回风石门软岩巷道变形破坏机理及其支护对策

杨晓杰,庞杰文,张保童,孟凡毅,姜文峰,樊利朋,牛 翔

(1.中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;3.中国矿业大学(北京)国家能源深井安全开采及灾害防治重点实验室,北京 100083;4.中交四航工程研究院有限公司,广东广州510230;5.中国矿业大学(北京)地球科学与测绘工程学院,北京 100083)

回风石门软岩巷道变形破坏机理及其支护对策

杨晓杰1,2,3,庞杰文1,2,3,张保童4,孟凡毅1,2,姜文峰1,2,樊利朋1,2,牛 翔5

(1.中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京100083;3.中国矿业大学(北京)国家能源深井安全开采及灾害防治重点实验室,北京 100083;4.中交四航工程研究院有限公司,广东广州510230;5.中国矿业大学(北京)地球科学与测绘工程学院,北京 100083)

针对煤矿回风石门出现严重底臌、折帮和顶沉等非线性大变形破坏现象,且难支护的问题,采用工程地质力学分析、数值模拟和现场试验研究相结合的研究方法,对巷道的变形破坏机理和支护对策进行了深入研究。结果表明,巷道的变形破坏受分子吸水膨胀、胶体膨胀、构造应力、重力、工程偏应力、软弱夹层、层理等多种因素影响,其变形力学机制为IABIIABDIIIBC型。针对该种类型的复合型变形力学机制,提出了相应的转化为单一型的技术对策,数值模拟结果表明该技术对策可有效控制巷道的大变形破坏;提出了恒阻大变形锚杆+金属网+底角注浆锚管+钢纤维混凝土耦合支护方案,现场应用效果良好。

回风石门;软岩巷道;变形力学机制;支护

工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体[1]。巷道开挖后,岩体的原岩应力状态遭到了破坏,引起应力重新分布,围岩将向巷道临空面发生位移变形,出现底臌、顶沉、两帮收缩等大变形特征。随着开采深度的不断增加,软岩巷道工程所处的工程地质条件开始变得复杂,支护问题也变得越来越严重,特别是强膨胀型软岩巷道、高应力软岩巷道以及大断面交叉点等。对于这些巷道,采用一般支护形式更是难以奏效[2]。目前软岩巷道支护理论的研究主要集中在围岩变形特性研究与支护技术的研究上,主要有岩性转化理论、轴变论理论、松动圈理论、联合支护理论、锚喷-弧板支护理论、主次承载区支护理论、应力控制理论,以及软岩工程力学支护理论,其中软岩工程力学支护理论较好地结合了围岩变形力学特性研究与支护技术研究,可以系统地分析软岩的变形力学机制,并提出相应的转化复合型变形力学机制的支护对策。针对新安煤矿回风石门软岩巷道支护难题,笔者运用软岩工程力学支护理论,采用工程地质力学分析、数值模拟以及现场试验研究相结合的研究方法,从物化膨胀、应力扩容和结构变形3方面系统地分析了新安煤矿+535回风石门软岩巷道的变形力学机制,并提出了相应的复合型变形力学机制转化对策,采用数值计算的方法,研究支护结构对巷道变形的控制效果,并将新提出的支护设计应用到实践。

1 回风石门软岩巷道工程地质力学分析

1.1 工程概况

新安煤矿位于甘肃省平凉市境内,井田主要含煤地层为下侏罗统华亭群,主要巷道埋深750～900 m。+535回风石门位于新安煤矿+535 m水平采区,埋深约750 m,是国内侏罗系地层埋深最大的煤矿之一。巷道赋存于粉砂岩、泥岩、细砂岩和砂质泥岩等膨胀性软岩岩层,各个岩层沿巷道的走向和与垂直巷道走向方向均有约10°的倾角,围岩具有明显的软岩特征。

新安煤矿+535回风石门采用传统的锚网索支护,在施工2个月后因破坏严重进行了第1次返修,截至2010年12月,巷道已进行了4次返修,仍然出现大变形现象,影响煤矿的正常生产运转,因此,对该巷道进行工程地质力学分析,研究其破坏机理并提出支护对策已迫在眉睫。

1.2 巷道变形破坏特征

经现场调查研究,新安煤矿+535回风石门软岩巷道的变形破坏有以下4个特征(图1):①底臌严重,最大底臌量可达1.5 m;②顶板弯曲下沉,最大下沉量为1.8 m;③帮部严重鼓出并出现折帮现象;④支护体大量失效,具体表现为锚杆、锚索拉断、折断,托盘与杆体脱离,锚杆吸入岩壁,钢筋网与托盘连接处剪断等。+535回风石门服务于+535 m水平,该水平的所有污风都将通过该巷道排出矿井,巷道的后续修复工程直接关系到该水平生产的正常运转。

1.3 巷道围岩岩性分析

+535回风石门位于煤1层的上部。巷道揭露岩性有:泥岩、粉砂岩、砂质泥岩和细砂岩,试验段剖面如图2所示。这些岩石属较软岩类,为不坚固岩层;围岩的岩块强度平均为10 MPa,岩体的平均强度为2.5～7.0 MPa。泥岩、砂质泥岩的底板力学强度较差,且有遇水膨胀的性能,为不坚固岩石;粉细砂岩底板强度稍高。

图1 回风石门变形破坏Fig.1 Deformation and failure of the air return laneway

图2 回风石门试验段巷道剖面Fig.2 Sectionmap of the test section of the air return laneway

1.4 巷道围岩黏土矿物成分与微观结构分析

根据黏土矿物测试研究方法[3-4],通过X射线衍射分析结果(表1),巷道围岩各岩石样品的主要矿物成分为黏土矿物和石英。其中黏土矿物总量最大值达到61.7%,平均含量为54.5%;石英的总量为37.3%～57.4%,平均含量为43.6%。由此反映了巷道围岩具有很大的膨胀性。各岩石样品中黏土矿物含量主要是以高岭石为主,其次为伊/蒙混层和伊利石等矿物(表2)。其中高岭石总量最大值为57%,平均值为44%;伊/蒙混层的总量最大值为44%,平均值为39.6%;伊利石的总量最大值为20%,平均值为13.8%。由以上数据可以看出,矿物颗粒中间有较强的膨胀性,即遇水后颗粒水膜加厚、吸水性大、易软化、强度和稳定性差。

表1 矿物X射线衍射全岩分析结果Table 1 The results of X-ray diffraction of full rock m ineral

表2 矿物X射线衍射黏土矿物分析结果Table 2 The results of X-ray diffraction of clay m ineral

利用电子显微技术对围岩的微观结构进行测试分析,如图3所示,图3(a)为1号泥岩样品放大1 500倍,粒间可观察到三角形孔隙,片状伊蒙混层;图3(b)为2号粉砂岩微裂隙和粒表溶蚀孔;图3(c)为2号粉砂岩无序混层排列;图3(d)为3号粉砂质泥岩定向排列,呈絮状,具有微裂隙;图3(e)为5号粉砂岩溶蚀孔,孔中充填方解石晶体;图3(f)为6号砂质泥岩微结构,呈絮状,有伊利石颗粒。含有黏土矿物的岩石样品,其高岭石、伊/蒙混层多为无序混层排列的结构,多呈片状、絮状分布。矿物表面有大量的溶蚀孔洞,部分溶蚀孔洞为泥质成分、方解石所填充。

岩石的微裂隙较发育,且部分裂隙的连通性较好,部分裂隙为方解石等晶体填充,因此围岩的节理较发育。

1.5 应力场分析

1.5.1 自重应力场分析

由新安煤矿+535回风石门的巷道布置情况可知,其埋深约为750 m,自重应力达到18.75 MPa(岩层容重为25 kN/m3),相比巷道围岩的物理力学参数可知,其自重应力均超过各岩层的抗压强度,因此,围岩进入非线性力学状态。

图3 回风石门围岩电镜扫描分析结果Fig.3 Electron microscope scanning results of surrounding rock of the return air laneway

1.5.2 构造应力场分析

新安煤矿位于安口—新窑煤田东南部,与安口—新窑煤田同属祁吕贺兰山“之”字型构造的脊柱与陇西系旋卷构造的复合部位,构造主要受太平洋板块俯冲欧亚大陆的影响,表现为受近北东东—南西西方向的挤压,与太平洋板块的俯冲方向一致,致使该区地应力方向为近东西—北东东方向,如图4所示。

图4 新安煤矿地质构造纲要Fig.4 Geological structuremap of Xin’an Coal Mine

根据在新安煤矿回风石门段所做的地应力测试,得出其最大主应力的大小为31.2 MPa,方位角为66°,倾角8°;最小主应力为16.5 MPa,方位角为336°,倾角为-7°。如图5所示,该巷道轴向与最大水平应力方向呈锐角相交,其围岩变形偏向巷道某一帮,导致巷道不对称变形[5-6]。

图5 +535回风石门位置Fig.5 Location of+535 air return laneway

1.5.3 采动影响分析

如图5所示,新安煤矿+535水平布置的巷道主要有回风石门、主运石门和胶带运输石门3条大巷,各条巷道之间呈平行状态,但相互之间的距离较小,易受邻近巷道的工程扰动影响[7-8]。回风石门又靠近1206工作面,工作面的标高为+750～+550 m,在回采期间,若不设置终采线,采动产生的超前压力将对回风石门的稳定性产生影响。

2 回风石门软岩巷道的变形力学机制及其转化技术

2.1 回风石门软岩巷道的变形力学机制

(1)根据对新安煤矿+535回风石门围岩所作X射线衍射分析和扫描电镜试验结果,该回风石门围岩黏土矿物中伊/蒙混层和高岭石含量均较高,因此,该区围岩变形力学机制包含IAB型,即分子吸水膨胀型和胶体膨胀型。

(2)通过现场工程地质调查研究,结合软岩工程力学理论分析,新安煤矿+535回风石门所受作用力主要为近水平方向的构造应力;根据弹塑性力学理论,围岩中任一点的应力状态可用二阶应力张量表示,球形应力张量是三向均匀受压状态,它不会引起岩体的形变,而应力偏张量是引起巷道围岩变形破坏的决定性因素。同时新安煤矿+535水平生产系统的主石门、回风石门和胶带运输石门3条大巷之间的相互间距较小,巷道之间的应力场相互叠加。因此,该巷道变形力学机制包含IIABD型,即构造应力型+重力变形型+工程偏应力型。

(3)根据地质条件分析可知,岩体层理发育且有软弱夹层,对围岩支护有较大的影响。故该巷道还存在IIIBC型变形力学机制,即软弱夹层型和层理型变形力学机制。

综上所述,新安煤矿+535回风石门软岩巷道的变形力学机制是一种复合型变形力学机制,即: IABIIABDIIIBC型。

2.2 复合型变形力学机制转化为单一型变形力学机制分析

软岩巷道成功支护的关键[9]就是确定巷道围岩的复合型变形力学机制,并采取合理的转化技术将复合型变形力学机制转化为单一型变形力学机制。针对IABIIABDIIIBC复合型变形力学机制软岩巷道,提出如下转化对策(图6):

图6 复合型变形力学机制转化为单一型分析流程Fig.6 Analysis flow chart for the transformation of composite deformation mechanism into unitary type

(1)采用恒阻大变形锚杆支护,恒阻大变形锚杆可以在巷道围岩膨胀而发生大变形时自动延伸,并保持恒定的工作阻力,因此,使用恒阻大变形锚杆能够吸收围岩的膨胀能,使巷道围岩的变形能分层次释放。

(2)采用三维优化锚杆及关键部位耦合支护技术;通过在顶板钝角区域关键部位加打6 m的恒阻大变形锚杆和在底角钝角区域加打底角注浆锚管,有效地将软弱夹层和节理引起的非线性大变形控制住,并利用锚网耦合支护技术使围岩达到变形和应力均匀化。

(3)通过锚网耦合支护整体提高支护体强度,结合底角注浆锚管控制技术切断底板塑性滑移线,从而将不稳定的IIABD型变形力学机制中的构造应力和工程偏应力转化为稳定的重力机制IIB型。

3 回风石门软岩巷道支护方案设计及数值模拟分析

3.1 支护方案设计

通过分析回风石门软岩巷道的变形力学机制,提出了转化复合型变形力学机制的支护对策——恒阻大变形锚杆耦合支护方案,如图7所示,其具体支护参数[10-13]如下:

图7 恒阻大变形锚杆耦合支护Fig.7 Coupling support scheme of constant resistance large deformation bolts

(1)锚杆:采用HMG-500型恒阻大变形锚杆,直径22 mm,长度采用3 000 mm和6 000 mm两种,钻头直径35mm,钻孔直径不小于37mm,分2次支护,对于3 000 mm恒阻大变形锚杆,每次支护锚杆间排距都为1 000 mm×1 000 mm;对于6 000 mm恒阻大变形锚杆,右肩拱部分每次支护锚杆间排距都为1 000 mm×1 000 mm,左肩拱部分每次支护锚杆间排距都为850 mm×1 000 mm,直墙部分每次支护锚杆间排距都为1 000 mm×1 000 mm,平行布置;锚杆采用树脂药卷端头锚固,固定锚杆每孔采用1根CK2870(里)、1根Z2835(外)树脂锚固剂。预紧力为10 t。

(2)底角锚管:采用直径48 mm的无缝钢管,左侧底角2根,右侧底角3根,长度5 m,间排距为800 mm×1 000 mm,平行布置;内插ϕ18 mm的普通螺钢,长度为4.5 m,并加压注水泥浆。

(3)金属网:采用ϕ8 mm钢筋焊接而成,网片尺寸为1 100 mm×2 100 mm,网格尺寸100 mm×100 mm,网片搭接100 mm,网与网之间通过专用联网器工具,钩扣联结,连接点间距不大于200 mm。

(4)混凝土:喷射混凝土强度等级为C20,采用钢纤维混凝土,内掺防水剂。

3.2 数值模拟分析

3.2.1 模型的建立

选取与1206工作面临近的+535回风石门段为研究对象,利用MIDAS/GTS软件和有限差分软件FLAC3D建立了三维实体模型,计算所采用的物理力学参数见表3。

方案的模型由四面体单元构成,计算范围长×宽×高=125 m×20 m×60 m,方案1共划分151 971个单元,29 451个节点。该模型侧面限制水平移动,底部固定,模型上表面为应力边界,施加的垂直荷载为18.75 MPa,模拟上覆岩体的自重边界。材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则。巷道为穿层巷道,相继穿过细砂岩1、泥岩4。工程地质力学模型和支护工况模型如图8所示。

表3 回风石门围岩岩体物理力学参数取值Table 3 Physicalmechanical parameters for the surrounding rock of the air return laneway

图8 地质力学模型Fig.8 Geologicalmechanicsmodel

普通锚杆(索)和恒阻锚杆由cable单元生成,其中恒阻锚杆采用分段模拟,通过fish编制程序控制不同段间的作用力和位移随时步的变化特性,模拟恒阻锚杆力学特性,具体力学参数见表4;底角注浆锚管采用Pile单元,以模拟其抗弯特性,力学参数见表5;金属网+混凝土喷层采用shell单元,弹性模量、泊松比和厚度分别为25 500 MPa,0.2和106.5 mm。

3.2.2 控制效果模拟分析

通过数值模拟[14-15]对2种支护方案的控制效果进行对比分析。2种支护方式分别为:①锚网索喷支护(原支护形式),如图9所示;②恒阻大变形锚杆+金属网+底角锚管+钢纤维混凝土耦合支护(试验段使用的新型支护形式),支护参数见3.1节。锚网索喷支护参数如下:

表4 普通锚杆(索)、恒阻锚杆数值计算参数Table 4 The numerical calculation param eters of common anchor,cable and the constant resistance large deformation bolt

表5 底角注浆锚管数值计算参数Table5 The numerical calculation parameters of grouting anchor pile

(1)锚杆采用ϕ22螺纹钢锚杆,长度2 500 mm,间排距750 mm×750 mm,平行布置。

(2)锚索采用ϕ18.9钢绞线锚索,间距1.8 m,排距1.6 m,按平行布置,顶部长度为6.8 m,帮部长度为4.3 m,滞后工作面不超过5 m。

(3)金属网采用8号铁线菱形编织网。

(4)喷射混凝土为C20,喷砼厚100 mm,滞后工作面不超30 m。

数值计算结果如图10,11所示。

对比巷道位移场分布,采用新型支护方案的巷道变形有明显改善,其变形量对比见表6。

图10 垂直位移场分布Fig.10 Distribution of vertical disp lacement field

图11 水平位移场分布Fig.11 Distribution of horizontal displacement field

(1)原支护的垂直和水平方向位移量都较大,且具有非对称性。其中垂直方向的变形主要集中在顶板与底板,底板的变形范围偏向于右侧,最大底臌量为1 620 mm,顶板的变形范围偏左侧,最大顶板下沉量达1 242 mm;水平方向的变形主要集中在两帮,最大两帮移近量达2 381 mm,且右帮的变形大于左帮。上述计算结果与现场实际情况相符。

表6 两种支护形式模拟变形量对比Table 6 Contrast of simulated deformation of the two supports mm

(2)实行恒阻大变形锚杆耦合支护后,在恒阻大变形锚杆、底角锚管、金属网和喷射混凝土的共同协调作用下,允许巷道适量变形,释放部分变形能,但支护强度始终不变,围岩变形趋势比较均匀,变形值较小,在合理变形范围内。

4 回风石门软岩巷道支护方案现场试验

+535回风石门采用恒阻大变形锚杆+底角注浆锚管等耦合支护方式成功地返修了50 m巷道,并在该段巷道内布设了4个表面位移测站对表面位移进行了监测,监测站布置如图12所示。经过现场实地测量,得到表面位移时间-位移关系曲线(图13)。由曲线图可以看出,巷道施工后的4～20 d为围岩变形的活跃期,这段时间巷道受掘进开挖的影响,变形剧烈,不稳定;掘进20～80 d为过渡期,围岩移近量逐渐减小并趋于稳定;掘进80 d之后围岩基本处于稳定状态,可以基本认定巷道在掘进后80 d已经趋于稳定。稳定后两帮收缩量为98～110 mm,顶板变形量为60～92 mm。巷道变形得到了有效的控制。

图12 回风石门围岩表面位移测点布置Fig12 The layout drawing of observation station in the air return roadway

图13 巷道变形监测曲线Fig.13 Deformation monitoring curves of the roadway

5 结 论

(1)煤矿回风石门软岩巷道的变形破坏受分子吸水膨胀、胶体膨胀、构造应力、重力、工程偏应力、软弱夹层、层理等多种因素影响,其变形力学机制为IABIIABDIIIBC型。

(2)针对IABIIABDIIIBC复合型变形力学机制,提出了以恒阻大变形锚杆为主要技术的转化对策——恒阻大变形锚杆+金属网+底角注浆锚管+钢纤维混凝土耦合支护方式。

(3)通过数值模拟对比分析原支护与恒阻大变形锚杆耦合支护的控制效果,发现采用恒阻大变形锚杆耦合支护后,围岩变形趋势比较均匀,变形值较小,在合理变形范围内。并在+535回风石门进行了50 m试验段的应用,验证了设计方案的先进性和合理性。

感谢何满潮院士对本文研究工作的指导,感谢深部岩土力学与地下工程国家重点实验室研究团队的协同支持,特致谢忱!

参考文献:

[1] 何满潮,景海河,孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社, 2002.

He Manchao,Jing Haihe,Sun Xiaoming.Soft rock engineering mechanics[M].Beijing:Science Press,2002.

[2] 何满潮,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,2004.

He Manchao,Sun Xiaoming.The support design and construction guide for soft rock roadway engineering of coalmine in China[M].Beijing:Science Press,2004.

[3] 何满潮,杨晓杰,孙晓明.中国煤矿软岩黏土矿物特征研究[M].北京:煤炭工业出版社,2006.

He Manchao,Yang Xiaojie,Sun Xiaoming.Study on clay mineral characteristics for soft rock of coalmine in China[M].Beijing:China Coal Industry Publishing Honse,2006.

[4] Yang Xiaojie,Pang Jiewen,Liu Dongming,et al.Deformationmechanism of roadways in deep soft rock at Hegang Xing’an Coal Mine [J].International Journal of Mining Science and Technology,2013, 23(2):307-312.

[5] Sun Jun,Wang Sijing.Rock mechanics and rock engineering in China:developments and current state-of-the-art[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Science,2000,37(3):447-465.

[6] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2803-2813.

He Manchao,Xie Heping,Peng Suping,etal.Study on rockmechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.

[7] 曾凡宇.软岩及动压巷道失稳机理与支护方法[J].煤炭学报, 2007,32(6):573-576.

Zen Fanyu.The loss of stability and supporting method for the soft and dynamic tunnels[J].Journal of China Coal Society,2007,32 (6):573-576.

[8] 左宇军,唐春安,朱万成,等.深部岩巷在动力扰动下的破坏机理分析[J].煤炭学报,2006,31(6):742-746.

Zuo Yujun,Tang Chun’an,Zhu Wancheng,et al.Mechanism analysis on failure of deep rock laneway under dynamic disturbance[J].Journal of China Coal Society,2006,31(6):742-746.

[9] 王其胜,李夕兵,李地元.深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定[J].煤炭学报,2008,33(4):364-367.

Wang Qisheng,Li Xibing,Li Diyuan.Surrounding rock deformation properties and determination of support parametersof soft rock roadway in deep mine[J].Journal of China Coal Society,2008,33(4): 364-367.

[10] 孙晓明,张国锋,蔡 峰,等.深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策[J].岩石力学与工程学报,2009,28(6):1137-1143.

Sun Xiaoming,Zhang Guofeng,Cai Feng,et al.Asymmetric deformation mechanism within inclined rock strata induced by excavation in deep roadway and its controlling countermeasures[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2009,28(6):1137-1143.

[11] 孙晓明,何满潮,杨晓杰.深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究[J].岩土力学,2006,27(7):1061-1065.

Sun Xiaoming,He Manchao,Yang Xiaojie.Research on nonlinearmechanics design method of bolt-net-anchor coupling support for deep soft rock tunnel[J].Rock and Soil Mechanics,2006,27 (7):1061-1065.

[12] 康红普.煤巷锚杆支护成套技术研究与实践[J].岩石力学与工程学报,2005,24(21):3959-3964.

Kang Hongpu.Study and application of complete rock bolting technology to coal roadway[J].Chinese Journalof Rock Mechanics and Engineering,2005,24(21):3959-3964.

[13] 康红普,姜铁明,高富强.预应力锚杆支护参数的设计[J].煤炭学报,2008,33(7):721-726.

Kang Hongpu,Jiang Tieming,Gao Fuqiang.Design for pretensioned rock bolting parameters[J].Journalof China Coal Society,2008,33 (7):721-726.

[14] Yang Xiaojie,Wang Fuqiang,Guo Zhibiao,et al.Mechanism and supportmeasures of floor heavemainly caused by horizontal extrusion stress in soft rock roadway[A].Rock Stress and Earthquakes-Proceedings of the 5th International Symposium on In-Situ Rock Stress[C].2010:387-394.

[15] 李树清,王卫军,潘长良,等.加固底板对深部软岩巷道两帮稳定性影响的数值分析[J].煤炭学报,2007,32(2):123-126.

Li Shuqing,Wang Weijun,Pan Changliang,et al.Numerical analysis on influence of reinforcing floor on stability of sides in deep soft rock roadways[J].Journal of China Coal Society,2007,32(2): 123-126.

Deformation and failuremechanism and supportmeasures of the soft rock roadway in the air return laneway

YANG Xiao-jie1,2,3,PANG Jie-wen1,2,3,ZHANG Bao-tong4,
MENG Fan-yi1,2,JIANGWen-feng1,2,FAN Li-peng1,2,NIU Xiang5

(1.State Key Laboratory ofDeep Geomechanics and Underground Engineering,China University ofMining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China; 2.School ofMechanics&Civil Engineering,China University ofMining and Technology(Beijing),Beijng 100083,China;3.Key Laboratory of Deep Mining and Hazard Prevention,China University of Mining and Technology(Beijng),Beijing 100083,China;4.CCCC Fourth Harbor Engineering Institute Co., Ltd.,Guangzhou 510230,China;5.College ofGeoscienceand Surveying Engineering,China University ofMining and Technology(Beijng),Beijng 100083, China)

Aiming at the problem that the air return laneway of coalmine with a series of nonlinear large deformation and failure phenomenon such as serious floor heaves,wall caving,and roof falling is difficult to support,the authors deeply studied the deformation and failuremechanism of the soft rock roadway,and supportmeasuresby combining the research methods of engineering geologicalmechanics analysis,numerical simulation analysis and engineering application.The results show that the deformations of the roadway are caused by the swelling force ofmolecularwater absorption and colloid,tectonic stress,deviatoric stress,tectonic stress,gravity,engineering deviatoric stress,weak interlayers and bedding,and the deformation mechanicalmechanism of the surrounding rock of the air return laneway is a kind ofcompositemechanicalmechanism,named IABIIABDIIIBCtype deformation mechanicalmechanism.For the deformation mechanicalmechanism of the roadway,the authors put forward a series of corresponding measures,and the numerical simulation results show that the technology can effectively curb the harmful deformation of the surrounding rock,and put forward a coupling support technique,which uses constant resistance large deformation bolts,metal nets,floor grouting bolts,and steel fiber reinforced concrete.

air return laneway;soft rock roadway;deformation mechanicalmechanism;support

TD353

A

0253-9993(2014)06-1000-09

杨晓杰,庞杰文,张保童,等.回风石门软岩巷道变形破坏机理及其支护对策[J].煤炭学报,2014,39(6):1000-1008.

10.13225/j.cnki.jccs.2014.0137

Yang Xiaojie,Pang Jiewen,Zhang Baotong,et al.Deformation and failuremechanism and supportmeasures of the soft rock roadway in the air return laneway[J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):1000-1008.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2014.0137

2014-02-10 责任编辑:王婉洁

北京市自然科学基金资助项目(8142032);国家自然科学基金资助项目(41040027)

杨晓杰(1968—),男,山西万荣人,教授。Tel:010-62339107,E-mail:yxjcumt@163.com。通讯作者:庞杰文(1988—),男,山西运城人,博士研究生。E-mail:pjwfanfan@126.com