高应力软岩巷道巷外掘巷卸压及二次支护技术毕业设计论文.docx

高应力软岩巷道巷外掘巷卸压
及二次支护技术
摘要
随着矿井开采深度的增加，深部高应力软岩巷道受各种因素的影响，变形越来越剧烈，破坏严重，其支护问题越来越突出。本文通过理论分析，数值模拟，现场试验等方式对朱集东矿-885轨道大巷进行研究，得出以下结论：
（1）朱集东矿-885轨道大巷具有大变形流变性、巷内支护严重破坏以及巷道围岩破碎的特征，是典型的深部高应力软岩巷道。造成其坏的原因为：巷道围岩应力场复杂、支护结构不合理、巷道围岩的物理及力学特性以及受采动的影响；
（2）通过理论分析及数值模拟可知：深部高应力软岩巷道的变形与巷道支护阻力，围岩岩性，受力状态以及支护方式有关；在高应力的作用下，从软岩巷道开挖后的10天到70天，巷道顶底板位移随时间呈现线性逐渐增大趋势，巷道的围岩破碎区域也随之不断向深部延伸；
（3）通过对三种卸压方案模拟分析，侧下角卸压最合理。方案三对减小底板的效果比较明显，同时，相对于无卸压条件下，帮部位移量减少36%，底鼓量减少46%；
（4）朱集东矿-885轨道巷道通过锚索梁支护，变被动支护为主动支护，增加巷道的支护阻力，改变U型棚完全被动支护的状态；通过深浅孔注浆，增大巷道围岩圈的自身承载能力，改变软岩巷道的围岩性质，提高了围岩的内聚力和摩擦角，增强自身承载能力，维护了巷道的长期稳定。该二次支护方案在技术上及经济上具有一定的可行性。
该论文有图41幅，表7个，参考文献99篇。
关键词：高应力；软岩巷道；巷外掘巷；二次支护

Abstract
With the increase of mining depth, deep high-stress soft rock roadways is affected by various factors. The deformation is more and more intense, and the damage is serious. The supporting problems are more and more prominent. In my paper, through theoretical analysis, numerical simulation and field test methods and practice of -885 roadway in Zhu Jidong coal mine,the main conclusions are as follows:
(1)-885 roadway is a typical deep high stress soft rock roadways. And its characteristics is support serious damage, large deformation rheological, surrounding rock broken. The cause are the complex stress field of surrounding rock of roadway, the supporting structure unreasonable, the physical and mechanical characteristics of surrounding rock of roadway, and affected by mining;
(2)The theoretical analysis and numerical simulation shows that the deformation of deep high stress soft roadway applys to support resistance of roadway surrounding rock lithology, stress state and related support mode. Under the action of high stress, from the soft rock tunnel excavation after 10 d to 70 d, displacement of roof and floor present a tendency of linear increase gradually, over time to deep roadway surrounding rock broken area grew with extension;
(3)Through simulation analysis of the three types of pressure relief program, coMPared with no pressure relief roadways, side Angle under unloading the most reasonable.Plan three is more noticeable to reduce the effect of the bottom plate. At the same time, relative to the unloading conditions, roof displacement decreased by 23%, and bottom displacement by 40%. For the stress concentration of the buffer, it also has certain effect;
(4) -885 rail roadway by anchor beam supporting, is from the passive support to active support. this way increases the support resistance, and changes the status of u-shaped tent completely passive support. Through hole grouting depth, it can increase the self-bearing capability of roadway surrounding rock circle, change of the nature of the surrounding rock of soft rock roadways, improve the cohesion and friction angle of surrounding rock, improve its carrying capacity, and maintain the long-term stability of the roadway.The secondary support plan in technology and economy has certain feasibility.
The paper has together41 figures,7 tables and 99 references.
Keywords: highstress;soft rock roadway;relieving roadway;secondary support
目录
摘要 I
目录 IV
图清单 VIII
表清单 XI
变量注释表 XII
1 绪论 1
1.1 研究意义 1
1.2 国内外研究现状 3
1.3 存在问题 10
1.4 研究内容与技术路线 11
2试验巷道变形特征及影响因素 13
2.1 -885东一轨道大巷工程地质概况及支护形式 13
2.2大巷破坏特征 15
2.3原因分析 20
2.4 本章小结 21
3深部高应力软岩巷道变形破坏机理 22
3.1高应力作用下的深部软岩巷道变形破坏机理 22
3.2深部高应力软岩巷道变形破坏机理的数值模拟研究 28
3.3巷外掘巷卸压及二次支护技术的提出 32
3.4 本章小结 32
4巷外掘巷技术卸压控制理论与数值模拟分析 34
4.1巷外掘巷卸压法的理论分析 34
4.2不同巷外掘巷卸压法数值模拟方案分析 39
4.3巷外掘巷卸压可行性分析 42
4.4本章小结 43
5二次支护控制蠕变理论分析及方案设计 44
5.1二次支护机理分析 44
5.2二次支护控制蠕变的方案设计 50
5.3二次锚注支护方案可行性分析 55
5.4 本章小结 56
6 结论 57
参考文献 58
作者简历 63
学位论文原创性声明 64
学位论文数据集 65

Contents
Abstract II
Contents IV
List of figures VIII
List of tables XI
List of variables XII
1 Introduction 1
1.1 Research Significance 1
1.2 Research at Home and Abroad 3
1.3 Existing Problem 10
1.4 Research Objectives and Technical Approaches 11
2 Support Analysis on Experimental Tunnel 13
2.1 the Engineering Situation and Program and Parameter Design of -885 Main Entry 13
2.2Damaged Characteristics of Main Road way 15
2.3The Reason Analysis of Destroying Roadway 20
2.4 Brief Summary 21
3 Failure Mechanism of Deep High-stress Soft Rock Roadway 22
3.1Failure Mechanism of Deep Soft Rock Roadway in High Stress 22
3.2Failure Mechanism of Deep High-stress Soft Rock Roadway by Numerical Simulation 28
3.3Putting Forward Relieving Roadway and Secondary Support in High-stress Soft Rock Roadway 32
3.4 Brief Summary 32
4 Mechanism and Numerical Simulation of Relieving Roadway 34
4.1Mechanism of Relieving Roadway 34
4.2Analysis of Different Numerical Simulation Projects of Relieving Roadway 39
4.3Feasibility Analysis of Stress-relief by Relieving Roadway 42
4.4Brief Summary 43
5 the Theoretical Analysis and Project Designed for Controling Creep by Secondary Support 44
5.1the Theoretical Analysis of Secondary Support 44
5.2Project Designed for Controling Creep by Secondary Support 50
5.3Feasibility Analysis of Secondary Support 55
5.4 Brief Summary 56
6 Conclusions 57
References 58
Author Resume 63
Declaration of Thesis Originality 64
Thesis Date Collection 65

图清单
图序号
图名称
页码
图1-1
技术路线
12
Figure1-1
Technology pathway
12
图2-1
朱集东矿北盘区东翼采区巷道群分布图
13
Figure2-1
The distribution of Zhujidong Mine laneways
13
图2-2
-885东一轨道大巷综合柱状图
14
Figure2-2
The histogram of -885 main roadway
14
图2-3
-885轨道大巷初期支护形式
15
Figure2-3
Primary support form of -885 roadway
15
图2-4
-885轨道大巷围岩表面位移情况
16
Figure2-4
Displacement variation chart of -885 main roadway
16
图2-5
-885轨道大巷底鼓破坏现状图
17
Figure2-5
kick drum disrupt the status of -885 main roadway
17
图2-6
轨道大巷支架破坏
18
Figure2-6
Damage of -885 main roadway
18
图2-7
钻孔窥视图像
19
Figure2-7
Images of optical peephole device
19
图3-1
圆形巷道围岩应力状态
23
Figure3-1
Stress state of the surrounding rock of circular roadway
23
图3-2
巷道表面位移量随时间的变化关系
27
Figure3-2
Surrounding rock surface displacement changing with time variation
27
图3-3
数值计算模型
28
Figure3-3
Numerical simulation model
28
图3-4
FLAC3D数值模拟模型
29
Figure3-4
Numerieal simulation model established by FLAC3D
29
图3-5
FLAC3D开挖数值模拟模型
29
Figure3-5
Numerieal simulation model for exeavation by FLAC3D
29
图3-6
垂直位移云图
30
Figure3-6
Vertical displacement cloud picture
30
图3-7
水平位移云图
31
Figure3-7
Horizontal displacement cloud picture
31
图3-8
垂直应力云图
31
Figure3-8
Vertical stress cloud picture
31
图3-9
水平应力云图
31
Figure3-9
Horizontal stress cloud picture
31
图4-1
在巷道一侧有卸压巷道应力分布图
35
Figure4-1
Stress distribution of unloading roadway at the side of the roadway
35
图4-2
卸压巷布置位置图
36
Figure4-2
Location arrangement of relief Lane
36
图4-3
四角卸压巷道布置图
37
Figure4-3
Unloading roadway of four corners layout
37
图4-4
侧帮卸压巷道布置图
38
Figure4-4
Unloading roadway of lateral wall layout
38
图4-5
侧下角卸压巷道布置图
38
Figure4-5
Unloading roadway on the bottom layout
38
图4-6
卸压巷支护示意图
38
Figure 4-6
Figure 4-6 Schematic diagram of unloading lane support
38
图4-7
顶板位移量
39
Figure 4-7
Displacement variation chart of roadway roof
39
图4-8
底板位移量
40
Figure4-8
Displacement variation chart of roadway of floor
40
图4-9
帮部位移量
40
Figure4-9
Displacement variation chart of roadway of roadway sides
40
图4-10
垂直应力云图
41
Figure4-10
Vertical stress cloud picture
41
图4-11
水平应力云图
42
Figure4-11
Horizontal stress cloud picture
42
图5-1
巷道二次破坏
44
Figure 5-1
Second damage of -885 main road way
44
图5-2
弹塑性变形软岩巷道力学模型
45
Figure 5-2
Mechanical model of the elastic-plastic soft rock roadways
45
图5-3
巷道表面位移随时间变化曲线
47
Figure 5-3
Changing curves of the surface displacement of the surrounding rock with time variation
47
图5-4
巷道表面位移速率随时间变化曲线
47
Figure 5-4
Changing curves of the surface deformation rate of the surrounding rock with time variation
47
图5-5
二次锚注方案流程图
51
Figure 5-5
Secondary Support flow chart
51
图5-6
起拱线上方锚索梁加固示意图（仰视图）
51
Figure 5-6
Anchor craning beam reinforce above springing line (bottom view)
51
图5-7
两帮帮部锚索梁加固示意图（仰视图）
52
Figure 5-7
Anchor craning beam reinforce of roadways sides (bottom view)
52
图5-8
巷道底板锁注示意图
52
Figure 5-8
grouting schematic diagram of roadway floor
52
图5-9
底板注浆管加工示意图
53
Figure 5-9
Machining injection pipe of roadway floor schematic diagram
53
图5-10
浅孔注浆布置示意图
54
Figure 5-10
Shallow hole grouting schematic diagram
54
图5-11
浅孔注浆管加工示意图
54
Figure 5-11
Injection pipe of shallow hole grouting schematic diagram
54
图5-12
深孔注浆布置示意图
55
Figure 5-12
Deep hole grouting schematic diagram
55
图5-13
深孔注浆管加工示意图
55
Figure 5-13
Injection pipe of deep hole grouting schematic diagram
55
表清单
表序号
表名称
页码
表2-1
-885轨道大巷初期支护参数表
15
Table2-1
Parameter table of -885 roadway primary support
15
表3-1
-885轨道大巷围岩参数表
29
Table3-1
Parameters table of -885 roadway rock face
29
表3-2
Burgers数值模拟参数
29
Table3-2
Burgers numerical simulation parameters
29
表5-1
起拱线上方锚索梁规格
51
Table 5-1
Anchor craning beam reinforce parameter above springing line
51
表5-2
帮部锚索梁规格
52
Table 5-2
Anchor craning beam reinforce parameter of roadways sides
52
表5-3
底板锁注方案参数
53
Table 5-3
Grouting reinforce parameter diagram of roadway floor
53
表5-4
注浆材料强度时间表
53
Table 5-4
The relationship between grouting material intensity and time
53

变量注释表

侧压系数

内摩擦角

弹塑区位移

圆形巷道半径
E
弹性模量

塑性区位移

破碎区半径

塑性区半径

支护阻力

切向应力

径向应力

抗压黏弹性常数

抗剪黏弹性常数

巷道围岩的材料常数

偏张量

应力偏张量

应力张量

静水压力

应变张量

平均应变

被保护巷道的掘进断面面积

巷道断面收缩率

卸压巷的高度

加载带的宽度
b
巷道的掘进宽度
R
让压煤柱的极限抗压强度

围岩中的点到巷道中心的距离

巷道断面尺寸

巷道围岩径向位移
G
围岩的剪切弹性模型

常数

常数

巷道原岩应力

支护抗力

上覆岩层容重

泊松比
E
弹性模量
c
内聚力

圆形围岩半径

圆形巷道围岩应变
d
卸压巷道的宽度
H
巷道埋藏深度
Q
让压煤柱最大承载能力
l
巷道宽度

卸压巷距离被保护巷道平距

卸压巷距离被保护巷道法距

径向应变

切向应变

弹性极限压力

应力分量

XIII
1绪论
1 绪论
1 Introduction
1.1 研究意义(Research Significance)
煤炭作为自然赋予人类的主要化石能源资源，长期以来支撑着人类社会的进步和发展。随着人类对煤炭需求量及开采强度的不断增大，浅部煤炭资源日趋减少，煤矿矿井的开采深度不断增加，国内外矿井相继进入了深部资源开采状态[1]。
据不完全统计[1,2]，国外矿井开采深度超过，1000m的金属矿山大约有80多个。南非现有大多数金矿的开采深度都在1000m以下，最大开采深度达3700m（Anglogold西部金矿区）；印度部分金矿（Kolar金矿区）的采深超过2400m；俄罗斯的基洛夫、共产国际（克里沃罗格铁矿区）等8座矿山采准深度已达910m，开拓深度为1570m，未来预计将达到2000-2500m；加拿大、美国、澳大利亚等国的部分有色金属矿山开采深度也超过了l000m。
煤炭是我国的主要能源，煤炭在我国一次性能源结构中约占70%左右，随着国民经济的快速发展，煤炭需求量不断增加。有关资料表明[2]，埋深1000m以下的煤炭资源已采储量约占其总储量的70%左右，深部1000-2000m的煤炭资源将是我国未来主体能源的后备储量；我国已探明的煤炭资源占全世界储存总量的11.1%，埋深1000m以下的煤炭储量为2.95万亿吨，占煤炭资源总储量的53%[1-2]。随着浅部煤炭资源的枯竭，我国煤炭开采逐步转向深部，例如[3-5]长广煤矿开采深度为1000m，门头沟煤矿开采深度为1008m，孙村煤矿开采深度为1055m，冠山煤矿开采深度为1059m，张小楼煤矿开采深度为1100m，赵各庄煤矿开采深度为1159m，采屯煤矿开采深度为1197m。根据目前我国煤炭资源开采状况来看，我国煤矿矿井开采深度以8-12m/a的速度向深部延伸，东部矿井开采深度正以100-250m/(10a)的速度向深部发展，预计在未来20a内我国很多煤矿将进入到1000-1500m的开采深度[5-6]。
随着矿井开采深度的加大，我国许多煤矿都出现了不同程度的软岩问题，煤矿深部软岩问题一直是困扰煤矿安全、高效生产的重大难题之一[7]。有关数据表明，我国煤矿巷道掘进总量约为6000km/a，其中软岩巷道大约占每年巷道掘进总量的28~30%[7]，软岩巷道的返修率高达70%以上[8]，尤其是深部软岩巷道破坏更加严重，深部矿井开采中的软岩问题越来越突出。随着矿井开采深度的增加，深部岩体处于“三高一扰动”的复杂地质力学环境[5]，使得深部岩体的结构特征和力学行为更加复杂，浅部开采中表现为硬岩特性的岩体进入深部开采后相继表现出高地压、大变形、难支护等非线性软岩力学特性[9]，并产生了一系列的工程响应[3-5,9]，如巷道及采场的矿压显现剧烈、巷道围岩大变形、强流变等。随着矿井开采深度的增加，巷道及采场的地应力水平也越来越高，特别是在地质构造活动强烈的地区，残余构造应力较大，水平构造应力往往大于垂直自重应力，形成高水平地应力软岩巷道[10]，这些都增加了软岩巷道地压显现及巷道围岩破坏的剧烈程度，造成深部高应力软岩巷道支护更加困难[11]。
软岩巷道支护[12-13]仍是当今世界采矿及地下工程中的一项重要而及其复杂的技术问题，深部高应力软岩巷道支护是一个重要的研究方向，它是旧矿井向深部拓展及进行深部资源开采的关键性技术之一。国内外许多专家、学者为此进行了大量的理论研究和工程实践，并取得了一些研究成果，但深部高应力软岩巷道支护问题依然面临许多新的难题与挑战，研究深部高应力软岩巷道支护理论和技术己势在必行。
由于深部与浅部在围岩赋存条件上存在根本性差异[5]，浅部低应力软岩巷道围岩稳定性控制理论与技术已经不能完全适应深部高应力软岩巷道围岩稳定控制的要求。因此，研究深部高应力软岩巷道变形破坏特征，分析深部高应力软岩巷道围岩变形破坏机理，加大深部高应力软岩巷道稳定性控制理论研究，加快试验适合深部高应力软岩巷道的支护方式，才能有效地指导深部高应力软岩巷道的设计与施工，为我国矿山深部煤炭资源的安全、高效开采提供理论支持和支护技术保障，这对矿山可持续发展具有重要现实意义和工程应用价值。
总结各种高应力软岩工程的特点，包括以下三个方面[14]：一是岩体的结构和所处的环境，其表现为：软弱、破碎、松散、高地应力等；二是岩体的物理和力学性能，其表现为：低强度、流变、风化、膨胀等；三是围岩的工程特征，其表现为：巷道压力显现强烈，围岩变形具有四周来压和显著的时间效应，初期来压快，变形量大，稳定后围岩仍以一定速度长时间持续大变形，围岩的稳定难以控制。高应力软岩巷道的掘进与维护普遍存在难度大、安全性差等问题。砌碹、金属支架等属于被动支护，若仅依靠支护本身的强度，很难承受高地应力和蠕变的作用。锚杆、锚索虽被认为是主动支护，但因锚固的岩体为一些破碎或松散的岩体，围岩的可锚性较差，很难满足高应力软岩巷道的支护要求。采用常规支护方式的高应力软岩巷道常常处于前掘后卧、前支后修的状态，翻修率达到 70%～90%，多数巷道还需要多次返修、多次支护，有时维护费用比正常掘进的成本还要高，造成巷道施工速度缓慢，支护成本成倍加大。
随着科学技术的进步和对高应力软岩巷道围岩控制理论的研究，世界上主要采煤国在高应力软岩巷道支护上都积累了许多宝贵经验[15-16]。在高应力软岩巷道支护方面，形成了锚喷、锚网喷、锚喷网架、预应力锚索支护系列技术、钢架支护系列技术、钢筋混凝土支护系列技术、料石碹支护系列技术、注浆加固和卸压支护系列技术，在支护形式上一般都遵循着“先让后抗、先柔后刚”的二次支护原则。但高应力软岩巷道支护效果如何，不仅取决于支护方式的选择，还与巷道所处的地质条件、围岩应力状态等有关，而且二次支护原理还多停留在定性讨论和分析阶段，现场施工缺少有效的理论做指导。就目前来讲，对高应力软岩巷道的围岩控制，要么是不能取得预期的支护效果，要么是支护投入太高，远远不能满足矿井高产、高效的这一要求。
因此，针对高应力软岩巷道，选择合理的支护方法，针对具体的围岩应力状态和地质条件确定合理的支护参数，以及探索正确的软岩变形机理和围岩控制理论成为一个急需解决的技术问题。针对此问题进行深入的试验和研究，对促进煤矿深部开采的进一步发展、高应力软岩巷道围岩控制理论的形成和实现高产高效矿井的建设都具有重要的理论意义和实用价值。
1.2 国内外研究现状(Research at Home and Abroad)
1.2.1高应力软岩巷道支护理论研究现状
德国、英国、法国、波兰等西欧国家直至80年代巷道支护仍以金属支架为主，针对对不同的围岩状况采用不同类型的金属支架，在浅部巷道支护中金属支架用量约占支护总量的70%左右，并取得良好的支护效果。随着开采深度的增大，岩体赋存地质条件的复杂，金属支架己不适应煤矿深部开采的需求[17]。20世纪90年代初，美国、澳大利亚等国大力发展高预应力高强锚杆支护技术，在深部（600m以上）巷道支护中取得了良好效果，从而该技术在西方国家的煤矿开采支护中得到普遍应用[18]；美国、澳大利亚在近几十年的煤矿深部井采中，一直以锚喷支护为主体进行联合支护，深部不稳定围岩一般采用锚喷网、组合锚杆（喷网）、高强超长锚杆（喷网）等支护形式，对于深部极不稳定围岩主要采用组合锚杆桁架与锚索支护、锚喷网与锚索联合支护等形式[17]。目前，西欧大多数国家各类型的锚杆支护、锚索支护及联合支护约占软岩巷道支护总量的90%；俄罗斯顿巴斯地区深部巷道以支撑能力大的ACrl、ACr2以及AK新型锚杆，其支撑能力为190-330kN，同时可用高强度托板及钢带，形成锚网带联合支护，取得了良好的支护效果和经济效益；德国是目前世界上煤矿开采深度最大的国家，主要矿井开采深度都已达到1200m左右，深部软岩巷道支护主要采用锚杆、锚索、注浆和封闭型的钢构混凝土衬砌组成的多重高强联合支护，支护效果显著，但导致其开采支护成本昂贵[19]。目前，尽管俄罗斯、西欧国家等对解决深部软岩巷道支护问题进行了较为广泛的研究，也对注浆加固巷道围岩进行了大量的实验室实验和现场工业性试验，但是至今注浆加固技术没有在软岩巷道治理中广泛推广应用。
（1）古典压力理论
20世纪初，以A.Haim（海姆）、W.J.M.Rakine（朗金）和A.H.HHHK（金尼克）理论等[20-23]为代表的古典压力理论认为：作用在支护结构上的压力等于其上覆岩层的自重。区别在于：A.Haim认为侧压系数=1，W.J.M.Rakine（朗金）认为侧压系数，A.H.HHHK认为侧压系数，其中，分别表示岩体的泊松比、内摩擦角、重度。
（2）坍落拱理论
K.Terzaghi（太沙基）和普氏等人[20-23]在古典压力理论的基础上提出了坍落拱理论认为：硐室上部岩体的坍落拱的高度主要与地下工程的围岩性质及其跨度有关。K.Terzaghi认为坍落拱形状为矩形，普氏认为坍落拱形状为抛物线。总的来说，坍落拱理论的最大贡献在于首次提出了巷道围岩具有自身承载能力。
（3）新奥法
20世纪60年代，奥地利工程师L.V.Rabcewicz（拉布西维兹）等人在长期从事隧道施工实践中，从岩石力学的观点出发而提出的一种合理的隧道设计施工方法，称为奥地利隧道新施工方法（New Austrian Tunneling Method， NATM），简称新奥法[24]，它是将岩石力学理论、锚喷支护技术、现场测试技术相结合而形成成的一种新的工程施工方法。概括来说，新奥法[25]是以岩石力学为理论依据，以充分利用围岩的自承能力为出发点，将锚喷支护作为主要的支护手段，及时进行支护，以便控制围岩的变形破坏，使围岩成为支护体系的重要组成部分，形成了围岩—支护为一体的承载结构，共同支撑围岩压力。通过对隧道围岩与支护结构的现场量测，对开挖后隧道围岩进行动态监测，及时反馈围岩一支护承载体的力学动态变化状况，为二次支护提供合理的支护时机；通过监控量测及时反馈的信息来指导隧道及地下工程的设计与施工。
（4）应变控制理论
1978年日本学者山地宏和樱井春辅提出了围岩支护的应变控制理论[20-23]该理论认为：巷道围岩的应变随着支护结构的增大而减小，因此可以通过增加支护结构的强度及刚度，能够有效地将围岩应变控制在容许应变范围之内。
（5）能量支护理论
20世纪70年代，M.D.salamon（萨拉蒙）等人提出了能量支护理论[20-23]，该理论认为：支护结构与围岩相互作用，支护结构与围岩在变形过程中，在巷道开挖后围岩释放部分能量，而支护结构吸收这部分能量，但是总的能量没有变化。可利用支护结构的特点，使支护结构自动吸收并释放围岩传递过来的多余能量。
（6）数值计算法
目前，数值计算方法的发展日趋成熟[26]，主要包括有限元法、有限差分法、离散元法、边界元法、非连续变形方法等，以此为基础的计算软件大量涌现，如ANSYS、FLAC、UDEC等软件都为广大用户所熟知，由于数值计算方法能够在较短的时间内完成大量的计算分析工作，计算成本低、效率高，并将这些软件与一些支护理论相结合，在采矿及地下工程中得到了广泛的应用。
1.2.2应力软岩巷道应力转移技术研究现状
张农教授等[45]通过物理模拟实验显示上行卸压开采顶板岩层运动状况，分析了不同区域顶板巷道的采动破坏特征利用长距离钻孔跟踪探测桃园煤矿上行开采顶板岩体的裂隙发育过程，得到了顶板不同区域巷道围岩的裂隙分区特征，并推断出该特定条件下上覆岩层采动稳定周期为165d；采用FLAC 软件进一步研究了不同侧压系数和采动应力环境下的顶板巷道的椭圆形断面形状，指出底板必要的加固深度为4.0~6.0m，明确了卸压区顶板巷道维护的基本原则和控制方法。
李学华教授等[46]认为煤矿硐室受煤层跨采影响产生的采动应力通常在其原岩应力的3倍以上，这是造成硐室严重底鼓的主要原因。从围岩应力控制的角度出发，提出了控制硐室底鼓的应力转移新技术，即通过在硐室底板掘巷，并结合在底板开掘巷道间、或底角进行松动爆破，形成一定范围的围岩弱化区的方法，这一方法可将硐室围岩附近因开采形成的高采动应力转移到围岩较深部，同时降低采动应力向硐室底板传递的强度，以此使被保护硐室处于应力相对较低的区域中，达到有效控制硐室底鼓的目的。进而利用数值模拟研究的方法对该应力转移技术的主要参数进行了分析和确定了施工方案。工程