深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定性相似模型試驗研究

肖同強,李懷珍,支光輝

(1.河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南焦作 454000;2.河南理工大學(xué)建筑與藝術(shù)設(shè)計學(xué)院,河南焦作 454000;3.河南理工大學(xué)機械與動力工程學(xué)院,河南焦作 454000)

深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定性相似模型試驗研究

肖同強1,李懷珍2,支光輝3

(1.河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南焦作 454000;2.河南理工大學(xué)建筑與藝術(shù)設(shè)計學(xué)院,河南焦作 454000;3.河南理工大學(xué)機械與動力工程學(xué)院,河南焦作 454000)

針對深部厚頂煤巷道圍巖控制難題,采用相似模型試驗方法,分析了埋深、構(gòu)造應(yīng)力等因素對厚頂煤巷道圍巖變形、圍巖應(yīng)力及支護結(jié)構(gòu)的影響,揭示了厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定性規(guī)律:隨著埋深增大,兩幫及頂煤內(nèi)應(yīng)力峰值增大,圍巖變形破壞程度增大;隨著構(gòu)造應(yīng)力增大,圍巖變形破壞程度增大,構(gòu)造應(yīng)力對頂煤穩(wěn)定性影響顯著,頂煤水平應(yīng)力呈現(xiàn)出“兩端低、中部高”分布形態(tài),且應(yīng)力峰值位置隨構(gòu)造應(yīng)力增大向深部轉(zhuǎn)移,下位頂煤、煤層與頂板交界面附近的頂煤破壞嚴(yán)重,最終發(fā)生“尖頂型”垮冒;頂板錨桿和穿過煤巖層交界面的錨索易被剪斷。對于深部構(gòu)造應(yīng)力作用下的厚頂煤巷道,認(rèn)為提高頂煤錨固體的抗剪能力尤為重要,提出采用“高強高預(yù)緊力錨桿及斜拉錨索梁”支護技術(shù),以此增強厚頂煤錨固體的抗剪能力、提高兩幫承載能力,頂煤和兩幫穩(wěn)定性的提高則有助于減小底臌量。研究成果成功應(yīng)用于工程實踐。

厚頂煤巷道;圍巖穩(wěn)定性;埋深;構(gòu)造應(yīng)力;圍巖應(yīng)力;圍巖控制

隨著放頂煤開采技術(shù)及裝備的發(fā)展,深部礦井中沿煤層底板掘進留頂煤的巷道逐漸增多,深部厚頂煤巷道支護問題逐漸凸顯[1-5]。對于淺埋厚頂煤巷道,圍巖應(yīng)力小,采用普通的錨桿錨索支護可有效保持圍巖穩(wěn)定,而對深埋厚頂煤巷道,由于埋深大,圍巖應(yīng)力高,再加上頂煤厚度大、強度小,易出現(xiàn)頂板嚴(yán)重下沉、嚴(yán)重底臌、兩幫大量移近等劇烈礦壓顯現(xiàn),甚至發(fā)生垮冒事故。因此,需要研究深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定規(guī)律,為解決厚頂煤巷道的支護難題提供依據(jù)。

與一般巷道相比,厚頂煤巷道圍巖結(jié)構(gòu)的突出特點是頂煤厚度大而強度小,其變形破壞具有自身的特殊性。對于厚頂煤巷道圍巖的穩(wěn)定性,大多采用數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測等方法進行研究[6-8],數(shù)值模擬一般采用彈塑性模型,難以模擬煤體的峰后力學(xué)狀態(tài),現(xiàn)場實測也難觀測到圍巖真實變形破壞形態(tài)。而相似模型試驗可以模擬不同應(yīng)力狀態(tài)下的圍巖變形破壞特征,且能直觀反映圍巖的物理及力學(xué)現(xiàn)象[9-11]?；诖?本文采用相似模型試驗方法,通過圍巖位移、應(yīng)力及變形破壞形態(tài)監(jiān)測及分析,揭示深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定規(guī)律。

1 相似模型的制作

基于巨野礦區(qū)新巨龍煤礦3號厚煤層生產(chǎn)地質(zhì)條件,建立厚頂煤巷道相似材料模型。模擬地層條件見表1,沿著8.5 m厚的煤層底板掘進巷道,留設(shè)4.75 m厚的頂煤。針對該厚頂煤巷道,開展相似材料模型試驗研究。主要研究內(nèi)容:①厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定性與埋深的關(guān)系,模擬埋深200,400,600, 800,1 000 m時,厚頂煤巷道圍巖力學(xué)特征;②厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定性與構(gòu)造應(yīng)力的關(guān)系,模擬埋深1 000 m,側(cè)壓系數(shù)λ為1.5,2.0,2.5,3.0時,厚頂煤巷道圍巖力學(xué)特征;③極限應(yīng)力狀態(tài)下,即埋深1 000 m、構(gòu)造應(yīng)力足夠大時,厚頂煤巷道圍巖力學(xué)特征及頂煤垮冒特征。

試驗采用中國礦業(yè)大學(xué)研制的可以三向六面加載的真三軸平面應(yīng)變模型試驗臺。試驗臺由加載系統(tǒng)和框架系統(tǒng)組成。加載系統(tǒng)可通過3套液壓管路對上下、前后及左右6個液壓枕供液,實現(xiàn)3個方向穩(wěn)定持續(xù)加載。模型框架系統(tǒng)由上下、前后、左右擋板等組成,可用來固定液壓枕,前擋板和上擋板可以拆卸,以便填料及安裝液壓枕,框架形成的填料空間尺寸為1.0 m×1.0 m×0.2 m(寬×高×厚)。

表1 模擬地層條件Table 1 Strata condition of sim ilar simulation

綜合考慮巷道掘進擾動影響范圍以及試驗臺填料空間尺寸,確定模擬巖層的實際范圍為25 m× 25 m×5 m,模型幾何相似常數(shù)為25,容重相似常數(shù)為1.6,應(yīng)力與強度相似常數(shù)為40。模型中,模擬的實際煤層厚度為8.5 m,頂煤厚度為4.75 m,實際巷道尺寸為5 000 mm×3 750 mm,頂?shù)装逯饕獮榉凵皫r或細(xì)砂巖。按照幾何相似常數(shù)確定的相似模型尺寸如圖1(a)所示。選取相似材料的骨料為砂子,膠結(jié)料為石膏和碳酸鈣,巖層之間撒上云母粉模擬層面。依據(jù)3個相似常數(shù),確定材料配比及所需材料的質(zhì)量。

鋪設(shè)模型時,按照由底板至頂板的順序分層鋪設(shè),厚度較大的巖層則需分次鋪設(shè)。鋪設(shè)至巷道和監(jiān)測儀器位置時,預(yù)先埋入錨桿和監(jiān)測儀器。模型鋪設(shè)完成后,將模型晾干(15～25 d),并在模型表面設(shè)置觀測線。晾干后,開挖寬×高為200 mm×150 mm的矩形巷道,如圖1所示。

2 監(jiān)測方案及試驗過程

2.1 監(jiān)測方案

采用位移計和應(yīng)力計對巷道表面位移、圍巖應(yīng)力及其變形破壞狀況等進行監(jiān)測,監(jiān)測儀器布置如圖2所示。位移計布置在巷道頂板、底板和兩幫的中部,用于監(jiān)測頂、底和兩幫的相對移近量;應(yīng)力計布置則在頂板與兩幫內(nèi)。巷道開挖后,頂板出現(xiàn)水平應(yīng)力集中,而兩幫出現(xiàn)垂直應(yīng)力集中。因此,試驗過程中主要監(jiān)測頂板的水平應(yīng)力和兩幫的垂直應(yīng)力。頂板布置5個應(yīng)力計,用于監(jiān)測水平應(yīng)力,模擬的實際深度分別為1,2,3,4和6 m,前4個位于頂煤內(nèi),6 m處的位于頂板內(nèi),應(yīng)力計豎直擺放,相鄰應(yīng)力計錯開一定距離,以便埋設(shè)。兩幫內(nèi)各布置3個應(yīng)力計,用于監(jiān)測垂直應(yīng)力,實際深度為1,3,5和2,4,6 m,應(yīng)力計水平擺放。

圖1 厚頂煤巷道相似模型Fig.1 Similaritymodel of roadwaywith thick top coal

圖2 應(yīng)力計及位移計布置Fig.2 Stressmeters and displacementmeters layout

將位移計、應(yīng)力計與TS3890A靜態(tài)電阻應(yīng)變儀連接起來,電阻應(yīng)變儀再與計算相連,構(gòu)成監(jiān)測系統(tǒng),用來實時監(jiān)測和記錄試驗過程中應(yīng)力計和位移計的數(shù)據(jù);并采用數(shù)碼相機對圍巖變形破壞狀況拍照記錄。

2.2 試驗過程

模型制作及監(jiān)測儀器安裝后,即可開始加載。加載試驗分為3個階段:

第1階段,模擬埋深對圍巖穩(wěn)定性的影響。按照埋深200,400,600,800,1 000 m的地應(yīng)力狀態(tài)逐步加載。

第2階段,模擬構(gòu)造應(yīng)力對圍巖穩(wěn)定性的影響。加載至1 000 m應(yīng)力狀態(tài)后,僅增加左右面?zhèn)葔?使側(cè)壓系數(shù)λ達到1.5,2.0,2.5和3.0。

第3階段,側(cè)壓系數(shù)λ達到3.0之后,開展破壞性試驗。保持垂直壓力不變,持續(xù)增大側(cè)向壓力,直至頂煤出現(xiàn)垮冒。

應(yīng)力相似常數(shù)為40,計算得到加載設(shè)計方案,見表2。在加載過程中,通過靜態(tài)電阻應(yīng)變測量系統(tǒng)實時觀測并記錄圍巖應(yīng)力值、位移值及圍巖變形破壞情況。達到每個加載狀態(tài)后,穩(wěn)壓30～60 min。

表2 加載方案Table 2 Load ing p lan

3 試驗結(jié)果分析

3.1 深部厚頂煤巷道圍巖變形特征分析

埋深及構(gòu)造應(yīng)力對厚頂煤巷道圍巖變形破壞影響較大,經(jīng)過相似模擬結(jié)果分析,得到的厚頂煤巷道圍巖變形破壞規(guī)律[12]為:隨著巷道埋深增加,圍巖變形破壞程度增大,且埋深較小時,巷道變形增加較緩慢,增至臨界深度800 m后,巷道圍巖變形破壞程度急劇增大;隨著構(gòu)造應(yīng)力的增加,圍巖變性破壞程度逐漸增大,側(cè)壓系數(shù)超過2.5后,圍巖變形破壞出現(xiàn)急劇增大,其中頂板下沉及底臌尤為顯著,頂板及底板的層間滑移、剪切破壞加劇,錨桿易被剪斷。針對埋深及構(gòu)造應(yīng)力對巷道圍巖變形的影響分析,見文獻[12]。

3.2 埋深對厚頂煤巷道圍巖應(yīng)力的影響

對圍巖應(yīng)力監(jiān)測數(shù)據(jù)整理后,得到埋深與圍巖應(yīng)力的關(guān)系,如圖3所示。

兩幫垂直應(yīng)力分布特征為:兩幫由淺至深,垂直應(yīng)力逐漸升高(圖3(a)),并于5m深處達到峰值;垂直應(yīng)力峰值隨埋深的增大而增大(圖3(c)),且增長速度逐漸加快,加劇了兩幫的變形和破壞。

圖3 圍巖應(yīng)力分布與埋深的關(guān)系Fig.3 Relationship of surrounding rock stress distribution and buried depth

頂煤(板)水平應(yīng)力分布特征為:頂煤內(nèi)(0～4.75 m范圍內(nèi)為頂煤)水平應(yīng)力呈現(xiàn)“先升高后降低”變化趨勢(圖3(b)),即頂煤“兩端應(yīng)力低、中部應(yīng)力高”,說明下位頂煤及頂煤與頂板巖層交界面附近的上位頂煤破壞較嚴(yán)重,主要原因是在水平應(yīng)力作用下下位頂煤和交界面附近煤體極易發(fā)生拉破壞和剪破壞或者兩種形式的復(fù)合破壞;頂煤和頂板內(nèi)各存在一個應(yīng)力峰值(圖3(b)),且隨著埋深增大,頂煤內(nèi)的應(yīng)力峰值增大(圖3(c)),致使頂煤破壞區(qū)、塑性區(qū)增大。

3.3 構(gòu)造應(yīng)力對厚頂煤巷道圍巖應(yīng)力的影響

構(gòu)造應(yīng)力主要以水平應(yīng)力為主,一般情況下,側(cè)壓系數(shù)(水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力的比值)越大,則表明構(gòu)造應(yīng)力越顯著。試驗過程中監(jiān)測得到的圍巖應(yīng)力與側(cè)壓系數(shù)的關(guān)系如圖4所示。

圖4 圍巖應(yīng)力分布與側(cè)壓系數(shù)的關(guān)系Fig.4 Relationship of surrounding rock stress distribution and side pressure coefficient

兩幫垂直應(yīng)力分布特征:在煤幫的同一深度,側(cè)壓系數(shù)越大,垂直應(yīng)力越高(圖4(a));應(yīng)力峰值也隨著側(cè)壓系數(shù)的增大而增大,且側(cè)壓系數(shù)越大,增長速度越快(圖4(c)),表明構(gòu)造應(yīng)力越大,兩幫應(yīng)力集中程度越大,兩幫的變形破壞程度也越嚴(yán)重,主要原因是構(gòu)造應(yīng)力越大,頂板壓力向兩幫轉(zhuǎn)移的也越多。

頂煤(板)水平應(yīng)力分布特征:頂煤內(nèi)(0～4.75m為頂煤)水平應(yīng)力亦呈現(xiàn)出“兩端低、中部高”的分布形態(tài)(圖4(b)),而且側(cè)壓系數(shù)越大,中部應(yīng)力越高,說明下位頂煤及頂煤與頂板巖層交界面附近的上位頂煤拉破壞或剪破壞較嚴(yán)重,這將促使錨桿或穿過交界面的錨索被拉斷或剪斷;頂煤內(nèi),隨著側(cè)壓系數(shù)增大,應(yīng)力峰值增大(圖4(c)),且峰值深度向深部轉(zhuǎn)移,側(cè)壓系數(shù)由1.5增大至3.0時,峰值深度由2.0 m增大至3.0 m(圖4(b)),表明構(gòu)造應(yīng)力越大,頂煤破壞深度越大。

通過相似模擬試驗得到的頂煤(板)水平應(yīng)力分布特征與數(shù)值模擬結(jié)果相吻合。由數(shù)值模擬結(jié)果圖5可知,頂板(包括頂煤、直接頂和基本頂)水平應(yīng)力整體趨勢是先升高后降低至初始應(yīng)力,但頂煤和直接頂、直接頂和基本頂、基本頂和上覆巖層之間的交界面附近,應(yīng)力均較低,致使頂煤、直接頂和基本頂?shù)乃綉?yīng)力均呈現(xiàn)出“兩端低、中部高”的分布特征。

圖5 數(shù)值模擬中厚頂煤巷道頂板水平應(yīng)力分布特征Fig.5 Horizontal stress distribution of roof for roadway with thick top coal in numerical simulation

3.4 破壞性試驗分析

試驗過程中,當(dāng)加載至埋深1 000 m、側(cè)壓系數(shù)λ達到3.0之后,開展破壞性試驗:保持垂直壓力不變,持續(xù)增大側(cè)向壓力,直至頂煤出現(xiàn)垮冒,采用相機拍攝厚頂煤巷道圍巖變形破壞全過程,如圖6所示。側(cè)向壓力較大時,頂煤發(fā)生彎曲變形,底臌量也較大,如圖6(a)所示;繼續(xù)增加側(cè)壓,頂煤下沉量加大,并且出現(xiàn)水平裂隙,底板也出現(xiàn)較大剪切裂紋,如圖6(b)所示;再次增加側(cè)壓,頂煤發(fā)生“尖頂型”垮冒,破裂面呈剪切破壞形態(tài),底板破壞加劇,如圖6(c)所示。冒落頂煤清理后,巷道全貌如圖6(d)所示。

圖6 厚頂煤巷道圍巖變形破壞過程Fig.6 Deformation and failure process of surrounding rock of roadway with thick top coal

破壞性試驗時,頂板、兩幫錨桿均出現(xiàn)拉伸變形,且頂板錨桿發(fā)生了破斷,如圖7所示。結(jié)合頂煤破壞形態(tài),可知構(gòu)造應(yīng)力作用下,頂板錨桿因頂煤剪切破壞而被剪斷,或因頂煤彎曲或碎脹變形而被拉斷。兩幫錨桿也因拉伸變形而變細(xì)。

圖7 頂板錨桿破斷形態(tài)Fig.7 Roof bolt breaking shape

4 工程實踐

4.1 圍巖控制原理

由相似模型試驗分析可知,深部厚頂煤巷道的顯著變形破壞特征為:頂煤及底板剪切變形破壞嚴(yán)重,錨桿錨索易被剪斷,尤其是穿過煤巖層交界面的錨索更易被剪斷;兩幫在頂板和底板出現(xiàn)較大破壞后,也承受了較大的來自頂煤和底板轉(zhuǎn)移過來的壓力?；诖?提出“高強高預(yù)緊力錨桿支護及斜拉錨索梁”主動支護技術(shù),增強厚頂煤錨固體的抗剪能力、提高兩幫的承載能力,其作用原理:

(1)采用高強高預(yù)緊力錨桿支護,提高頂板錨桿抗剪能力,避免錨桿被剪斷而失效,并通過高強高預(yù)緊力錨桿的高阻讓壓支護,實現(xiàn)支護體和圍巖共同承載,減小頂煤的彎曲下沉及碎脹變形,限制頂煤破碎區(qū)、塑性區(qū)擴大,保證頂煤的完整性和穩(wěn)定性。

(2)采用“斜拉錨索梁”支護[2],將厚頂煤與頂板巖層組合起來,進一步提高頂煤穩(wěn)定性。模型試驗結(jié)果表明,巷道正上方頂煤與頂板交界面處煤巖體剪切破壞較嚴(yán)重,錨索極易被剪斷,而越向兩側(cè)交界面處的煤巖體的剪切破壞越小。因此,不易施工垂直巷道頂板的錨索,而應(yīng)當(dāng)施工傾斜錨索,將錨索錨固在巷道深部肩角穩(wěn)定區(qū)(圖8),并將錨索采用鋼梁連接起來,提高其整體性。通過高強錨桿和斜拉錨索梁支護可有效抑制頂煤的較大下沉和破壞。

(3)兩幫采用高強高預(yù)緊力錨桿支護技術(shù),及時控制兩幫煤體的早期變形破壞,提高兩幫的承載能力,兩幫穩(wěn)定性的提高有助于減小構(gòu)造應(yīng)力作用下頂煤和底板的破壞。

圖8 斜拉錨索梁支護示意[2]Fig.8 Diagonal cable and beam support sketchmap[2]

(4)頂板和兩幫穩(wěn)定性的提高有助于減小底臌量,如為開拓巷道、準(zhǔn)備巷道等服務(wù)年限較長的厚頂煤巷道,底板控制難度較大,則應(yīng)采用底板錨桿或錨索、注漿等措施主動及時加固底板,提高底板抗剪能力,保證底板的穩(wěn)定性。

4.2 圍巖控制技術(shù)

新巨龍煤礦1301N綜放工作面回采巷道埋深為800 m左右,沿3號煤底板掘進,頂煤厚度為4.7 m,局部可達5 m,煤層頂、板底板則為粉砂巖或細(xì)砂巖,見表1。地應(yīng)力實測表明,巷道所在層位構(gòu)造應(yīng)力顯著,垂直應(yīng)力為22～24 MPa,最大水平應(yīng)力達到36～46 MPa,后者為前者的1.6～1.9倍。巷道斷面為矩形,斷面尺寸為4 500 mm×3 620 mm,斷面積16.3 m2;巷道頂、幫均為煤體,圍巖強度小,且頂煤厚度大,在構(gòu)造應(yīng)力作用下,巷道維護難度較大。

基于深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定控制原理,采用了“高強高預(yù)緊力錨桿支護及斜拉錨索梁”支護技術(shù)(圖9):①選用較大直徑的錨桿、較大強度的鋼材,提高頂煤抗剪能力,頂煤采用?22 mm× 2 500 mm、屈服強度為500 MPa高強螺紋鋼錨桿,兩幫采用?22 mm×2 500 mm、屈服強度為335 MPa的全螺紋鋼錨桿,并鋪設(shè)金屬網(wǎng)和鋼帶,提高錨桿支護的整體性及其護表能力;②選用強度較高的?18.9 mm×6 300 mm錨索,兩根錨索之間采用工字鋼梁連接,錨索打設(shè)角度與垂直方向成20°,組成斜拉錨索梁,進一步提高頂煤穩(wěn)定性;③采用高預(yù)緊力主動支護,錨桿預(yù)緊力達到400 N·m,錨索初始張拉力達到100 kN,及時控制頂煤和兩幫煤體的早期變形破壞,限制頂煤和兩幫煤體破碎區(qū)的擴大。

現(xiàn)場礦壓觀測表明,掘巷后兩幫移近量為130～150 mm,頂?shù)装逡平繛?40～160 mm,其中底臌量所占比重較大。圍巖變形量較小,頂、幫煤體穩(wěn)定性較好,且通過強頂、固幫支護,底臌量也較小,有效控制了圍巖的變形破壞。

圖9 厚頂煤巷道支護斷面Fig.9 Support section of roadway with thick top coal

5 結(jié) 論

(1)隨著埋深增大,厚頂煤巷道圍巖變性破壞程度逐漸增大,超過臨界埋深后,圍巖變性破壞程度急劇增大;兩幫垂直應(yīng)力峰值、頂煤水平應(yīng)力峰值隨埋深增大而增大,致使圍巖破壞區(qū)、塑性區(qū)增大,巷道變形量增加。

(2)隨著構(gòu)造應(yīng)力增大,厚頂煤巷道變形量增大;頂煤內(nèi)水平應(yīng)力呈現(xiàn)“兩端低、中部高”分布形態(tài),其原因是下位頂煤、煤層與頂板交界面附近的頂煤拉破壞或剪破壞嚴(yán)重,致使頂煤兩端應(yīng)力較小;應(yīng)力峰值位置隨構(gòu)造應(yīng)力增大向頂煤深部轉(zhuǎn)移,表明構(gòu)造應(yīng)力越大,頂煤破壞深度越大。

(3)深部構(gòu)造應(yīng)力作用下厚頂巷道頂煤彎曲變形、剪切破壞嚴(yán)重,底臌嚴(yán)重,頂板錨桿和穿過煤巖層交界面的錨索易被剪斷,在較大構(gòu)造應(yīng)力下,頂煤易出現(xiàn)“尖頂型”垮冒。提高厚頂煤錨固體的抗剪能力尤為重要,采用“高強高預(yù)緊力錨桿及斜拉錨索梁”支護技術(shù),增強厚頂煤錨固體的抗剪能力,并提高兩幫的承載能力,實現(xiàn)了深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定。

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Experim ental study on sim ilar sim ulation for surrounding rock stability of deep roadway w ith thick top coal

XIAO Tong-qiang1,LIHuai-zhen2,ZHIGuang-hui3

(1.School of Energy Science and Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China;2.School ofArchitecture and Artistic Design,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China;3.School ofMechanical and Power Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China)

In order to solve the difficult problem of surrounding rock control for deep roadway with thick top coal,the similaritymodelwas established to analyze the influence of buried depth and tectonic stress to deformation and stress of surrounding rock,and support structure.Stability law of surrounding rock for roadwaywith thick top coalwas discovered.With the increase of buried depth,the deformation and failure of surrounding rock increases.With the increase of tectonic stress,the deformation and failure of surrounding rock increases,and tectonic stress affects the stability of top coal significantly:there is a“l(fā)ow in the two ends,high in themiddle”distribution of stress in the top coal,and the peak stress depth transfer to the deep with the increase of tectonic stress.The damage of the shallow top coal and the coal near the interface of seam and roof is serious,appearing“fastigium”shape collapse finally.Roof bolts and cable through the interface between the top coal and rock roof are broken under shear force easily.For the deep roadway with thick top coal underhigh tectonic stress,improving the shear resistance of roof boltand cable is particularly important.“High strength and high pre-stress boltand diagonal cable and beam structure”support technologywas put forward,inorder to enhance the shear capability of thick top coal anchorage body and the bearing capacity of two sides.And the improvement of top coal and two sides stability is helpful to reduce the floor heave amount.The research results were successfully applied to engineering practice.

roadway with thick top coal;surrounding rock stability;buried depth;tectonic stress;surrounding rock stress;surrounding rock control

TD322

A

0253-9993(2014)06-1016-07

肖同強,李懷珍,支光輝.深部厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定性相似模型試驗研究[J].煤炭學(xué)報,2014,39(6):1016-1022.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1065

Xiao Tongqiang,Li Huaizhen,Zhi Guanghui.Experimental study on similar simulation for surrounding rock stability of deep roadway with thick top coal[J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):1016-1022.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1065

2013-07-30 責(zé)任編輯:王婉潔

國家自然科學(xué)基金資助項目(51204166);河南理工大學(xué)博士基金資助項目(B2012-081)

肖同強(1981—),男,山東單縣人,講師,博士。E-mail:xtq2000@163.com