巷道安全、稳定支护是煤矿开采的首要关键技术。我国每年新掘巷道长达6 000 km[1]，然而，巷道支护中围岩稳定性问题往往是多种因素耦合作用，巷道变形特征在不同地质条件下具有不同的特性及机理[2-5]。王炯等[6]通过数值模拟及工程试验，分析得出非对称破坏主要表现为围岩结构的非对称性影响下产生的不同岩层间的剪切滑移变形及高应力作用下的软弱岩层挤出变形等错位变形。何富连等[7]建立基本顶对直接顶倾斜挤压应力的窄煤柱综放煤巷直接顶力学模型，得出巷道顶板最大变形区域。苏学贵等[8]采用相似模拟试验、数值模拟和工程测试等方法，分析不规则梯形与拱形巷道在常规对称支护和非对称强力支护条件下围岩应力、位移等变化规律得出巷道围岩结构和应力分布的非对称性是造成巷道非对称性破坏的根本原因。对于急倾斜煤层而言，随着开采水平向下延伸，巷道的围岩松动圈逐渐增大，变形机理复杂，难以维护[9-10]。针对急倾斜煤层巷道支护，许多专家从多方面对其进行了研究。黄庆享等[11]通过现场观测发现顶底板松软的急倾斜煤层巷道基本破坏特征为非对称变形，采用物理相似模拟及数值模拟揭示了顶帮下挫和底帮下滑式的非对称变形机理，指出了巷道主要为拉破坏和剪破坏，支护的重点区域是巷道顶板和底帮上部;伍永平等[12]以赵家坝煤矿64°煤层3964运输平巷为研究背景，提出了“锚网索非对称耦合支护技术”。郑朋强等[13]通过对高地应力深部急倾斜煤层巷道支护数值模拟研究，提出了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆(索)支护。常聚才等[14]在急倾斜煤层锚网索支护全煤巷道中提出急倾斜煤层的巷道支护重点应该从控顶护帮向控帮护顶转变。曹民远等[15]对乌东煤矿掘进巷道影响因素分析，得出造成乌东煤矿南采区掘进巷道冲击显现的主要因素为开采扰动和高水平地应力，通过优化掘进布局有效的解决了上下分段采掘相向导致的应力集中问题。王宇锋等[16]采用物理相似模拟研究无煤柱穿越煤层巷道的稳定性，提出了在煤层交界面区域支护结构应具备柔性及可伸缩性。王宁波等[17]基于钻孔应力监测、声波探测、光学钻孔摄像等监测方法，发现了在急倾斜特厚煤层中巷道围岩破碎具有分区分布特性。

从以上研究可以看出，学者已经对急倾斜煤层巷道支护进行了大量的研究，运用物理相似模拟及数值模拟得出了许多有意义的结论，但针对急倾斜煤层巷道支护鲜有学者从力学角度分析巷道受力特征。笔者将依托神华新疆能源有限责任公司乌东煤矿西区+469 m水平B3-6工作面两条全煤巷的巷道断面形状、围岩变形特点、支护结构及受力状态开展现场监测及分析，根据该急倾斜煤层回采巷道变形特点，提出“非均布载荷下的非对称三铰拱”巷道受力模型，并采用数值模拟分析巷道变形破坏特征，掌握巷道变形机理，研究成果将对相似条件的巷道支护具有重要的借鉴意义。

1 工程概况

1.1 地质条件

乌东煤矿西区位于乌鲁木齐东北郊八道湾向斜南翼，含煤地层为西山窑组，单斜构造，B3-6煤层平均厚度53.6 m，煤层倾角87°，属急倾斜特厚煤层。采用水平分段综采放顶煤开采工艺，段高24 m，采3 m，放21 m，采放比1∶7，现阶段开采水平已延伸至+469 m，开采深度330 m左右。垂直应力4.8 MPa，水平构造应力8.7 MPa，与煤层走向夹角88°，水平构造应力为垂直应力的1.81倍。北部为煤层顶板，南部为煤层底板，顶底板岩性较强，均为粉砂岩，煤体较为松软。运输巷和回风巷均在煤体内掘进，B6巷距顶板侧1 m左右，B3巷距底板1m左右。根据+469 m水平B3-6煤层综合柱状图绘制巷道地质情况，如图1所示。

1.2 巷道变形及围岩应力结构分析

1.2.1 巷道非对称变形破坏特点

东翼+469 m水平B6及B3巷均采用锚网支护，巷道断面形状为“三心拱”，净断面积13.87 m2。锚杆采用φ20 mm×2 500 mm等强锚杆，锚杆间排距为800 mm×800 mm，锚网采用冷拔丝网支护，锚索采用φ17.8 mm×9 000 mm的钢绞线，锚索间排距为2 000 mm×2 400 mm，如图2所示。由于巷道埋藏较深[18]，矿压显现较为剧烈，巷道变形破坏严重，在未受采动影响的前提下，已经发生严重变形，常发现锚杆、托盘崩落现象，B6巷道北帮向南帮严重倾斜，帮鼓最大达0.83 m，巷道顶部中线向南侧偏移0.6 m，整体呈现“北压南”的非对称破坏趋势如图2，3所示;B3巷则与B6巷相反，呈现南压北趋势，且整体收缩变形相比于B6巷更甚。

1.2.2 巷道断面受力分析

为研究两条全煤巷断面形成机理，选取B6巷一个巷道断面，对其进行锚杆受力分析。现场锚杆布置如图4所示，由北向南锚杆编号依次为1至14号，共14根锚杆，2 d观测一次监测数据。图5为锚杆受力分析曲线，从图4可以看出，整体锚杆在6～12 d受力增速加快，在14 d后增速放缓，锚杆整体受力特性为北帮>顶部>南帮，尤其以北帮与顶部肩角最甚，最大值分别为5号和4号锚杆，分析原因为急倾斜煤层在开挖过程中，北帮及上覆顶板岩层滑移挤压，以及巷道北帮及顶部受水平应力挤压引起煤体破碎膨胀作用，导致北帮及顶部锚杆承受较大的载荷。

1.2.3 巷道围岩稳定性评估

在+469 m水平B6巷及B3巷进行多组钻孔窥视和松动圈监测，得出了两巷裂隙发育及松动圈的分布特征:① B6巷(图6(a))监测表明北帮的0.8 m范围内煤体松动较为严重，南帮7.2 m左右波速变化剧烈，围岩稳定性较差，其余部分稳定。巷道南帮4 m处同样处在松动状态，该处是第1、第2裂隙带和完整无裂隙带的结合处，松动圈范围最大。总体松动范围北小南大;② B3巷(图6(b))监测表明北帮0～3.0 m左右松动，7.6～9.0 m围岩状态与0～3.0 m相同，其余部分稳定，依据裂隙带演化结合处可能松动的判据，分析认为南帮1.5～2.0 m松动，事实上该处位于第1裂隙带、完整无裂隙带、第3裂隙带的结合处，松动的可能性最大;巷道北帮0～3.0，7.6～9.0 m处于松动状态，其他位置煤岩体稳定性较好。总体松动范围北大南小。这是由于B6巷北帮为坚硬的细砂岩以及B3巷南帮为坚硬粉砂岩所致。

2 巷道受力分析

由地质条件、锚杆受力以及巷道围岩稳定性评估特点可知，急倾斜煤层巷道两帮由于岩性差异导致巷道围岩稳定性呈现“偏压”的非对称结构，巷道顶部由于倾角的存在导致B6巷道顶部北帮压力大于南帮，B3巷道顶部压力南帮大于北帮。如图7所示，以B6巷受力模型为例，简化巷道顶部受力为非均布载荷，巷道顶部中轴线向南偏移;巷道北帮侧为坚硬岩层约束，靠北帮肩角为固定脚支座;巷道南帮侧为相对松软煤体，靠南帮肩角为固定脚支座。B3巷与之相反。因此急倾斜煤层巷道受力特点可概化为典型的非对称且受非均布载荷作用下的三铰拱结构[19]。

2.1 外力分析

三铰拱是由两根曲杆与肩角之间按“三钢片规则”组成静定结构，A，B两支座反力RA，RB分解为水平支座反力(H)及垂直支座反力(V);f为拱高;l，l1，l2分别为拱长、CA垂直距离、CB垂直距离;K为任意截面;xK，yK为K截面拱的坐标，q1，q2为非均布载荷的最大值与最小值。

考虑全拱的整体平衡，由力矩平衡条件∑MA=0及∑MB=0可求得两支座的垂直反力分别为

(1)

式中，为与“三铰拱”对应的简支梁支座竖向反力。

由力矩平衡条件∑MC=0可求得水平力为

(2)

式中，为与拱相应的简支梁在中轴线C处的弯矩。

因为q1﹥q2，所以VA﹥VB，表明巷道北帮承受的支座反力大于南帮，巷道在掘进之初“三铰拱”呈对称结构，在非对称围岩应力作用下，巷道周边煤体发生蠕变，“对称三铰拱”的中轴线缓慢向应力小的一侧偏移，且有微量下沉，肩角A处支座反力角度减小变为肩角B处支座反力角度增大变为由原始的对称支座反力缓慢变为非对称的支座反力，整个系统形成非对称作用力下的“非对称三铰拱”结构。这样就导致支座反力大的一侧肩角A处以水平剪力及垂直挤压共同存在;支座反力较小的一侧肩角B处以垂直挤压应力为主，水平剪力较小。由于北帮支座反力大于南帮，北帮的肩角低于南帮肩角。

忽略煤体缓慢蠕变过程，水平推力H为与拱相应的简支梁在中轴线C处的弯矩除以拱高f，当上覆煤岩体载荷与拱的跨度l恒定时，即为定值，当巷道拱高f给定时，水平推力H即可确定。表明三铰拱结构的巷道两帮水平推力H仅与上覆煤岩体载荷及3个铰接点的位置有关。当上覆煤岩体载荷及巷道宽度恒定时，巷道两帮水平推力H与拱高f成反比，拱高愈高水平推力愈小。因此，在急倾斜煤层回采巷道设计中，可适当提高拱高，减小水平推力作用，减轻巷道破坏量。

2.2 内力分析

在拱中，规定弯矩为拱内侧受拉为正，剪力为以绕隔离体顺时针转动为正，轴力为以压为正。综上所述，三铰拱在竖向载荷作用下的内力计算公式为

(3)

式中，MK，QK，NK分别为拱上任意截面K处的弯矩、剪力、轴力;为与拱相应的简支梁在任意截面K处的弯矩、剪力;φK为任意截面K与水平方向夹角。巷道上部拱轴线方程经实际测量可近似为一元二次函数:

(4)

任一角φK的正切值为

(5)

则“三铰拱”任意截面K处对应的简支梁弯矩、剪力为

(6)

(7)

则巷道顶部内力如图8所示。

由图8可知，在巷道南帮肩角处，弯矩为最大点，剪力方向垂直向下，轴力垂直于巷道拱线，南帮在三者耦合作用下，南帮煤体以上下挤压应力为主易发生煤体膨胀帮臌;巷道北帮肩角处弯矩、剪力都为0，轴力为最大值，方向垂直于巷道拱线，呈向内掏槽式，造成破碎煤体发生向内剪切滑移错位造成内凹、下滑，不会造成帮臌，因此巷道北帮呈现内扩式发展。

2.3 合理巷道断面

在三铰拱巷道断面中，当拱的轴线与上覆煤岩体压力线完全重合时，在巷道断面上各截面的弯矩与剪力全为0，只存在轴力。此时，巷道拱顶上的正应力是均匀分布的，仅从力学角度分析，这是最经济实用的，称这样的拱轴线为合理拱轴线。合理拱轴线的方程可根据弯矩为0的条件来确定。

(8)

在上覆煤岩体载荷作用下，合理拱轴线方程可由式(8)求得

(0≤x≤l)

(9)

根据式(1)，(2)可知，l愈小，两段支座反力愈小;f愈大，水平推力愈小。由图3可知，取q1=95 kN，q2=70 kN，l=4.8 m，原设计f=1 m，现改为f=1.5 m，代入式(9)，则合理拱图像如图9所示。

由图9与图3对比可知，巷道破坏变形后的形状特征即为合理拱轴线，表明非对称载荷作用下的巷道变形即为“非对称三铰斜拱”。

3 巷道支护三维有限差分数值模拟

3.1 计算模型建立

采用三维有限差分数值模拟软件(FLAC3D)，对典型急倾斜煤层地质条件下(87°，63°，45°)的巷道开挖进行模拟。x方向为煤岩层倾斜方向，y方向为煤岩层走向方向，z方向为埋深。计算过程中，模型边界采用法向位移、应力约束，模型上表面施加4 MPa的上覆煤岩层压力，本次模拟采用Mohr-Coulomb模型，根据现场地质调查及室内岩石力学测定，各煤岩体力学参数进行了适当的折减[20](表1)。

3.2 数值计算结果分析

3.2.1 应力场分析

应力集中是巷道发生变形的力源，巷道围岩塑性区分布特征与位移特征变化的本质都是该区域应力集中。图10为巷道开挖后围岩应力分布情况。由于急倾斜煤层开采犹如掏取夹心饼干的心，软弱煤层夹持于两侧的坚硬顶板之间，在上层多个分段回采过后上部形成松散体，垂直应力传播绕过松散体集中在两巷坚硬的顶底板侧，B6巷北帮为13.5 MPa，应力集中系数为原岩应力的2.8倍，B3巷南帮为24.0 MPa，应力集中系数为原岩应力的5.0倍。水平应力主要集中在两巷顶部的未开采煤体及巷道底板，顶部水平应力最大值达到21.78 MPa，应力集中系数为原岩应力的2.5倍，巷道底板水平应力最大值达到17.5 MPa，应力集中系数为原岩应力的2.0倍。在宏观上解释了B6巷形成偏南的“非对称三铰拱”，而B3巷形成了偏北的“非对称三铰拱”，且由于B3巷应力集中程度明显大于B6巷，因此B3巷的巷道变形量也明显甚于B6巷。

为研究煤层倾角对巷道变形的影响，选取典型的煤层倾角87°，63°，45°分别建立计算模型，煤层厚度47.7 m，巷道埋深330 m。图10(a)，11反映了不同倾角条件下的垂直应力分布演化规律。可看出:在87°煤层中，2条巷道周边应力分布呈现一定的对称性，各自围岩应力分布又呈现非对称性，B6巷上北侧11.5 MPa、下北侧11.3 MPa应力值大于上南侧6.8 MPa、下南侧5.5 MPa，B3巷上南侧22.6 MPa、下南侧21.4 MPa应力值大于上北侧6.5 MPa、下北侧7.6 MPa，且2巷道之间出现应力集中贯通带;在63°煤层中，2条巷道周边应力分布对称性已不存在，相比于87°煤层B6巷上北侧应力值12.3 MPa、下北侧应力值11.8 MPa、上南侧8.3 MPa、下南侧6.3 MPa，B3巷上南侧19.4 MPa、下南侧18.3 MPa、上北侧4.5 MPa、下北侧6.3 MPa;在45°煤层中，B6巷上北侧应力值12.7 MPa、下北侧应力值11.6 MPa、上南侧9.5 MPa、下南侧4.2 MPa，B3巷上南侧13.1 MPa、下南侧9.9 MPa、上北侧3.6 MPa、下北侧7.6 MPa。

由此可知，在急倾斜特厚煤层水平分段开采中，随着煤层倾角的减小，靠近顶板侧的巷道应力集中程度愈大，巷道围岩应力分布呈现非对称性也愈明显;随着煤层倾角的减小，2条巷道围岩应力分布由对称性逐渐变为一致性，且顶板侧巷道应力集中程度愈大，底板侧巷道应力集中程度愈小。

3.2.2 塑性区分布特征

巷道开挖后将导致围岩应力重新分布，巷道两侧及顶部在应力集中作用下使围岩达到强度极限，进而发生塑性变形，造成巷道底臌帮臌变形等现象。急倾斜煤层回采2条巷道塑性区基本呈对称式分布，单条巷道塑性区呈煤体侧上角与下角对角式分布，整个有沿煤岩体交界面层理发育的趋势，B6巷的最大塑性区在南帮肩角处，为7.5 m，B3巷最大塑性区在北帮肩角处，为6.4 m，基本与第2节的围岩稳定性评估结果一致。

4 断面优化及支护参数设计

4.1 巷道断面优化

B6巷道南帮在弯矩、轴力及剪力3者共同作用下，南帮臌出在0.3～0.7 m;北侧顶板在非对称力作用下顶板下沉0.2～0.5 m，北帮主要以内扩下沉为主，因此巷道的断面设计应当加强南帮的稳定性，并适应顶煤的稳定性。由式(5)可知，巷道拱高愈高，可适当减小水平推力作用，因此，拱高由原来的1.0 m增至1.5 m，使顶部形成明显的拱结构以增强顶部稳定性，减小水平推力，并适应顶部下沉趋势。

4.2 支护参数设计

根据现场实测及数值模拟分析，B6巷及B3巷的塑性区呈现为非对称结构，原因来自于2方面:① 巷道沿煤层边界走向掘进，巷道一侧为坚硬岩层，一侧为软弱煤体;② 由于煤层倾角极大，采用水平分段回采设计，巷道顶板侧应力集中程度大，煤体侧相对较小，呈现应力集中的不对称性。破坏的主要机理为煤体侧弯矩及剪力达到最大值，轴力接近最大值，使得巷道煤体侧帮臌异常严重;在上覆煤岩体非对称力作用下坚硬岩层侧顶拱下滑偏移，造成坚硬岩层侧帮部内扩，因此巷道支护的重点为坚硬岩层侧的顶拱肩角处及煤体侧肩角和帮部。在原支护的基础上提出可缩性U型钢与非对称性预应力锚杆(索)支护的全新支护加固方案，以B6巷为例支护参数为:① 锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，尺寸φ20 mm×2 500 mm，巷道右帮(南帮)锚杆间距0.6 m，左帮(北帮)锚杆间距0.8 m，左侧顶部间距0.8 m，右侧顶部间距1 m;② 锚索采用三根尺寸为φ17.8 mm×9 000 mm锚索，2根在左侧顶部与左侧上覆稳定坚硬顶板连接，1根在右侧顶部与上覆稳定煤体连接;③ 在有上覆煤柱情况及应力集中区可辅以采用U型钢支护。在锚杆支护条件下，巷道仍有最大18%的围岩收缩，为保证巷道的有效断面，可预留适当的收缩变形量。

4.3 非对称支护效果检验

为了验证新方案支护效果，对+443 mB6巷掘进过程中进行矿压监测。支护初期(20 d)顶底板平均相对移近速度为 3 mm/d，两帮平均收敛速度2 mm/d;40 d 后巷道变形趋于稳定，顶底板最大相对收敛量为 121 mm，两帮相对收敛量84 mm。矿压监测表明，+443 mB6巷采用非对称支护后，围岩变形量均控制在安全范围之内，实现了对煤巷围岩的有效控制。

5 结 论

(1)急倾斜特厚煤层水平分段回采巷道变形和破坏具有非对称特性，表现为坚硬岩层侧帮部沿层理滑移内扩，煤体侧帮部挤出帮臌;坚硬岩层侧顶部下沉量大于煤体侧，且巷道中轴线偏向煤体侧，2条回采巷道的塑性区以煤体为中轴线呈对称分布。

(2)现场实测巷道顶部受力情况可近似为线性非均布载荷，急倾斜煤层巷道发生非对称变形机理为:在非均布载荷的作用下，巷道两侧肩角支座反力倾角及大小发生变化，坚硬岩层侧支座反力大于煤体侧，倾角为煤体侧大于坚硬岩层侧，坚硬岩层侧帮部在小角度大应力作用下沿层理滑移、下沉、内扩，煤体侧帮部在近乎垂直角度作用力下使帮部煤体挤出帮臌。

(3)急倾斜煤层巷道“非对称三铰拱”从坚硬岩层侧向煤体侧弯矩一直增大;剪力呈现为先增大后减小再增大的趋势，且在二次增大时方向改变，方向改变处基本为巷道轴线向煤体侧的偏移量;轴力呈现为抛物线形式的先减小后增大。在非均布载荷作用下的巷道最优合理断面即为“非对称三铰斜拱”。

(4)急倾斜煤层巷道非对称变形破坏随着煤层角度的减小表现为顶板侧巷道变形破坏越来越严重，底板侧巷道变形破坏越来越轻微。

(5)对于非对称变形巷道，合理优化支护断面形状，提高拱高以减小巷道水平推力;提出可缩性U型钢与非对称性预应力锚杆(索)支护，重点加强巷道煤体侧帮部及坚硬岩层侧顶部支护。

参考文献:

[1] 刘国磊.钢管混凝土支架性能与软岩巷道承压环强化支护理论研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2013.

LIU Guolei.Research on steel tube confined concrete supports capability and soft rock roadway compression ring strengthening supporting theory[D].Beijing:China University of Mining and Technology(Beijing),2013.

[2] 张子飞,贺安民.浅埋煤层柔模混凝土沿空留巷支护及稳定性分析[J].煤炭科学技术,2013,41(9):24-28.

ZHANG Zifei,HE Anmin.Analysis of surrounding support and stability on gob-side entry retaining with flexible-formwork concrete in shallow seam[J].Coal Science and Technology,2013,41(9):24-28.

[3] 余伟健,王卫军,黄文忠,等.高应力软岩巷道变形与破坏机制及返修控制技术[J].煤炭学报,2014,39(4):614-623.

YU Weijian,WANG Weijun,HUANG Wenzhong,et al.Deformation mechanism and rework control technology of high stress and soft rock roadway[J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):614-623.

[4] 苏学贵,宋选民,李浩春,等.特厚松软复合顶板巷道拱-梁耦合支护结构的构建及应用研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(9):1828-1836.

SU Xuegui,SONG Xuanmin,LI Haochun,et al.Study on coupled arch-beam support structure of roadway with extra-thick soft compound roof[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(9):1828-1836.

[5] 余伟健,冯涛,王卫军,等.南方复杂条件下的薄煤层开采巷道围岩支护问题及对策[J].煤炭学报,2015,40(10):2370-2379.

YU Weijian,FENG Tao,WANG Weijun,et al.Support problems and solutions of roadway surrounding rock for thin coal seams under complex conditions in Southern China[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10):2370-2379.

[6] 王炯,郭志飚,蔡峰,等.深部穿层巷道非对称变形机理及控制对策研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(1):28-33.

WANG Jiong,GUO Zhibiao,CAI Feng,et al.Study on the asymme- tric deformation mechanism and control countermeasures of deep layers roadway[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(1):28-33.

[7] 何富连,高峰,孙运江,等.窄煤柱综放煤巷钢梁桁架非对称支护机理及应用[J].煤炭学报,2015,40(10):2296-2302.

HE Fulian,GAO Feng,SUN Yunjiang,et al.Multiple-cable-girder- truss asymmetric support mechanism and its application in the roadway of fully mechanized top coal caving facewith narrow coal pillar[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10):2296-2302.

[8] 苏学贵,宋选民,李浩春,等.特厚倾斜复合顶板巷道破坏特征与稳定性控制[J].采矿与安全工程学报,2016,33(2):244-252.

SUN Xuegui,SONG Xuanmin,LI Haochun,et al.Study on roadway damage characteristics and stability control of extra-thick inclined compound roof[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(2):244-252.

[9] 王建鹏,张军.急倾斜煤层围岩活动规律及煤柱合理宽度研究[J].煤炭科学技术,2014,42(1):27-29,33.

WANG Jianpeng,ZHANG Jun.Research on law of surrounding rock movement and rational coal pillar width determination in steep seam[J].Coal Science and Technology,2014,42(1):27-29,33.

[10] 鞠文君,李前,魏东,等.急倾斜特厚煤层水平分层开采矿压特征[J].煤炭学报,2006,31(5):558-561.

JU Wenjun,LI Qian,WEI Dong,et al.Pressure character in caving steep-inclined and extremely thick coal seam with horizontally grouped top-coaldrawing mining method[J].Journal of China Coal Society,2006,31(5):558-561.

[11] 黄庆享,董伯林,陈国红,等.急倾斜软煤巷道破坏机理及锚网支护设计[J].采矿与安全工程学报,2006,23(3):333-336.

HUANG Qingxiang,DONG Bolin,CHEN Guohong,et al.Failure mechanism of entry in steep soft seam and bolting design[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2006,23(3):333-336.

[12] 伍永平,张永涛,解盘石,等.急倾斜煤层巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究[J].煤炭工程,2012,44(1):92-95.

WU Yongping,ZHANG Yongtao,XIE Panshi,et al.Study on surrounding rock deformation failure features and support technology of gateway in steep inclined seam[J].Coal Engineering,2012,44(1):92-95.

[13] 郑朋强,陈卫忠,袁敬强,等.深部急倾斜煤层偏压巷道支护参数优化研究[J].岩土力学,2014,35(S2):429-436.

ZHENG Pengqiang,CHEN Weizhong,YUAN Jingqiang,et al.Study of parameter optimization of support in deep steeply inclined roadway with unsymmetrical loadings[J].Rock and Soil Mechanics,2014,35(S2):429-436.

[14] 常聚才,谢广祥,罗勇,等.急倾斜煤层全煤巷道锚网索支护参数设计[J].煤炭科学技术,2007,35(1):46-48.

CHANG Jucai,XIE Guangxiang,LUO Yong,et al.Design on bolt steel mesh and anchor support parameters for steep inclined seam gateway[J].Coal Science and Technology,2007,35(1):46-48.

[15] 曹民远,孙秉成,刘旭东.急倾斜煤层高应力条件让压掘进巷道布局优化[J].煤炭工程,2017,49(S2):14-17,21.

CAO Minyuan,SUN Bingcheng,LIU Xudong.Layout optimization of post-weighting excavation roadway under high stress steep coal seam[J].Coal Engineering,2017,49(S2):14-17,21.

[16] 王宇锋,王飞,张洪乐.急倾斜煤层巷道支护结构轴向变形模拟试验[J].煤炭科学技术,2011,39(5):37-40,72.

WANG Yufeng,WANG Fei,ZHANG Hongle.Axial deformation simulation test of support structure for gateway in steep inclined seam[J].Coal Science and Technology,2011,39(5):37-40,72.

[17] 王宁波,张农,崔峰,等.急倾斜特厚煤层综放工作面采场运移与巷道围岩破裂特征[J].煤炭学报,2013,38(8):1312-1318.

WANG Ningbo,ZHANG Nong,CUI Feng,et al.Characteristics of stope migration and roadway surrounding rock fracture for fully-mechanized top-coal caving face in steeply dipping and extra-thick coal seam[J].Journal of China Coal Society,2013,38(8):1312-1318.

[18] 来兴平,孙欢,蔡明,等.急斜煤层浅转深综放开采煤岩动力灾害诱发机理[J].西安科技大学学报,2017,37(3):305-311.

LAI Xingping,SUN Huan,CAI Ming,et al.Mechanism of dynamic hazards due to coal and rock mass instability in extremely steep coal seams with the deepening mining[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2017,37(3):305-311.

[19] 魏德敏.拱的非线性理论及其应用[M].北京:科学出版社，2004:38-42.

[20] XIE H P,CHEN Z H,WANG J C.Threedimensional numerical analysis of deformation and failure during top coal caving[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Science,1999,36(5):651-656.