板压力时造成岩体内大量裂缝的产生 和贯通ꎬ导致岩柱体压裂及横向鼓出ꎮ 根据组合拱 理论[１４]ꎬ承压拱的厚度和强度是锚杆支护的关键ꎬ 该交岔点原采用锚杆长度为 ２􀆱 ２ ｍꎬ由于深度和断 面均较大ꎬ巷道围岩中承压拱的厚度与直径的比值 过小、支护强度不足ꎬ不能对岩柱体侧向提供足够的 约束ꎬ导致岩柱体横向变形ꎬ进而引起顶板的下沉甚 至垮塌ꎮ ３开挖扰动大ꎮ 深部大断面交岔点巷道围岩 大变形破坏的显著特征是受开挖扰动影响较大ꎬＹ 型交岔点施工要进行 ３ 次开挖ꎬ每次开挖均会造成 应力的重新分布ꎬ另 １ 条巷道开挖时产生的应力集 中程度较高ꎬ作用于中间岩柱体ꎬ形成应力叠加ꎬ当 叠加应力超过岩体强度ꎬ会造成岩柱体进一步松动 破坏[１５]ꎬ同时开挖时爆破扰动也会对巷道围岩稳定 性产生影响ꎮ ４地质构造复杂ꎮ ３ 号交岔点穿越背斜和断层 时残余构造应力大ꎬ处于高应力区ꎬ揭露断层较多ꎬ 岩体完整性差ꎬ裂隙发育ꎬ巷道围岩较为破碎ꎬ造成 巷道支护困难ꎬ围岩变形大ꎮ ３ 号交岔点围岩的变 形力学机制有 ３ 种[１６]ⅠＣ型微裂隙膨胀机制ꎻⅡＡＢＤ 高应力型型重力机制＋构造应力机制＋工程偏应 力机制ꎻⅢＣＡ型层理走向型作用机制ꎮ ３ ３ 号交岔点稳定性控制对策 ３ 号交岔点大变形破坏的主要因素是应力水 平、支护体系不耦合和围岩岩性等ꎬ为达到控制大变 形破坏的目的就要采用软岩耦合支护技术ꎬ调整支 护方式ꎬ尤其要对深井大断面交岔点最大断面处的 “牛鼻子”采取针对性的支护措施ꎮ 对ⅠＣⅡＡＢＤⅢＣＡ复合型大断面交岔点ꎬ首先采 用巷道扩刷、预留变形空间等措施ꎬ释放一定的非线 性膨胀能和塑性能ꎬ使其转化为较简单的ⅡＢＤⅢＣＡ 高应力、层理化型ꎻ利用锚网索和底角锚杆支护 技术进一步转化为ⅡＢＤ高应力型ꎻ再采用关键部 位的二次耦合支护技术ꎬ使其变为最简单的ⅡＢ重 力型ꎬ３ 号交岔点变形力学机制转化技术如图 １ 所示ꎮ 图 １ ３ 号交岔点变形力学机制转化技术示意 ４１ 王 炯等深井大断面交岔点变形机理及稳定性控制研究２０１４ 年第 ５ 期 ４ ３ 号交岔点锚网索耦合支护技术 ４􀆱 １ 锚网索耦合支护技术方案 根据 ３ 号交岔点围岩的复合型变形力学机制的 转化技术ꎬ提出采用锚网喷＋锚索＋底角锚杆＋中间 岩柱双控锚索的耦合支护控制技术以下简称锚网 索耦合支护技术 方案ꎬ３ 号交岔点支护如图 ２ 所示ꎮ 图 ２ ３ 号交岔点支护示意 ４􀆱 ２ 支护参数 １锚杆ꎮ 顶板和两帮采用 ２２ ｍｍ２ ４００ ｍｍ 等强螺纹钢锚杆ꎬ间排距为 ７００ ｍｍ７００ ｍｍꎬ预紧 力不小于 ６０ ｋＮꎮ ２锚索ꎮ 拱顶采用 １９􀆱 ８ ｍｍ８ ０００ ｍｍ 钢绞 线锚索ꎬ平行布置ꎬ大断面加密布置锚索ꎬ间排距 １ ４００ ｍｍ２ １００ ｍｍꎬ锚索托盘采用 １２ 号工字钢ꎬ 预紧力不小于 １００ ｋＮꎮ ３锚网ꎮ 锚网采用 ８ ｍｍ 钢筋焊接而成ꎬ网格 尺寸 ８０ ｍｍ８０ ｍｍꎬ搭接长度 １００２００ ｍｍꎬ采用钩 扣联接ꎮ ４３ 号交岔点“牛鼻子”处岩柱采用双控锚索＋ Ｕ２４ 槽钢加固ꎬ锚索长度 Ｌ 根据“牛鼻子“岩柱宽度 不同而定ꎬ间排距为 ７００ ｍｍ７００ ｍｍꎬ预紧力不小 于 １００ ｋＮꎬ３ 号交岔点“牛鼻子”中间岩柱双控锚索 布置如图 ３ 所示ꎮ ５底角锚杆ꎮ 底角锚杆采用管缝式锚杆ꎬ直径 ４３ ｍｍꎬ长度 ２ ２００ ｍｍꎬ间排距 ５００ ｍｍ７００ ｍｍꎮ ５ 锚网索耦合支护应用效果分析 ５􀆱 １ 锚网索耦合支护效果数值分析 ３ 号交岔点采用锚喷网＋锚索＋底角锚杆＋中间 图 ３ ３ 号交岔点“牛鼻子”中间岩柱双控锚索布置 岩柱双控锚索的耦合支护技术方案ꎬ采用 ＦＬＡＣ３Ｄ模 拟软件建立巷道工程地质模型和支护力学模型ꎬ对 ３ 号交岔点巷道支护及施工过程进行数值分析ꎬ模 型长、宽、高分别为 ２２、３０、２０ ｍꎬ模型底边固定ꎬ两 侧限制水平运动ꎮ 为便于计算ꎬ将模型进行合理简 化ꎬ假定岩体为均质体ꎬ３ 号交岔点位移和塑性区分 布分别如图 ４ 和图 ５ 所示ꎮ 图 ４ ３ 号交岔点位移 图 ５ ３ 号交岔点塑性区分布 由图 ４ 和图 ５ 可知ꎬ采用锚网索耦合支护技术 后ꎬ３ 号交岔点围岩变形主要表现为顶板下沉和巷 道底鼓ꎬ变形主要集中在 ３ 号交岔点最大断面处ꎬ但 相对传统支护大变形区域较小ꎮ 巷道位移等值区域 分布比较均匀ꎬ表明变形的协调性较好ꎬ支护体和围 岩在强度和刚度上耦合效果明显ꎮ 围岩塑性区范围 小ꎬ尤其底板的受剪破坏状态得到了明显的改善ꎬ几 乎不存在活动塑性区ꎬ表明锚索网耦合支护系统增 强了围岩体整体强度ꎬ有效地控制了围岩的大变形ꎬ 增强巷道的稳定性ꎮ “牛鼻子”中间岩柱双控锚索支护技术的应用ꎬ 特别是高预应力的施加ꎬ使中间岩柱由一维受力状 态向三维受力状态的有效转变ꎬ极大增强了巷道围 岩的稳定性ꎮ 锚网索耦合支护技术的应用ꎬ特别是 ５１ ２０１４ 年第 ５ 期煤 炭 科 学 技 术第 ４２ 卷 底角锚杆的应用ꎬ有效阻断了巷道底板塑性滑移线ꎬ 使巷道底鼓得到了明显控制ꎬ进而使巷道帮部及顶 板的支护系统化ꎬ受力分布趋于均衡ꎬ实现了大断面 交岔点的整体稳定ꎮ ５􀆱 ２ 工程应用效果 锚喷网耦合支护技术在 ３ 号交岔点进行了工程 应用ꎬ并在最大断面处设置测点对围岩变形进行监 测ꎬ３ 号交岔点围岩变形曲线如图 ６ 所示ꎮ 图 ６ ３ 号交岔点围岩变形曲线 由图 ６ 可知ꎬ巷道掘进完成前 １５２０ ｄ 为围岩 运动活跃期ꎬ变形量为最终变形量的 ７０％以上ꎬ此 阶段巷道通过围岩变形释放一定的非线性膨胀能和 塑性能ꎻ巷道掘进完成前２０３５ ｄ 围岩变形缓慢ꎬ主 要是围岩和支护体相互作用ꎬ通过支护体限制围岩 变形来提高整体强度ꎻ４５ ｄ 之后围岩基本处于稳定 状态ꎬ顶底板最终移近量为 ６９ ｍｍꎬ两帮为 ４５ ｍｍꎬ 由此可见采用锚网索耦合支护技术后深井大断面交 岔点巷道变形得到有效控制ꎮ ６ 结 论 １通过理论分析、力学试验和数值分析可知夹 河煤矿 ３ 号交岔点围岩为高应力－层理化－膨胀性 复合型软岩ꎬ其力学变形机制为微裂隙膨胀＋高应 力＋层理走向型ꎬ并找到高地应力、开挖扰动以及支 护体和围岩强度与结构的不耦合是 ３ 号交岔点变形 破坏的主要原因ꎮ ２提出了锚网喷＋锚索＋底角锚杆＋中间岩柱双 控锚索的耦合支护设计方案ꎬ并进行了现场应用ꎬ监 测数据表明采用该支护技术后 ３ 号交岔点变形量得 到了有效控制ꎮ 参考文献 [１] 何满潮ꎬ谢和平ꎬ彭苏萍ꎬ等.深部开采岩体力学研究[Ｊ].岩石 力学与工程学报ꎬ２００５ꎬ２４１６２８０３－２８１３. [２] 魏礼刚ꎬ张 辉ꎬ孙永慧.千米深井大断面一次爆破成巷及围岩 控制技术[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１３ꎬ４１２５－８. [３] 刘泉声ꎬ刘学伟ꎬ黄 兴ꎬ等.深井软岩破碎巷道底鼓原因及处 置技术研究[Ｊ].煤炭学报ꎬ２０１３ꎬ３８４５６６－５７１. [４] 李术才ꎬ王德超ꎬ王 琦ꎬ等.深部厚顶煤巷道大型地质力学模 型试验系统研制与应用[Ｊ].煤炭学报ꎬ２０１３ꎬ３８９１５２２－ １５３０. [５] 华心祝ꎬ卢小雨ꎬ李迎富.深井大断面沿空留巷底鼓防控技术 [Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１３ꎬ４１９１００－１０４. [６] 张传恕ꎬ杜计平.深井大断面松软破碎围岩巷道稳定性控制技 术[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１３ꎬ４１１２１９－２２. [７] 郭建伟.深井节理化围岩巷道破坏机理及控制技术[Ｊ].煤炭学 报ꎬ２０１２ꎬ３８４１５５９－１５６３. [８] 勾攀峰ꎬ辛亚军.深井巷道围岩锚固体流变控制力学解析[Ｊ]. 煤炭学报ꎬ２０１３ꎬ３８１２２１１９－２１２５. [９] 何满潮ꎬ李国峰ꎬ刘 哲ꎬ等.兴安矿深部软岩巷道交叉点支护 技术[Ｊ]ꎬ采矿与安全工程学报ꎬ２００７ꎬ２４２１２７－１３２. [１０] 赵术江ꎬ李东发ꎬ袁 越.含水软岩特大断面巷道交岔点稳定 性研究[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１３ꎬ４１８３０－３４. [１１] 何满潮ꎬ孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南 [Ｍ].北京科学出版社ꎬ２００４. [１２] 何满潮ꎬ景海河ꎬ孙晓明.软岩工程力学[Ｍ].北京科学出版 社ꎬ２００２. [１３] 王 炯.唐口煤矿深部岩巷恒阻大变形支护机理与应用研究 [Ｄ].北京中国矿业大学北京ꎬ２０１１. [１４] 郭志飚ꎬ王 炯.煤矿深部 Ｙ 型大断面交叉点双控锚杆支护 技术及工程应用[Ｊ].岩石力学与工程学报ꎬ２０１０ꎬ２９５ ２７９２－２７９９. [１５] 何满潮ꎬ李国峰ꎬ任爱武.深部软岩巷道交叉硐室群稳定性分 析[Ｊ].中国矿业大学学报ꎬ２００７ꎬ２４１６１０３－１０８. [１６] 王晓义ꎬ何满潮ꎬ杨生彬.深部大断面交岔点破坏形式与控制 对策[Ｊ].采矿与安全工程学报ꎬ２００７ꎬ２０３２８３－２８８. 􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍􀤍 上接第 １２ 页 [７] 刘建军.崔家寨煤矿近距离煤层群开采巷道稳定性分析[Ｊ].煤 炭科学技术ꎬ２００９ꎬ３７３１３－１６. [８] 马占国ꎬ涂 敏ꎬ马继刚ꎬ等.远距离下保护层开采煤岩体变形 特征[Ｊ].采矿与安全工程学报ꎬ２００８ꎬ２５３２５３－２５７. [９] 熊祖强ꎬ李化敏ꎬ王 文.平顶山矿区远程下保护层开采技术研 究[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２００９ꎬ３７８５３－５６. [１０] 张华磊ꎬ涂 敏.下保护层开采对上覆巷道稳定性的影响[Ｊ]. 华北科技学院学报ꎬ２００７ꎬ４４１９－２１. [１１] 钱鸣高ꎬ石平五.矿山压力与岩层控制[Ｍ].徐州中国矿业大 学出版社ꎬ２００３. [１２] 涂 敏ꎬ张向阳ꎬ张华磊.下保护层开采对上覆煤巷的动态影 响及控制研究[Ｊ].采矿与安全工程学报ꎬ２００８ꎬ２５４４２６－ ４２９ [１３] 陈炎光ꎬ陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[Ｍ].徐州中国矿业 大学出版社ꎬ１９９４. [１４] 石永奎ꎬ刘振欣ꎬ莫 技.深井近距离复杂顶板煤层上行开采 巷道围岩变形控制[Ｊ].煤ꎬ２００９ꎬ１６５５９－６０. [１５] 刘明举ꎬ王 冕ꎬ李 波ꎬ等.开采保护层的效果评价研究[Ｊ]. 煤炭科学技术ꎬ２０１１ꎬ３９１６１－６４. ６１