煤矿深部超大断面硐室群围岩连锁失稳控制研究进展

谭云亮，范德源，刘学生，张俊文，宁建国，姚强岭，付小敏

(1. 山东科技大学 能源与矿业工程学院，山东 青岛 266590；2. 中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院，北京 100083；3.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116；4. 通用技术集团工程设计有限公司，山东 济南 250031)

我国中东部地区的浅部煤炭资源已近枯竭，深部煤炭资源必将成为我国未来经济增长和发展的重要能源动力。进入深部开采后，岩石强流变特性凸显且应力环境更为复杂。另一方面，为适应煤矿智能化、集约化等方面的要求，越来越多的大及超大断面硐室群需要在井下布置。这类硐室群多为密集分布，在深部复杂环境影响下，维护难度大，围岩变形严重，极易诱发围岩失稳，特别是硐室群中某一个硐室一旦失稳，将有可能诱发周围硐室的联动失稳，从而严重影响深部大断面硐室的安全利用。

对于深部超大断面硐室及硐室群稳定性研究方面，国内外学者主要在分类方法、围岩失稳机制及加固控制技术方面进行了研究。分类方法方面，国际隧道协会以净断面面积为依据，将隧道断面划分为5类，即超小断面(<3 m)、小断面(3～10 m)、中等断面(10～50 m)、大断面(50～100 m)和超大断面(>100 m)；日本隧道协会以开挖面积为依据，将隧道断面划分为3类，即标准断面(70～80 m)、大断面(100～120 m)和超大断面(>140 m)。而在煤矿开采领域，多以断面面积和跨度为依据对硐室进行划分，根据断面面积划分为小断面(<8 m)、中等断面(8～12 m)、大断面(12～20 m)和特大断面(≥20 m)，根据跨度划分为小断面(≤3 m)、中断面(3.1～4.0 m)、大断面(4.1～5.0 m)和超大断面(≥5.1 m)。事实上，影响大断面硐室稳定性的因素除了断面尺寸以外，还与其埋深(或地应力高低)、围岩力学性质等密切相关。

在硐室破坏非线性失稳机理方面，深部围岩呈现流变失稳与动力失稳2种形态。深部高应力下岩石非线性流变行为更加复杂，对于岩石流变行为的认知，陈宗基提出流变的概念，孙钧综合考虑黏滞系数、加载应力水平及作用时间，构建了岩石非线性黏塑性流变模型。康红普等从时间和空间尺度出发分析了岩石流变力学特性，同时，深部围岩动力失稳也更加频繁。为了探讨深部岩石动力学破坏行为，何满潮等采用自主研发的冲击岩爆试验系统，获得了不同动载幅值和静载水平下的煤岩冲击岩爆分型特征。李夕兵等利用改进的SHPB试验系统，揭示了岩石在不同动静组合加载下的强度特性、破碎规律及吸能效率。对于深部超大断面硐室，支护围岩结构的抗动载特性尤为重要。

深部硐室围岩加固控制技术是保障大断面硐室得以安全利用的关键，成为工程界研究的热点。康红普等针对软岩条件下硐室群围岩应力分布特征，获得了提高硐室群围岩稳定性的对策。江权等提出了高应力硬岩条件下大型硐室群稳定性优化的裂化-抑制新理念；李术才等通过现场监测的方法，发现围岩分区破裂化现象及破裂分布特征，为其加固支护提供了依据；杨仁树等通过现场测试和数值模拟方法，获得了复杂岩层硐室群围岩破坏特征及控制对策；柏建彪等针对软岩硐室非对称变形问题，提出了“薄弱结构”非对称控制技术，对探究煤矿深部超大断面硐室群控制理论与技术奠定了基础。

为此，笔者基于深部矿井大断面硐室及硐室群建设的需求，在借鉴现有研究基础上，以新巨龙煤矿-800 m水平煤矸分选硐室群为背景，对煤矿深部硐室地质力学等效分类方法进行研究，对超大断面硐室群围岩非线性流变演化规律及其连锁失稳机理进行揭示，并构建以围岩长期变形控制为目标研究超大断面硐室群围岩支护设计方法及失稳监测预警技术。

1 煤矿硐室地质力学等效分类方法

煤矿的岩层主要为沉积岩，与金属矿山变质岩相比，强度低、延性破坏严重。因此，仅以断面尺寸为指标进行分类不符合煤矿岩层物理力学特点。为了提高硐室判识方法的全面性，从地质力学等效的角度构建分类方法非常必要。

根据现场调研结果发现，断面面积是影响硐室稳定性的直接因素，即硐室断面尺寸越大，围岩越易发生破坏失稳。同时，只有达到一定埋深时硐室失稳现象才会发生。因此，可将围岩综合抗压强度(MPa)与覆岩平均密度(kg/m)及应力集中系数(一般为2.0～2.5)的比值，定义为失稳临界埋深(m)，作为煤矿硐室失稳的重要评价指标。

≥()

(1)

其中，能较好地反映硐室围岩性质。

围岩内部裂隙的发育程度对围岩稳定性也有重要影响，裂隙越发育，围岩承载能力越差。通过引入围岩综合完整性系数，反映围岩裂隙对围岩整体性质的影响程度。

(2)

式中，cr为硐室顶板岩层抗压强度，MPa；cf为硐室底板岩层抗压强度，MPa；cs为硐室两帮岩层抗压强度，MPa；cr为硐室顶板岩层完整性系数；cf为硐室底板岩层完整性系数；cs为硐室两帮岩层完整性系数；r为顶板各岩层厚度，m；f为底板各岩层厚度，m；s为硐室两帮各岩层厚度，m。

为此，将硐室断面面积、失稳临界埋深、围岩综合抗压强度以及综合完整性系数作为评价指标，提出了一种煤矿硐室地质力学等效分类方法(表1)。

表1 硐室断面各指标分级判别[32]

对选定的评价指标进行分级具体化后，选取相应的隶属度函数()对不同指标区间进行分段处理，由此可获得硐室断面模糊关系矩阵。

(3)

(4)

式中，为实际值；，为相邻2类指标等级的临界值；为第项指标实际值对类的隶属度。

根据超标加权法确定权重系数并进行归一化处理，获得权重矩阵为

(5)

由此获得模糊聚类矩阵为

=·=(,,…,)=
(,,,,)

(6)

按照最大隶属原则，若模糊综合聚类矩阵的结果矢量为，则判别该对象隶属于类。利用上述煤矿硐室地质力学等效分类方法对示范工程新巨龙煤矸分选硐室群(主要包括筛分破碎硐室、产品转运硐室、排矸硐室和煤泥水处理硐室)进行判识分析。以硐室群中排矸硐室为例，围岩稳定性评价指标见表2。可知，排矸硐室属于Ⅴ类，即超大断面硐室。同理根据上述方法对新巨龙煤矸分选硐室群中剩余硐室，即筛分破碎硐室、产品转运硐室和煤泥水处理硐室依次进行判识，具体见表3。

表2 围岩稳定性评价指标权重

表3 硐室分类判识结果

2 深部超大断面硐室群围岩连锁失稳机理

对深部超大断面硐室群的稳定性分析，既需要对硐室群围岩的物理力学性质包括蠕变性和动载作用下的力学相响应进行研究，还要考虑硐室间的相互影响，这是揭示硐室群连锁失稳机制的重要内容。

2.1 深部岩石蠕变力学特性

..蠕变力学试验

深部岩石力学特性及工程响应与浅部不同，探究深部岩体非线性流变破裂演化规律，是揭示深部复杂应力下超大断面密集硐室群围岩破裂失稳机理的基础。采用TOP三轴流变仪开展深部岩石蠕变试验，保持8.0 MPa围压不变，以0.05 MPa/s加载速率分5级(50%TCS，60%TCS，70%TCS，80%TCS，90%TCS)进行轴向加载，且每级加载均维持12 h，待其蠕变变形稳定后开始下一级应力水平施加，直至岩石发生破坏，深部岩石蠕变变形曲线如图1所示。

图1 深部岩石蠕变变形曲线[33]Fig.1 Creep deformation curves for deep rock[33]

(1)变形特征。深部砂岩变形大致分为2部分，即应力初期加载的瞬时变形和应力持续加载阶段的蠕变变形，且瞬时变形较大，蠕变变形较小。在应力水平和加载时间的持续作用下，深部岩石在经历减速蠕变和等速蠕变后，在第5级应力水平下进入加速蠕变状态，并在1.4 h发生破坏。另外，深部岩石轴向和径向蠕变应变随着加载应力水平的增加而增加，且随着应力水平的增大，其增加速率也相应加大。

(2)破坏形态特征。通过微米级CT试验机表征岩石微观、细观结构在高应力下组织与结构变异性(图2)，发现随埋深增大，在轴压效应下深部岩石破裂线夹角由陡变缓，破坏形式由“Y”型破坏向主干型破坏转变，呈脆-延转化特征。同时，围压效应对深部岩石脆-延转化有较大影响。围压减小时，岩石脆性破坏增强；围压增大时，岩石延性破坏凸显。

图2 深部岩石破坏特征扫描[34]Fig.2 Scanning diagram of deep rock failure characteristics[34]

(3)强度特征。基于对深部岩石蠕变应力-应变曲线特征(图3中，为残余强度，MPa；为峰值强度，MPa；为埋深，m；为预卸载围压，MPa)，围岩的残余强度约为峰值强度的65%。事实上，流变试验中的残余强度对应工程中的长期强度。为了保障超大断面硐室群的长期稳定性，以围岩长期强度作为基础进行安全性支护设计是必要的。

..动载力学试验

(1)冲击动载。采用改进的SHPB试验装置对深部岩石进行试验，通过数字散斑动态测量系统揭示其主应变场演化规律，如图4所示。静载轴压设置为4.5 MPa，冲击载荷应变率依次设为37.5，55.8，65.6，

图3 深部岩体强度演化特征[34]Fig.3 Strength characteristics of deep rock mass[34]

75.0，88.4 s，获得了岩石应力应变曲线及裂隙演化过程。据此将冲击动载下岩石分为4个阶段：① 阶段Ⅰ。弹性状态，表面无裂纹产生；② 阶段Ⅱ。应力随应变的增长速率减慢，裂纹从两端开始萌生；③ 阶段Ⅲ。宏观裂纹加速向中心延伸发育，达到点(峰值强度)时表面出现明显的贯穿裂纹；④ 阶段Ⅳ。应力-应变曲线表现出2种模式：一是冲击动载强度较低时，在点发生明显回弹现象，表现出“闭口”特征；二是在临界冲击载荷下，宏观裂纹迅速扩展并最终导致试件破坏失效，表现出“开口”特征。由此可知，岩石动态破坏形态以拉裂纹为主，并随着动载强度的增大，破碎程度愈加严重。

(2)循环动载。采用改进的动静态试验系统，分别设置4个静载水平(20%UCS，40%UCS，60%UCS，80%UCS)和4个循环载荷频率(20，40，60，80 Hz)进行循环动载试验，揭示不同静载水平和动载频率下围岩循环动载纵波波速变化规律，如图5所示。结果表明，施加循环动载后岩石纵波波速明显小于完整试件的波速值，并随着初始静载水平和循环动载频率的增加而逐渐减小，且最大降低率为11.4%。另外，循环动载使得岩石内部微小裂纹逐渐沿轴向发育扩展，随着初始静载强度和循环次数的增加，岩石内部逐渐劣化并最终发生横向变形破坏。

..基于试验的损伤本构关系

通过室内岩石力学试验获得的深部岩石蠕变力学响应机制及冲击和循环动载下围岩破坏力学行为特征，考虑岩石受力变形过程中裂隙的密实性，可构建本构关系。对于密实性的影响，如图6所示，随应变增大，应力应变曲线的斜率总体呈对数增大趋势。为定量描述岩石在受载时的密实程度，将应力-应变曲线斜率与弹性模量的比值定义为密实性系数，表示为

图4 冲击动载下岩石动态特征[35]Fig.4 Dynamic characteristics of rock under impact load[35]

图5 不同载荷条件下纵波波速变化特征Fig.5 Variation characteristics of longitudinal wave velocity under different loading conditions

(7)

式中，为无量纲待定常数，可通过试验获得；为岩石屈服极限所对应的应变。

图6 岩石应力应变曲线及其斜率变化规律[36]Fig.6 Stress-stain curves of rock and variation of its slope[36]

根据试验结果建立-曲线，利用线性回归分析方法获得考虑密实性系数损伤演化方程()的解析表达式，并在此基础上修正了Kelvin模型。适于动静组合加载条件的岩石蠕变损伤本构关系为

(8)

式中，为岩石弹性模量，GPa；为黏滞性系数，MPa·s。

修正后蠕变损伤本构模型改进了传统的损伤本构关系。=1时，标志围岩由蠕变转为速变状态，即呈现动力特征，同时体现岩石在深部高应力下的密实特性。采用有限差分法将式(8)嵌入Flac3D数值模拟软件中(图7)，发现自定义本构模型的应变-时间曲线与试验数据吻合度较高，Pearson相关系数为0.978 9～0.981 9，相关性较强,说明建立的损伤本构方程能较好的描述深部动静组合加载下岩石蠕变特性，验证了自定义本构模型的正确性。由于数据量较多，为突出重点，避免赘述，受篇幅限制，故笔者选取了其中1组试验与模拟结果进行展示。

图7 部分试验与模拟结果对比曲线Fig.7 Comparison curves of some test and simulation results

2.2 硐室群围岩破坏失稳力学分析

..深部硐室围岩典型载荷特征

深部大断面硐室不仅在高地应力下展现出非线性流变特性，还将受爆破、矿震等动载影响。对于动载作用方式，根据弹性波理论均可通过傅里叶变换简化为若干正弦波，即

=sin(2π)

(9)

式中，为动载源强度，MPa；为强度幅值，MPa；为频率，Hz；为动载作用时间，s。

式(9)中，对于震动引起的动载，持续时间短、瞬时能量大、破坏性强；而循环动载则长时、反复的以低强度载荷持续作用于硐室群围岩，最终导致围岩及其支护结构发生疲劳劣化直至破断。因此，某种意义上，动载作用时间决定了动载形式。冲击动载主要来源于硐室群周围的断层滑移、天然地震等活动，冲击载荷以动载源为中心以纵波(P波)形式呈球面向整个地层中扩展，并逐渐传播至硐室群围岩附近。硐室群中筛分破碎硐室煤矸分选采用自主研发的JYT-G12井下排矸跳汰机，其振动筛分过程是循环振动载荷的主要来源。对于采动扰动影响，考虑硐室稳定性，选址应避开采动应力的影响，可不予以考虑。

..硐室群连锁失稳机理

对于单个硐室，其稳定性力学分析已有成熟的结论。对于双硐室，在静力条件下也有相应的解答。但在动、静载荷相互叠加作用下，原本处于弹性状态的岩体超过其强度而发生新的损伤和破坏，使得塑性区范围不变扩大。超大断面硐室围岩变形破坏受尺寸效应影响显著，围岩真实工程强度明显低于室内试验强度，塑性区发育范围较普通硐室大。因此，引入围岩强度弱化系数，对超大断面硐室围岩塑性区半径进行修正，由此获得动载作用下超大断面硐室围岩塑性区半径。

(10)

式中，为硐径，m；为修正后的塑性区半径，m；为原岩应力，MPa；为莫尔库仑强度线斜率；为围岩强度弱化系数，一般取0～1；为岩石动态抗压强度，MPa；Δ为作用于硐室群围岩处的动载荷增量，可由Δ=e-获得，其中为应力衰减系数，为动载源距离，m；为塑性区边界内压，MPa。

硐室塑性区半径与硐径、动载源强度、原岩应力呈正相关，即塑性区范围随着开挖硐室面积、动载源强度和硐室埋深的增大而增大；与动载源距离呈负相关，即动载源距离硐室越近，围岩塑性区发育范围越大。选取2个相互平行的硐室1，2作为研究对象，建立平行硐室围岩结构力学模型(图8，为硐室1，2在弹性区的叠加应力，MPa)，获得2个硐室围岩发生破坏失稳的。发现临界间距与硐室塑性区半径、动载源强度呈正相关，即塑性区范围和动载幅值越大，临界间距越大，硐室布置时需间隔一定距离以避免产生相互影响；与动载源距离呈负相关，即动载源距离硐室越远，平行硐室临界间距越小，围岩越稳定，越不容易发生破坏。

(11)

图8 平行双硐围岩破坏力学模型[38]Fig.8 Failure mechanical model of parallel chambers[38]

(12)

(13)

图9 硐室群围岩连锁失稳结构力学模型[45]Fig.9 Mechanical model of chain instability for chamber group[45]

基于上述理论分析方法，对新巨龙煤矿煤矸分选硐室群进行失稳判定。根据现场实际情况可知，新巨龙煤矿煤矸分选系统内部硐室相互交岔呈“井”字型布置，硐室群中最大断面尺寸可达104.3 m，且硐室间距范围15.0～41.0 m。研究表明，硐室群锐角交岔区域围岩受叠加应力影响最为明显，变形破坏程度最为剧烈。因此，选取筛分破碎硐室与煤泥水处理硐室组成的锐角交岔区域(区域C)为研究对象，对硐室群围岩稳定性进行判定。产品转运硐室和排矸硐室作用在交岔区域叠加应力为

(14)

其中，，分别为产品转运硐室、排矸硐室塑性区半径，m；1，2分别为产品转运硐室、排矸硐室与区域C的最小距离，m；，分别为产品转运硐室、排矸硐室塑性区作用于弹性区的径向应力，MPa。根据室内岩石力学试验、地应力测量及微震数据筛结果，对各参数进行取值(表4)。

表4 现场参数选取[45]

实例计算结果如图10所示，发现当外界动载为0～2.0 MPa时，区域C整体保持稳定。随着外界动载强度增加，围岩开始发生连锁破坏失稳。当动载强度为2.0～4.4 MPa时，围岩处于缓变失稳状态；当动载强度增至4.4～5.0 MPa时，围岩处于加速失稳状态。因此，需要通过施加合理的支护手段，提高围岩的抗震吸能特性，以保证硐室群整体长期稳定。

图10 区域C应力及能量拟合曲线[45]Fig.10 Fitting curves of stress and energy at C-intersection[45]

2.3 硐室群围岩变形破坏数值模拟分析

..工程条件

选取新巨龙煤矸分选硐室群位于井下-800 m水平北区运输大巷、一采回风上山与1301采区所围成的三角区域。硐室群位于煤层上方，围岩以粉砂岩和细砂岩为主，稳定性较好。为了更好地对岩体的力学特性进行可靠评估，利用RLJW-2000微机控制岩石伺服试验机进行常规力学试验，获得了各岩层力学参数，见表5。采用自主研发的RBHST-50型水压致裂原位测试系统开展地应力测试，发现围岩所受垂直应力为16.17 MPa，最大水平主应力为10.09 MPa。

表5 煤岩力学参数[49]

利用KJ551微震监测系统对-800 m水平的23063工作面微震事件进行监测。发现煤层上方0～100 m内的微震事件发生频繁，冲击动载幅值范围2.0～5.0 MPa，频率范围10～160 Hz。通过对JYT-G12井下排矸跳汰机空载和满载状态下的载荷计算，发现循环动载强度范围为1.30～3.38 MPa。

..硐室群围岩变形破坏规律

“深部”+“超大断面”+“密集硐室群”复杂条件下围岩变形破坏尤为严重，控制难度极大，如图11，12所示。静载条件下，随着硐室间距减小，平行硐室围岩变形破坏程度逐渐增大并最终整体破坏失稳，临界硐室间距为2倍硐室宽度。在强度2.0 MPa、频率20 Hz的动载下，平行硐室受到叠加应力和动载扰动的双重影响，围岩变形破坏程度进一步加剧。硐室间锚固围岩应力大幅上升，叠加应力由弱变强，塑性破坏程度加剧，导致塑性破坏区开始在帮部和顶板位置相互连通，直至最后全部贯通，临界间距增至2.5倍硐室宽度。随着动载幅值增大，硐室围岩响应增强。动载幅值为2.5～4.4 MPa时，硐室应力及变形破坏程度缓慢增加；幅值为4.5～5.0 MPa时，硐室间围岩应力剧烈增大，围岩破坏程度加剧并在帮部和顶板处逐渐贯通，平行硐室在动载扰动作用下发生破坏失稳。

图11 不同间距下双硐围岩应力分布[49]Fig.11 Stress distribution of double chambers under different spacing[49]

图12 双硐围岩变形特征Fig.12 Deformation characteristics of double chambers

对新巨龙煤矿煤矸分选硐室进行数值模拟获得了围岩变形、应力及破裂演化规律，如图13所示。硐室群密集布置使得叠加应力程度显著增大，且越靠近交岔中心应力叠加作用越显著，破坏越剧烈。分析模拟结果发现，硐室交岔角度与应力集中程度和围岩破坏深度呈负相关，即交岔角度越小，围岩相互作用越明显，应力叠加程度越高，围岩变形破坏程度越剧烈。对比可知，锐角交岔处峰值应力分别比直角和钝角交岔处高11.3%，20.3%，破坏深度比直角和钝角分别深23.8%和78.0%。由于高应力集中区对外界扰动敏感度更高，更易引发围岩破坏甚至失稳。因此，对于硐室群最危险状况进行稳定性判识，即以锐角交岔区域的应力及破坏失稳状态判识，便可满足硐室群连锁失稳判识要求。

图13 动静组合下深部超大断面硐室群数值模拟Fig.13 Numerical simulation of deep super-large section chamber group under dynamic and static combined loading condition

3 深部超大断面硐室群围岩控制方法

3.1 锚固承载结构协同支护机理

锚杆作为一种常用的支护手段被广泛应用于隧道、采场等地下巷道及硐室稳定性控制中。研究表明，动静载组合条件下锚固围岩损伤破坏在深部硐室围岩失稳中占比很大。探究加锚岩石的锚固效能，分析受动载对锚固结构影响，具有现实意义。实验室试验表明，将锚固岩石抵抗动载过程分为3个阶段(图14)：协同变形阶段、不协同变形阶段和失效阶段。

在协同变形阶段，加锚岩石保持相对完整，锚杆与岩体侧向应变增长。随着应力波持续加载，锚固岩体进入不协同变形阶段，锚杆/锚固剂和锚固剂/岩石界面开始滑移，并在加载过程中2者的不同步愈发明显，锚固岩石的完整性降低但仍能发挥其锚固作用。进入失效阶段后，裂隙迅速发育扩展，锚杆在“断崖式”应变降低后完全丧失作用。为了定量描述锚固岩体在动载下的支护效能，将锚固岩石中锚杆失效前发挥的效用称为抗冲时效。抗冲时效越大，锚固岩体抵抗动载能力越强，越不易发生破坏失稳。

3.2 硐室群围岩长期稳定性递进式加固技术

..新型支护材料及装备研发

(1)新型高强超塑吸能材料。对TWIP钢进行扩散焊工艺和热轧-温轧法处理，制备了新型高强超塑吸能材料。利用金相显微镜、电子探针、显微硬度计、拉伸试验机等对该材料进行组织、成分与力学性能分析(图15)。发现加工后的TWIP钢侧存在大量的机械孪晶，轧制变形带明显，LC钢侧晶粒沿轧制方向发生变形，形成形变织构。显微硬度对比发现，轧制后复合材料内部位错增殖，密度增加，位错缠结到一起导致拉伸时形成位错交割，产生割阶阻碍位错运动，使材料强度增加。根据室温下应力-应变曲线可知，TWIP钢和复合材料板材在整个拉伸过程中弹性变形阶段明显，没有明显的屈服现象。经山东省冶金产品质量监督检验站测试，TWIP钢的抗拉强度为1 052 MPa，延伸率达70%，表现出明显的应变硬化特性。

图14 锚杆与岩石径向应变特征[50]Fig.14 Radial strain characteristics of bolt and rock mass[50]

图15 新型高强超塑吸能支护材料研发[51-52]Fig.15 Invention high-strength super-plastic energy-absorbing support materials[51-52]

(2)新型高强拉压耦合锚索。为了有效控制深部超大断面硐室围岩变形和破坏，采用新型高强超塑吸能材料研制了一种用于围岩长期稳定的高强拉压耦合锚索，如图16所示，该锚索由中空注浆锚索索体、多个注浆装置和吸能锚头等结构组成。利用注浆装置将锚索分成若干拉力段和压力段，有效消除了应力集中现象，极大地提高了锚索的锚固效力，同时还可实现围岩变形能向注浆浆液压力能的转化，起到了逐级自动“让压”的作用。利用表面螺纹吸能锚头，在提供较大的支护阻力的同时，通过锚头内部高强弹簧的压缩，可将围岩的变形能转化为弹簧的弹性势能，从而起到“吸能”的作用。该锚索各部件固定紧密可靠，极大提高了注浆锚索的锚固效力，有效改善了被锚固体的稳定性。经过泰安市华新工程质量检测中心对新型锚索的抗拉强度、最大阻力等指标参数测试，发现新型锚索的强度大于1 500 MPa，最大阻力为749～753 kN。

图16 高强拉压耦合锚索示意[53]Fig.16 Structure of high strength tension-compression coupling cable[53]

..硐室群递进式支护设计

煤矿深部超大断面硐室围岩的流变效应是影响其长期稳定性的重要因素，尤其是在外界动载扰动下，将引发围岩加速蠕变最终导致硐室发生破坏失稳。为实现深部硐室围岩长期稳定性控制，需从围岩蠕变特性及其控制角度出发，降低峰后围岩应力松弛率，限制其强度弱化影响，实现硐室群围岩低速稳定蠕变。定义深部硐室群支护安全系数为

=

(15)

其中，为围岩蠕变峰值强度，MPa；为围岩蠕变长期强度，MPa。对于支护安全系数可通过蠕变试验获得。如对于新巨龙煤矿硐室，根据如前所述的蠕变试验，支护安全系数可取1.5。

科学的支护设计是保障深部超大断面硐室群稳定性的关键。为此，提出了一种硐室群围岩递进式支护设计方法(图17)，即：在分析围岩应力及能量动态演化特征的基础上，基于锚固承载结构协同支护机理，考虑抗冲时效，对不同载荷特征下硐室群围岩锚固承载结构稳定性进行判别(表6)，并据此选择与之相适应的支护等级，包括常规支护、抗震支护和超高强协同支护。根据硐室围岩变形对深部超大断面硐室群锚固结构递进式支护方式进行调节，主要通过硐室围岩收缩率对当前支护等级进行评判，当硐室围岩收缩率超过当前递进式支护方式所限定的范围时，将及时提高递进式支护等级。最后，考虑支护安全系数确定深部锚固围岩支护参数。不同支护等级所允许的围岩收缩率范围为：常规支护<5.5%，抗震支护5.5%～7.0%，超高强协同支护>7.0%。

图17 硐室群递进式支护设计方法Fig.17 Design method of progressive reinforcement technology for chamber group

表6 判别指标

选用抗震支护等级对新巨龙煤矿煤矸分选硐室群4个主要硐室围岩进行参数设计。各硐室均采用22 mm×2 500 mm高强吸能锚杆，托盘选用200 mm×200 mm×10 mm的碟形高凸调角托盘。锚杆间排距1 000 mm×1 000 mm，围岩破碎时可调整为800 mm×800 mm。顶板锚杆采用快速安装工艺，每根锚杆分别配备1支MSCK2835型锚固剂与1支MSM2350型树脂锚固剂，两帮每根锚杆配备2支MSZ2850型树脂锚固剂进行锚固。锚索选用22 mm×6 300 mm高强拉压耦合锚索，各硐室顶板均布置5根锚索，且中间锚索均位于顶板中心，两侧锚索距中间锚索1 800～1 850 mm。两帮锚索支护从顶板向下1 080～1 300 mm施工第1根，间隔2 000～3 000 mm施工第2根，单面立帮布置2排且排距均为3 000 mm。部分主要硐室支护断面如图18所示，支护参数见表7。

图18 新巨龙煤矿煤矸分选硐室群部分硐室支护断面Fig.18 Support sections of partial chambers in coal gangue separation chamber group in Xinjulong Coal Mine

表7 支护参数确定

续表

4 超大断面硐室群围岩稳定性监测预警方法

4.1 围岩监测指标与预警阈值

采用多参量权重分析法(图19)，综合考虑锚杆/索受力监测、围岩深部位移及表面位移指标。

图19 多参量权重分析法Fig.19 Multi-parameter weight analysis

利用权重分析法获得了硐室围岩动态演化综合预警阈值为

=++

(16)

其中，为锚杆/锚索受力危险指数(表8)；为深部位移危险指数(表9)；为硐室表面位移危险指数(表10)；为锚杆/锚索受力指标权重系数；为深部位移指标权重系数；为硐室表面位移指标权重系数。各危险性指数的权重系数按照围岩变形失稳的先后顺序递减取值，且存在++=1(表11)。

表8 锚杆/索受力危险性指数

表9 围岩深部位移危险性指数

表10 围岩表面位移危险性指数

表11 指标权重

4.2 围岩失稳智能化预警平台

深部煤矿井下高温高湿环境对监测仪器提出了新的更高要求，研发了耐锈蚀、抗干扰、长时稳定性高的传感器及光纤传输技术。在此基础上，搭建了超大断面硐室群围岩长时变形失稳监测预警平台(图20)。该平台由锚杆/锚索受力监测、围岩深部位移监测及表面位移监测3个子系统组成，功能模块主要包括：传感器驱动模块、信号放大模块、A/D转换模块、无线收发模块等。

井上计算机实时动态显示硐室监测参数、云图和直方图，出现异常可实时报警。井下传感器均采用无线传输方式，可实现传感器之间及传感器与分站之间的无线自组网通信。围岩失稳智能化预警平台可实现硐室群围岩的长时、有效监测，同时具有历史数据、报警记录等分类查询功能，可自动生成在线监测日报表，并将数据库内现场监测数据进行实时共享。

4.3 新巨龙煤矿硐室群稳定性监测分析

..监测方案

对煤矸分选硐室群进行长期跟踪调查。依据现场具体工况，在硐室群中布置3个测站(1,2,3)，分别位于产品转运硐室、排矸硐室和筛分破碎硐室，且均距交岔点5.0 m处，用于对硐室围岩变形及破坏情况实时动态监测，测站位置如图21所示。

..围岩变形情况

(1)表面变形。通过跟踪监测煤矸分选硐室群3个测站，获得硐室围岩表面位移变化曲线，如图22所示。发现随着时间的延长，硐室围岩表面整体缓慢增长并最终趋于稳定，且顶底板收敛幅度明显大于两帮。

相较于3号测站，1号测站处顶底板移近量增加22.6%，两帮移近量增加29.4%；2号测站处顶底板移近量增加42.5%，两帮移近量增加100%。可以看出，2号测站处围岩表面变形量明显大于1号测站和3号测站，1号测站处围岩表面变形大于3号测站。

图20 超大断面硐室群围岩失稳智能化预警平台组成[54]Fig.20 Composition of intelligent early warning platform for long-term deformation and instability of super-large section chamber group[54]

图21 硐室群测站布置Fig.21 Layout of measuring stations in the chamber group

硐室群断面收缩率为

(16)

其中，为原硐室断面面积，m；为硐室变形后断面面积，m。将硐室围岩表面位移监测结果代入式(16)，可得各硐室断面收缩率，见表12。现场监测数据表明硐室围岩整体保持稳定，现场应用效果良好，硐室群围岩最大收缩率在筛分破碎转运硐室，为6.2%。

图22 硐室表面位移监测结果[45]Fig.22 Monitoring results of surface displacement[45]

表12 各硐室断面收缩率

(2)深部位移。3组测点中，2号测点变形最大，故笔者选取2号测站进行分析，结果如图23所示，表明围岩深部位移在缓慢增长后逐渐趋于稳定。2号测站处顶板、左帮及右帮的深部相对位移分别为18，10，7 mm。由于岩层深部位移是导致离层的直接因素，因此排矸硐室发生顶板离层的危险性较高。但通过长期监测发现，硐室群围岩深部相对位移量较小，围岩整体处于长时稳定状态。

图23 围岩深部位移监测结果(以2号测站为例)Fig.23 Monitoring results of deep displacement (No.2 station)

..围岩破坏发育情况

根据钻孔成像轨迹检测装置探测的围岩裂隙特征，基于YOLO v4图像识别算法，提出了一种钻孔裂隙自动识别方法，实现了围岩裂隙、离层等的在线监测与实时提取。

如图24所示，YOLO v4算法采用CNN网络实现end-to-end目标检测。首先将现场监测信息以图片的形式传送至CNN网络，之后通过IOU(交并比)的方法实现边界框的确定和置信度计算，提取卷积神经网络特征，最后处理预测结果得到检测目标。该方法能实现裂隙坐标位置与裂隙率自动生成，并计算裂隙数量和裂隙分布面积，可用于反演硐室围岩松动圈发育特征及范围。

图24 YOLO v4检测过程Fig.24 YOLO v4 detection process

采用上述方法对现场钻孔窥视结果进行整理(图25)，发现煤矸分选系统硐室群围岩松动圈范围在1.0～1.5 m，其中1号测站处围岩松动圈范围0.8～1.5 m，帮部松动区域范围明显大于顶板；2号测站处围岩松动圈范围1.2～1.5 m，左帮松动区域范围相对较大；3号测站处围岩松动圈约为1.0 m，整体较稳定。因此可确定，在硐室群中筛分破碎硐室围岩较完整，而排矸硐室围岩完整性较差，围岩裂隙较多。

..锚杆/锚索受力状况

锚杆/锚索测力计部分监测结果如图26所示。硐室群顶板及帮部的锚杆/锚索受力均随着时间的增加缓慢增长，并最终保持不变。通过对比可知，2号测站锚杆/锚索受力增量整体较大。说明相对于排矸硐室，筛分破碎硐室和产品转运硐室整体变形量更小，围岩更加完整稳定。另外，硐室群围岩锚杆/锚索受力增量整体较小，反映出围岩变形破坏得到了有效控制，取得了较好的支护效果。

图25 部分钻孔探测结果Fig.25 Partial borehole detection results

图26 硐室顶板锚杆/锚索监测结果Fig.26 Monitoring results of roof bolt/cable

..控制效果

通过对围岩变形破坏和锚杆/锚索受力情况的监测实践，发现新巨龙煤矿煤矸分选硐室群在使用期间整体保持完整稳定，如图27所示，预警平台各项监测指标显示安全，无异常情况发生。综上，现有支护措施在现场取得了成功应用且围岩控制效果良好，有效保证了硐室群的长期安全稳定运行。

图27 现场硐室宏观效果[49]Fig.27 Field application of chambers[49]

5 结 论

(1)综合硐室失稳临界埋深、断面面积、围岩综合抗压强度和围岩综合完整性系数等主要影响因素，建立了基于模糊综合聚类分析的煤矿硐室地质力学等效分类方法，将煤矿硐室分为超小、小、中等、大和超大共5类，通过判识发现新巨龙煤矸分选硐室群属于超大断面硐室群。

(2)揭示了深部岩石蠕变变形特征、脆-延转化破裂机制及其强度演化规律，获得了深部岩石在冲击和循环动载下的动态破坏力学行为特征，构建了考虑密实系数的深部岩石损伤本构关系，较好地表征了深部动静组合加载下岩石蠕变损伤力学行为。

(3)基于深部硐室围岩典型载荷特征，构建了深部超大断面硐室群失稳力学模型，获得了硐室群围岩连锁失稳力学及能量判据，揭示了复杂应力环境下双硐及硐室群围岩变形破坏演化规律。对硐室群中最易发生失稳的区域进行判识，发现当外界动载超过2.0 MPa时，硐室群存在连锁破坏失稳风险，需通过合理支护手段，提高围岩的抗震吸能特性。

(4)获得了锚固承载结构协同支护机理，并提出锚固岩石抗冲时效概念。研发了具有超塑性能特性的新型高强支护材料以及高强拉压耦合锚索。基于长期安全稳定性，构建了深部硐室群围岩长期稳定性递进式加固技术体系及分步设计方法，确定了新巨龙煤矿煤矸分选硐室群锚固围岩支护参数。

(5)采用多参量权重分析法，综合考虑锚杆/锚索受力、围岩深部位移及表面位移，提出了围岩综合监测方法及预警阈值，搭建了超大断面硐室群围岩长时变形失稳监测预警平台。通过对新巨龙煤矿煤矸分选硐室群围岩的长期跟踪监测，发现硐室断面最大收缩率约6.2%，松动圈发育范围1.0～1.5 m，硐室群在使用期间保持整体稳定。

[1] 谢和平,王金华,王国法,等. 煤炭革命新理念与煤炭科技发展构想[J]. 煤炭学报,2018,43(5):1187-1197.

XIE Heping,WANG Jinhua,WANG Guofa,et al. New ideas of coal revolution and layout of coal science and technology development[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(5):1187-1197.

[2] 赵阳升. 岩体力学发展的一些回顾与若干未解之百年问题[J]. 岩石力学与工程学报,2021,40(7):1297-1336.

ZHAO Yangsheng. Retrospection on the development of rock mass mechanics and the summary of some unsolved centennial problems[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2021,40(7):1297-1336.

[3] 袁亮. 我国煤炭资源高效回收及节能战略研究[J]. 中国矿业大学学报(社会科学版),2018,20(1):3-12.

YUAN Liang. Strategies of high efficiency recovery and energy saving for coal resources in China[J]. Journal of China University of Mining and Technology(Social Sciences),2018,20(1):3-12.

[4] 张吉雄,张强,巨峰,等. 深部煤炭资源采选充绿色化开采理论与技术[J]. 煤炭学报,2018,43(2):377-389.

ZHANG Jixiong,ZHANG Qiang,JU Feng,et al. Theory and technique of greening mining integrating mining,separating and back filling in deep coal resources[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(2):377-389.

[5] BUROV E B. Rheology and strength of the lithosphere[J]. Marine and Petroleum Geology,2011,28(8):1402-1443.

[6] TAN Yunliang,YIN Yanchun,ZHAO Tongbin. Investigation of rock failure pattern in creep by digital speckle correlation method[J/OL]. Advances in Materials Science and Engineering,https://doi. org/10. 1155/2013/916069.

[7] YANG Shengqi,YANG Daisheng,JING Hongwen,et al. An experimental study of the fracture coalescence behaviour of brittle sandstone specimens containing three fissures[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering,2012,45(4):563-582.

[8] 经纬,郭瑞,杨仁树,等. 考虑岩石流变及应变软化的深部巷道围岩变形理论分析[J]. 采矿与安全工程学报,2021,38(3):538-546.

JING Wei,GUO Rui,YANG Renshu,et al. A theoretical analysis of surrounding rock deformation of deep soft rock roadway based on rock rheology and strain softening[J]. Journal of Mining and Safety Engineering,2021,38(3):538-546.

[9] 潘一山,肖永惠,李忠华,等. 冲击地压矿井巷道支护理论研究及应用[J]. 煤炭学报,2014,39(2):222-228.

PAN Yishan,XIAO Yonghui,LI Zhonghua,et al. Study of tunnel support theory of rockburst in coal mine and its application[J]. Journal of China Coal Society,2014,39(2):222-228.

[10] MANOUCHEHRIAN A,CAI Ming. Analysis of rockburst in tunnels subjected to static and dynamic loads[J]. Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering,2017,9(6):1031-1040.

[11] CHEN Xiangjun,LI Liyang,WANG Lin,et al. The current situation and prevention and control countermeasures for typical dynamic disasters in kilometer-deep mines in China[J]. Safety Science,2019,115:229-236.

[12] LIU Xuesheng,SONG Shilin,TAN Yunliang,et al. Similar simulation study on the deformation and failure of surrounding rock of a large section chamber group under dynamic loading[J]. International Journal of Mining Science and Technology,2021,31:495-505.

[13] WANG Guofa,XU Yongxiang,REN Huaiwei. Intelligent and ecological coal mining as well as clean utilization technology in China:Review and prospects[J]. International Journal of Mining Science and Technology,2019,29(2):161-169.

[14] 肖同强,李化敏,杨建立,等. 超大断面硐室围岩变形破坏机理及控制[J]. 煤炭学报,2014,39(4):631-636.

XIAO Tongqiang,LI Huamin,YANG Jianli,et al. Deformation and failure mechanism of surrounding rock in chamber with super large section and its control[J]. Journal of China Coal Society,2014,39(4):631-636.

[15] 史新帅,靖洪文,赵振龙,等. 大尺度三维巷道冲击地压灾变演化与失稳模拟试验系统研制与应用[J]. 岩石力学与工程学报,2021,40(3):556-565.

SHI Xinshuai,JING Hongwen,ZHAO Zhenlong,et al. Development and application of a large scale 3D roadway rockburst disaster evolution and instability simulation test system[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2021,40(3):556-565.

[16] 《中国公路学报》编辑部. 中国隧道工程学术研究综述·2015[J]. 中国公路学报,2015,28(5):1-65.

Editorial department of China journal of highway and transport. Review on China’s tunnel engineering research:2015[J]. China Journal of Highway and Transport,2015,28(5):1-65.

[17] 张宇,黄必斌. 大跨度岩洞跨度界定与跨度效应探讨[J]. 地下空间与工程学报,2015,11(1):39-47.

ZHANG Yu,HUANG Bibin. Discussion on the span-classification of large-span cavern and the span-effects[J]. Chinese Journal of Underground Space and Engineering,2015,11(1):39-47.

[18] 康红普. 我国煤矿巷道锚杆支护技术发展60年及展望[J]. 中国矿业大学学报,2016,45(6):1071-1081.

KANG Hongpu. Sixty years development and prospects of rock bolting technology for underground coal mine roadways in China[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2016,45(6):1071-1081.

[19] 袁亮,薛俊华,刘泉声,等. 煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J]. 煤炭学报,2011,36(4):535-543.

YUAN Liang,XUE Junhua,LIU Quansheng,et al. Surrounding rock stability control theory and support technique in deep rock roadway for coal mine[J]. Journal of China Coal Society,2011,36(4):535-543.

[20] 陈宗基. 地下巷道长期稳定性的力学问题[J]. 岩石力学与工程学报,1982(1):1-20.

TAN Tjongkie. The mechanical problems for the long-term stability of underground galleries[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1982(1):1-20.

[21] 孙钧. 岩土材料流变及其工程应用[M]. 北京:中国建筑工业出版社,1999:3-4.

[22] 康红普. 煤炭开采与岩层控制的时间尺度分析[J]. 采矿与岩层控制工程学报,2021,3(1):5-27.

KANG Hongpu. Temporal scale analysis on coal mining and stratacontrol technologies[J]. Journal of Mining and Strata Control Engineering,2021,3(1):013538.

[23] 康红普. 煤炭开采与岩层控制的空间尺度分析[J]. 采矿与岩层控制工程学报,2020,2(2):5-30.

KANG Hongpu. Spatial scale analysis on coal mining and strata control technologies[J]. Journal of Mining and Strata Control Engineering,2020,2(2):5-30.

[24] 何满潮,王炀,苏劲松,等. 动静组合荷载下砂岩冲击岩爆碎屑分形特征[J]. 中国矿业大学学报,2018,47(4):699-705.

HE Manchao,WANG Yang,SU Jinsong,et al. Analysis of fractal characteristics of fragment of sandstone impact rock burst under static and dynamic coupled loads[J]. Journal of China University of Mining and Technology,2018,47(4):699-705.

[25] LI Xibing,GU Helong,TAO Ming,et al. Failure characteristics and meso-deterioration mechanism of pre-stressed coal subjected to different dynamic loads[J]. Theoretical and Applied Fracture Mechanics,2021,115:103061.

[26] 李夕兵,宫凤强. 基于动静组合加载力学试验的深部开采岩石力学研究进展与展望[J]. 煤炭学报,2021,46(3):846-866.

LI Xibing,GONG Fengqiang. Research progress and prospect of deep mining rock mechanics based on coupled static-dynamic loading testing[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(3):846-866.

[27] KANG Hongpu,YANG Jinghe,GAO Fuqiang,et al. Experimental study on the mechanical behavior of rock bolts subjected to complex static and dynamic loads[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering,2020,53(11):4993-5004.

[28] 江权,冯夏庭,李邵军,等. 高应力下大型硬岩地下洞室群稳定性设计优化的裂化-抑制法及其应用[J]. 岩石力学与工程学报,2019,38(6):1081-1101.

JIANG Quan,FENG Xiating,LI Shaojun,et al. Cracking-restraint design method for large underground caverns with hard rock under high geostress condition and its practical application[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2019,38(6):1081-1101.

[29] 李术才,王汉鹏,钱七虎,等. 深部巷道围岩分区破裂化现象现场监测研究[J]. 岩石力学与工程学报,2008,27(8):1545-1553.

LI Shucai,WANG Hanpeng,QIAN Qihu,et al. In-situ monitoring research on zonal disintegration of surrounding rock mass in deep mine roadways[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2008,27(8):1545-1553.

[30] 杨仁树,薛华俊,郭东明,等. 复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制[J]. 煤炭学报,2015,40(10):2234-2242.

YANG Renshu,XUE Huajun,GUO Dongming,et al. Failure mechanism of surrounding rock of large section chambers in complex rock formations and its control[J]. Journal of China Coal Society,2015,40(10):2234-2242.

[31] 柏建彪,王襄禹,贾明魁,等. 深部软岩巷道支护原理及应用[J]. 岩土工程学报,2008,30(5):632-635.

BAI Jianbiao,WANG Xiangyu,JIA Mingkui,et al. Theory and application of supporting in deep soft roadways[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2008,30(5):632-635.

[32] 谭云亮,范德源,刘学生,等. 煤矿超大断面硐室判别方法及其工程特征[J]. 采矿与安全工程学报,2020,37(1):23-31.

TAN Yunliang,FAN Deyuan,LIU Xuesheng,et al. Discrimination method and engineering characteristics of super large section chamber in coal mine[J]. Journal of Mining and Safety Engineering,2020,37(1):23-31.

[33] 张俊文,霍英昊. 深部砂岩分级增量加卸载蠕变特性研究[J/OL]. 煤炭学报,2021. doi:10. 13225/j. cnki. jccs. YT21. 0039.

ZHANG Junwen,HUO Yinghao. Study on creep behavior of deep sandstones under stepwise incremental loading and unloading condition[J/OL]. Journal of China Coal Society,2021. doi:10. 13225/j. cnki. jccs. YT21. 0039.

[34] 张俊文,宋治祥. 深部砂岩三轴加卸载力学响应及其破坏特征[J]. 采矿与安全工程学报,2020,37(2):409-418,428.

ZHANG Junwen,SONG Zhixiang. Mechanical response and failure characteristics of deep sandstone under triaxial loading and unloading[J]. Journal of Mining and Safety Engineering,2020,37(2):409-418,428.

[35] 邱鹏奇,宁建国,王俊,等. 冲击动载作用下加锚岩体抗冲时效实验研究[J]. 煤炭学报,2021,46(11):3433-3444.

QIU Pengqi,NING Jianguo,WANG Jun,et al. Experimental study on impact resistance timeliness of bolted rock under dynamic load[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(11):3433-3444.

[36] LIU Xuesheng,NING Jianguo,TAN Yunliang,et al. Damage constitutive model based on energy dissipation for intact rock subjected to cyclic loading[J]. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2016,85:27-32.

[37] 陈艾. 宁东矿区典型软岩回采巷道底臌失稳机理与安全控制技术[D]. 青岛:山东科技大学,2021.

CHEN Ai. Instability mechanism and safety control technology of floor heave in typical soft rock roadway in Ningdong mining area[D]. Qingdao:Shandong University of Science and Technology,2021.

[38] LIU Xuesheng,FAN Deyuan,TAN Yunliang,et al. Failure evolution and instability mechanism of surrounding rock for close-distance chambers with super-large section in deep coal mines[J]. International Journal of Geomechanics,2021,21(5):04021049.

[39] PARK S,KIM JS,KWON S. Investigation of the development of an excavation damaged zone and its influence on the mechanical behaviors of a blasted tunnel[J]. Geosystem Engineering,2018,21(3):165-181.

[40] 刘泉声,罗慈友,彭星新,等. 软岩现场流变试验及非线性分数阶蠕变模型[J]. 煤炭学报,2020,45(4):1348-1356.

LIU Quansheng,LUO Ciyou,PENG Xingxin,et al. Research on field rheological test and nonlinear fractional derivative creep model of weak rock mass[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(4):1348-1356.

[41] 赵光明,许文松,孟祥瑞,等. 扰动诱发高应力岩体开挖卸荷围岩失稳机制[J]. 煤炭学报,2020,45(3):936-948.

ZHAO Guangming,XU Wensong,MENG Xiangrui,et al. Instability mechanism of high stress rock mass under excavation and unloading induced by disturbance[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(3):936-948.

[42] 左建平,魏旭,王军,等. 深部巷道围岩梯度破坏机理及模型研究[J]. 中国矿业大学学报,2018,47(3):478-485.

ZUO Jianping,WEI Xu,WANG Jun,et al. Investigation of failure mechanism and model for rocks in deep roadway under stress gradient effect[J]. Journal of China University of Mining and Technology,2018,47(3):478-485.

[43] 宁建国. 岩体力学[M]. 北京:煤炭工业出版社,2014:150-151.

[44] GAO Rui,XIA Hongchun,FANG Kun,et al. Dome roof fall geohazards of full-seam chamber with ultra-large section in coal mine[J]. Applied Sciences,2019,9(18):3891.

[45] TAN Yunliang,WANG Honglei,FAN Deyuan,et al. Stability analysis and determination of deep large-section multi-chamber group in coal mine[J]. Geomechanics and Geophysics for Geo-Energy and Geo-Resources,2021,8(1):14-28.

[46] 何满潮,李国峰,任爱武,等. 深部软岩巷道立体交叉硐室群稳定性分析[J]. 中国矿业大学学报,2008,37(2):167-170.

HE Manchao,LI Guofeng,REN Aiwu,et al. Analysis of the stability ofintersecting chambers in deep soft-rock roadway construction[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2008,37(2):167-170.

[47] 王其洲,谢文兵,荆升国,等. 构造复杂区硐室群围岩失稳机理及控制技术研究[J]. 采矿与安全工程学报,2014,31(2):263-269.

WANG Qizhou,XIE Wenbing,JING Shengguo,et al. Instability mechanism and control technology of chamber group surrounding rock in complex structural area[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(2):263-269.

[48] DUAN Kang,JI Yinlin,WU Wei,et al. Unloading-induced failure of brittle rock and implications for excavation induced strain burst[J]. Tunnelling and Underground Space Technology,2019,84:495-506.

[49] 刘学生,范德源,谭云亮,等. 深部动载作用下超大断面硐室群锚固围岩破坏失稳机理研究[J]. 岩土力学,2021,42(12):1-12.

LIU Xuesheng,FAN Deyuan,TAN Yunliang,et al. Failure and instability mechanism of anchored surrounding rock for deep chamber group with super-large section under dynamic disturbances[J]. Rock and Soil Mechanics,2021,42(12):1-12.

[50] 宁建国,邱鹏奇,杨书浩,等. 深部大断面硐室动静载作用下锚固承载结构稳定机理研究[J]. 采矿与安全工程学报,2020,37(1):50-61.

NING Jianguo,QIU Pengqi,YANG Shuhao,et al. Damage mechanism and support of surrounding rock anchorage structure of deep large section chamber under static-dynamic coupling loading[J]. Journal of Mining and Safety Engineering,2020,37(1):50-61.

[51] 吕萧,曹梅青,谢鲲,等. 温轧TWIP钢芯三层板的组织和力学性能[J]. 热加工工艺,2020,49(13):10-14,18.

LYU Xiao,CAO Meiqing,XIE Kun,et al. Microstructure and mechanical properties of warm-rolled TWIP-steel core three-layer sheets[J]. Hot Working Technology,2020,49(13):10-14,18.

[52] XIA Pengcheng,LI Ye,XIE Kun,et al. Effect of plasma cladding speed on the microstructure and properties of ZrC-ZrB2/NiAl coating[J]. Materials Research-Ibero-American Journal of Materials,2021,24(4):e20200535.

[53] 刘学生,范德源,谭云亮,等. 用于围岩大变形的拉压耦合让压吸能注浆锚杆及工作方法[P]. 中国专利:ZL201811612956. 1,2020-04-24.

[54] 姚强岭,李学华,朱柳,等. 煤岩体地质力学参数原位测试系统开发与应用[J]. 中国矿业大学学报,2019,48(6):1169-1176.

YAO Qiangling,LI Xuehua,ZHU Liu,et al. Development and application of in-situ testing system for geomechanical parameters of coal and rock mass[J]. Journal of China University of Mining and Technology,2019,48(6):1169-1176.