深部动压巷道非对称变形力学机制及控制对策

陈上元，宋常胜，郭志飚，王　炯,王　炀

(1.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京　100083；2.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京　100083；3.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作　454000)



深部动压巷道非对称变形力学机制及控制对策

陈上元1,2，宋常胜3，郭志飚1,2，王炯1,2,王炀1,2

(1.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京100083；2.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京100083；3.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作454000)

摘要:为解决深部动压巷道支护的技术难题，以鹤煤九矿东总回风巷为研究背景，针对东总回风巷非对称变形量大且难支护的问题，采用现场调研、工程地质分析、物理相似模拟和现场试验相结合的方法，对巷道变形破坏机理和控制对策进行了研究。研究结果表明：巷道变形破坏受围岩岩性、构造应力、采动应力、重力、地质构造等多种因素影响，其变形力学机制确定为IABIIABDIIIABC型；采动应力造成巷道围岩应力场的大小和方向发生了改变，是巷道产生非对称变形的主要因素。通过选取针对性的控制对策将复合型变形力学机制转化为单一型，提出了“锚网索喷+底角锚杆+全断面注浆+反底拱”非对称耦合控制对策，并在现场进行了应用。相似模拟和现场监测结果显示：该控制对策有效控制了围岩非对称变形，现场应用效果良好。

关键词:深部动压巷道；非对称变形；物理相似模拟；变形力学机制；控制对策

随着大规模的煤炭开采，浅部资源日益减少和枯竭，矿井相继进入深部开采状态[1]。随着矿井开采深度的不断增加，地应力、构造应力和采动应力显著增加，各种非线性大变形力学现象愈加突出[2]，巷道围岩大变形、流变现象层出不穷，巷道往往变形严重，需多次维护和返修，大大制约了矿井的安全生产和经济效益。在矿山开采活动中，由于开采的影响往往会对附近巷道形成应力集中现象，采动压力破坏了原有的应力平衡状态，使巷道围岩压力增大并发生剧烈变形，最终可导致巷道的失稳。

国内外专家学者已在动压巷道的应力状态、变形机理和控制对策方面进行了一些研究。张华磊[3]基于弹性力学理论，建立了采动支承压力传播的力学模型，分析了采动应力在底板中的传播规律，并通过数值模拟和相似模拟方法模拟了煤层群采动应力对底板巷道的影响。陆士良等[4]通过大量的现场实测资料，研究了巷道与上部煤柱边缘间的水平距离、巷道与上部煤层间的垂直距离、围岩岩性以及上部煤层开采状况之间的关系，为巷道与上部回采空间相对位置关系的确定提供了主要依据。王其洲等[5]应用数值模拟和现场实测的方法，研究了动压影响下U型钢架-锚索协同支护作用机理，研究结果显示：巷道通过U型钢架和结构补偿锚索协同作用而形成了一个稳定的支护结构，达到了动压影响下巷道稳定的目的。王卫军等[6]应用理论分析、数值计算和现场试验的方法，系统研究了采动条件下底板应力的分布和传播规律、底板巷道的动态变形破坏特征、失稳机理及其控制技术，认为超前支承压力在底板中的传递对围岩应力分布的显著影响是底板巷道破坏的根本原因，并提出了锚网索+注浆+底板锚索的控制技术。康红普等[7]研究了高预应力锚索在动压巷道中的应用，并取得了良好的现场效果。然而，目前对深部动压巷道破坏机理和控制对策的研究仍然不够充分，且动压巷道所处的地质条件也不尽相同，缺乏系统的控制理论和技术。

鹤壁煤业集团九矿新风井东总回风巷受地质构造和采动压力影响，巷道开掘后处于流变状态、变形量大且表现为非对称性，返修加固后仍变形严重，严重影响了矿井通风安全，成为制约矿井安全生产的主要瓶颈问题。东总回风巷属高应力、强流变深部动压巷道的支护问题，传统的砌碹、架棚、锚注、锚网喷、锚网索喷等支护技术已无法满足支护要求，新的控制对策探索迫在眉睫。本文以鹤煤九矿新风井东总回风巷为研究背景，深入分析了巷道变形力学机制，有针对性地提出了新的耦合控制对策，取得了良好的现场效果。

1工程概况

鹤壁煤业集团九矿新风井东总回风巷位于二1煤层下部约20 m，上端与新风井相连，下端与-420回风暗斜井相连，巷道全长674 m，距地面垂深为607～707 m。

该区地层西部为单斜构造，岩层倾角较大，为20°～33°，中部及东部为龙宫向斜及龙宫背斜，岩层产状变化较大，倾角变缓，为4°～6°。巷道在石炭系太原群上部及二叠系下部山西组岩层中掘进，岩性以灰黑色砂质泥岩、黑色泥岩及薄煤层为主。东总回风巷周围地质构造和采矿条件复杂，掘进区段揭露DF2(倾角70°，落差15 m)和DF3(倾角75°，落差28 m)断层，对掘进和巷道稳定有很大影响；上部工作面正进行回采，采动压力对巷道稳定具有一定的影响。

2变形力学机制分析

2.1变形破坏特征

东总回风巷开掘后采用锚网喷支护，后采用U29型钢进行修复加固，巷道矿压仍显现强烈，通过现场观测调研，发现巷道表现出以下几个变形破坏特征：

(1)巷道围岩变形量大，且表现为非对称性。巷道初期采用锚网喷支护，开掘后一直处于流变状态。在80 d的观测期内，两帮相对移近量最大为580 mm，顶底板相对移近量最大处达1 500 mm，变形明显部位占巷道总量的1/2以上；变形具有非对称性(图1)，主要表现形式为：左侧底板臌出变形，右肩顶板开裂、帮部臌出。

图1　巷道非对称变形Fig.1　Asymmetric deformation of roadway

(2)巷道拱肩及直墙混凝土喷层部分出现开裂、鼓出和脱落现象，裂缝角度呈现不规则形态；多处出现“网兜”现象，严重处锚网扭曲、裂开，有碎石滚出。

(3)支护体破坏严重，多处锚杆断裂失效，托盘悬空或掉落，钢筋梯子梁也多处发生剪断，失去支护作用。

(4)巷道底板破坏严重，多处底臌，底板臌出量最大达1 200 mm，局部底板中部出现纵向的张拉裂缝，宽处达200 mm，底板新铺设轨道翘起，无法使用，影响了煤矿的正常运转。

2.2变形破坏影响因素分析

通过现场工程地质调查、实验室岩石力学试验和理论分析，可总结出巷道变形破坏的影响因素有：

(1)围岩岩性。

东总回风巷所揭露的岩层岩性以灰黑色砂质泥岩、黑色泥岩、及薄煤层为主，岩石强度低，岩性较差，且围岩含有蒙脱石﹑伊-蒙混合物等矿物成分，围岩遇水膨胀，容易发生崩解、泥化，从而导致围岩松散破碎。

(2)地应力和应力环境。

东总回风巷最大埋深达707 m，地应力较高。另外，巷道附近空间内有一些辅助巷道，例如：-420回风暗斜井、-420轨道暗斜井及-420胶带巷等，上述巷道与东总回风巷共同形成了复杂的结构体系，造成东总回风巷周边多重应力叠加，使巷道处于复杂的应力环境中。

(3)地质构造和构造应力。

该巷道穿越岩层的地质结构复杂，周围存在落差在10～40 m不等的断层，且节理裂隙发育，大大破坏了围岩的完整性，这些地质构造弱面改变了围岩的物理力学参数，使巷道抵御破坏的能力大大地降低。地质构造在影响围岩力学参数的同时，也改变了巷道的受力环境。随着开采深度的增加，构造应力显著增加。构造应力具有明显的方向性，主要体现在水平应力方面，而国内外的研究表明：水平应力是巷道顶底板变形破坏的主要因素。因此，构造应力为巷道底臌变形提供了较大的力源。

(4)支护形式。

由于巷道底角和底板没有采取支护措施，导致支护体与围岩不耦合，使巷道底板成为释放能量的通道，造成巷道底板围岩应力集中，产生剪切滑移破坏而底臌，进而影响整个巷道的稳定。

(5)采动压力。

煤层工作面回采以后，原有的应力平衡被打破，上覆岩层的重量将向采空区周围的煤岩体上转移，从而形成了支承压力区，分别为超前支承压力、侧向支承压力和采空区支承压力。支承压力不仅会在煤体和顶板内产生应力集中，而且还会向工作面底板深部传递，在底板岩层一定深度内产生应力集中，从而影响了工作面底板巷道的稳定性。

东总回风巷道上部16～32 m为二1煤层底板，其上方工作面正进行回采，斜上方为工作面之间的区段煤柱，相对位置如图2所示。

图2　巷道相对位置Fig.2　Relative position of roadway

在深部高应力环境下，由于采动压力和煤柱集中压力的影响，使东总回风巷应力水平升高，且产生的形变和应力分布具有不对称性。如图3所示，煤柱在下方岩体产生了应力集中，位移矢量场沿一定角度向斜下方扩散，当扩散到在东总回风巷时，使巷道承受了非对称的附加应力(图4)，从而导致了东总回风巷的非对称变形。

图3　煤柱下方位移矢量场Fig.3　Displacement vector field under coal pillar

图4　巷道所受附加应力示意Fig.4　Schematic diagram of additional stress on roadway

经分析整个变形破坏过程如下：在深部高应力环境下，由于采动压力的影响，较高的围岩应力通过顶板和两帮传递到底板上，开放无支护的底板首先成为能量释放的通道，左侧底板在高应力和非对称附加应力作用下发生变形，随着底板的变形，右肩在煤柱集中应力的作用下向临空区运动，继而引发了右肩的变形破坏，致使巷道表现出“左侧底臌，右肩突出”的非对称变形。

3巷道变形破坏相似模拟

试验采用YDM-C型物理模型试验系统，该系统由主机、液压控制系统和数据采集系统等组成(图5)，系统模型尺寸为160 cm×160 cm×40 cm，可实现两向三面主动加载。

图5　YDM-C型物理模型试验装置Fig.5　YDM-C type physical model test devices

图6　巷道模型Fig.6　Model of roadway

试验时按最大埋深707 m计算，铅垂应力σv=19.1 MPa，考虑到构造应力影响，取侧压系数λ=1.2。但由于受采动压力和煤柱集中压力的影响，其围岩应力并不等于原岩应力，本试验通过增加压力的方式来模拟采动压力和煤柱集中压力。本次试验支承压力应力集中系数取2；为了模拟煤柱集中压力，在模型上部右侧1/3总长度上施加5倍的原岩应力，加载方式如图7所示。因此，铅垂方向左侧2/3L上最大加载压力σv1max=2γH=38.2 MPa，右侧1/3L上最大加载压力σv2max=5γH=95.5 MPa，水平方向最大加载压力σhmax=2.4γH=45.8 MPa。试验过程中每次加载3 MPa，稳压2 h，观察记录巷道表面及围岩变形破坏情况，图8为不同压力下巷道的变形破坏情况。

图7　加载方式Fig.7　Loading way

图8　不同加载压力下巷道裂隙素描图及巷道破坏情况Fig.8　Crack sketch map and damage condition of roadway under different load pressures

从图8可以看出，在原支护方式下，当铅垂压力σv1加载到24 MPa时，底板和巷道右帮开始出现裂隙。铅垂压力σv1=27 MPa时，巷道底板裂隙增多，部分裂隙延伸、贯通，巷道左底角轻度臌起，右肩浆皮出现脱落。当铅垂压力σv1加载到30 MPa时，巷道底板裂隙持续发育并向深部扩展，底板断裂，右底角鼓起。巷道右肩形成多处叠加的破断拱形裂隙，右肩部分冒落，右帮岩体向巷道内小幅移进，锚杆未出现破坏情况。当加载压力σv1为33 MPa时，底板裂隙进一步增多、延伸，底板沿裂缝大块断裂、鼓起，底臌非常严重，巷道右肩进一步破坏，右帮锚杆部分失效。当铅垂压力σv1达到36 MPa时，巷道表面浆皮大量破断、脱落，底板裂隙持续扩展，底鼓也愈加强烈，右帮岩体大幅向巷道内移进，巷道基本处于失稳状态。当铅垂压力σv1加载到38.2 MPa时，浆皮呈破碎状，底臌严重，最大底臌量达1 800 mm，底板基本完全破坏，破坏的外轮廓线呈反拱形；顶板形成多处破断拱、大裂隙和离层现象，局部呈楔形冒落；两肩层叠弧状裂隙扩展、贯通，右帮最大变形量达600 mm，右帮锚固体严重破坏，锚杆作用失效，巷道完全失稳。

从试验过程可以看出：由于采动压力和煤柱集中压力影响下，巷道首先从左侧底板和右肩(关键部位)发生变形、损伤，随着压力的增大，巷道顶板破断、离层，局部楔形冒落；两肩裂隙发育，右肩破坏严重，锚杆失效；底板基本完全破坏，底板裂隙范围很大，最大底臌量达1 800 mm。因此，右肩和底板是巷道变形破坏的关键部位，需进行关键部位耦合支护，使巷道围岩受力均匀，消除巷道非对称变形。

物理相似模拟试验真实客观地反映了原支护下东总回风巷变形破坏的整个过程及其非对称变形破坏特征，为新支护方式的探索奠定了一定的基础。

4控制对策及支护参数设计

4.1控制对策分析

通过对东总回风巷工程地质条件和巷道变形力学机制的综合分析，并结合何满潮院士的软岩工程力学理论[9]，可确定巷道工程岩体为HJS(高应力-节理化-膨胀性)复合型软岩，变形力学机制为IABIIABDIIIABC复合型变形力学机制。

确定了巷道变形力学机制后，就要有针对性地选取相应的控制对策将复合型变形力学机制转化为单一型变形力学机制[10]。针对东总回风巷所具有的每一类型变形力学机制，选取以下相应的控制对策[11-14]：

(1)预留变形空间和柔性喷层技术，允许围岩有适当的变形，在保证巷道稳定的同时，使巷道围岩变形能分层次释放。

(2)通过关键部位耦合支护技术使围岩受力均匀，消除巷道围岩的非对称变形。底角锚杆改善巷道底角应力集中，切断底板塑性滑移线，有效控制了巷道底臌；右肩锚索增强支护，抵抗右肩围岩采动附加应力，控制巷道右肩大变形。

(3)通过锚网索耦合支护技术提高支护体整体强度，充分发挥围岩的自承能力，大大提高了支护结构的承载力和适应性。

(4)采用全断面注浆固结强化围岩，改善了锚杆的着力基础，有效控制水对围岩的侵蚀作用。

(5)采用反底拱技术阻碍底板塑性区发展，与围岩支护体形成封闭式结构，提高了支护效果。

根据以上分析，确定鹤煤九矿新风井东总回风巷复合型变形力学机制的转化过程(即控制对策)如图9所示。

图9　复合型变形力学机制转化过程Fig.9　Mechanism transformation process

因此，通过对东总回风巷变形力学机制及控制对策的分析，确定东总回风巷控制对策为“锚网索喷+底角锚杆+全断面注浆+反底拱”耦合支护形式。

4.2支护参数设计

(1)锚杆。

采用φ22 mm×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距设计为700 mm×700 mm，平行布置；采用端头锚固，每孔使用1根K2345(里)和1根Z2345(外)树脂锚固剂进行锚固；底角处锚杆下扎45°，为控制非对称底臌，左侧底角增加一排锚杆[15]；托盘采用木托盘和碟形铁托盘组成的复合托盘。

(2)锚索。

锚索采用φ18.9 mm×8 000 mm低松弛应力钢绞线，间排距确定为1 400(2 100) mm×2 100 mm，与锚杆间隔布置；每孔采用一根K2850和2根中速Z2850锚固剂进行锚固；为控制右肩变形[16]，左侧顶板布置一排锚索，右侧顶板布置两排锚索。

(3)注浆。

注浆锚杆选用外径φ=22 mm，壁厚φ=3.0 mm冷拔无缝钢管，长度2 500 mm，杆体上钻有交叉布置的φ=6 mm出浆孔，间排距1 400 mm×2 100 mm，与锚杆锚索间隔布置；注浆材料采用525矿渣硅酸盐水泥，水灰比0.75∶1，45Be水玻璃作为速凝剂，用量为浆液质量的3%～5%，采用单液注浆，橡胶或软木止浆塞封孔，注浆压力控制在1.5～2 MPa。

(4)反底拱。

反底拱设计为圆弧形，圆弧半径7 630 mm，拱高500 mm，混凝土强度等级C20，水泥、砂子、石子质量比为1∶2.15∶4，水灰比为0.62∶1。

具体支护参数如图10所示。

图10　支护参数Fig.10　Parameters of support

巷道的支护效果与施工过程密切相关，通过分析，确定东总回风行的具体施工工序为：刷大断面至掘进断面→安装顶锚杆→安装帮、角锚杆→安装锚索→安装注浆锚杆→喷浆→注浆→打反底拱。

4.3反底拱力学分析

底板的稳定对整条巷道的稳定来说至关重要，巷道往往首先从底板开始变形、损伤，进而引起巷道破坏。反底拱是一种底板支护的实用技术，其支护作用主要体现在以下2点[17]：① 能对底板破坏区发展起到阻碍作用，抑制底臌；② 能形成围岩支护体的封闭式结构，提高支护效果。

根据反底拱所处力学环境，取反底拱单位宽度建立力学模型(图11)，反底拱受力状态如下：底板岩层对反底拱垂直向上的作用力Py；两帮围岩对反底拱的作用力Q；底板锚杆和底板注浆锚杆对反底拱的垂向拉力S。根据竖直方向的力学平衡，可得如下关系式：

(1)

式中,Qy为围岩对反底拱的作用力Q在竖直方向上的分量；Lx为巷道的宽度，取5.1 m；Lz为力学模型在巷道长轴方向选取的宽度，取2.1 m。

图11　反底拱力学模型Fig.11　Mechanics model of inverted arch

反底拱所受作用力当中，底板岩层对反底拱垂直向上的作用力Py是造成巷道底臌的动力，对底板的稳定性起到破坏作用；底板锚杆和底板注浆锚杆对反底拱垂直向下的拉力S抑制了巷道底臌，对反底拱的稳定性起到积极作用；巷道两帮围岩对反底拱垂直向下的压力Qy亦对底板的稳定与平衡也起到积极作用。从上述可以看出，反底拱支护技术的优越之处就在于：两帮围岩对反底拱的挤压力可以对底板的稳定与平衡起到积极作用。

底板设计每排3根锚杆(排距700 mm)和5根注浆锚杆(排距2 100 mm)，锚杆极限拉力为263 kN，注浆锚杆的极限拉力为182 kN，因此，在每2.1 m厚度巷道内锚杆和注浆锚杆对反底拱的垂向拉力S计算得：

S=263×9×cos45°+182(2cos60°+

2cos30°+1)=2 353kN

即锚杆和注浆锚杆为巷道底板提供的支护反力P=S/LxLz=0.22 MPa。

根据芬纳(Fenner)公式[18]，计算出此支护反力下的塑性区范围为

(2)

式中，RP为塑性区半径，m；R0为开挖圆半径，m；P0为原岩应力，MPa；φ为围岩黏摩擦角，(°)；c为围岩内聚力，MPa；P为支护反力，MPa。

由理论计算和实验室实验可知P0=17.5 MPa，R0=2.55 m，φ=32°，c=4.1 MPa，P=0.22 MPa，代入式(2)计算得RP=3.2 m，即巷道塑性区深度L=RP-R0=0.65 m，可见巷道塑性区均在锚杆锚固范围内。

巷道周边的位移公式如下：

(3)

式中，u为巷道表面位移，m；G为围岩剪切模量，MPa。

代入数据解得u=0.026 m，即巷道表面位移为26 mm，满足巷道的现场生产需要。

从上述可知，反底拱结构保证了鹤煤九矿东总回风巷底板岩层的稳定，反底拱结构是一种可行的设计。

5围岩稳定性评价

5.1模拟效果分析

以鹤煤公司九矿东总回风巷为背景，应用YDM-C型物理模型试验系统，对“锚网索喷+底角锚杆+全断面注浆+反底拱”耦合控制对策的支护效果进行了分析，其工程地质模型、模型参数和加载方式同前，相似模拟结果如图12所示。

图12　新控制对策下相似模拟结果Fig.12　Results of similar simulation under the new control countermeasure

由相似模拟监测结果可知：当加载压力达到σv1=38.2 MPa，σv2=95.5 MPa，σh=45.8 MPa时，两帮移近量为45 mm，顶底板移近量为52 mm，巷道围岩仅出现微小裂隙，局部浆皮脱落，巷道稳定性显著提高，巷道围岩与支护体达到了耦合，有效控制了围岩变形，达到了巷道稳定的目的。

5.2现场应用效果分析

采用十字布点法监测巷道表面位移，此次监测布置4个监测点，监测期为100 d。

围岩位移-时间监测曲线(图13)显示：支护后20 d内，巷道围岩处于剧烈变形阶段，支护后20～58 d内，随着支护体与巷道围岩逐渐达到耦合状态，巷道变形逐渐趋于平缓，支护58 d以后巷道围岩进入变形稳定期。最终，鹤煤九矿东总回风巷两帮收缩量为30.7 mm，底臌量为35 mm，顶板下沉量为22 mm。可见新的控制对策有效控制了巷道围岩非对称变形，取得了良好的支护效果。

图13　新控制对策下巷道围岩位移-时间变化曲线Fig.13　Displacement-time curves of roadway surrounding rock under the new control countermeasure

6结论

(1)围岩岩性、地应力、构造应力、采动压力和支护形式等是巷道变形破坏的主要因素，其变形力学机制确定为IABIIABDIIIABC复合型变形力学机制；采动应力造成巷道围岩应力场的大小和方向发生改变，从而导致了巷道的非对称变形。

(2)原支护物理相似模拟显示：在采动压力和煤柱集中压力影响下，巷道首先从左侧底板和右肩发生变形、损伤。巷道左侧底板和右肩为巷道变形破坏的关键部位，必须进行关键部位耦合支护，使巷道围岩受力均匀，消除巷道非对称变形。

(3)针对IABIIABDIIIABC复合型变形力学机制，选取相应的支护对策将其转化为单一型变形力学机制，提出了“锚网索喷+底角锚杆+全断面注浆+反底拱”非对称耦合控制对策。

(4)相似模拟和现场监测结果显示：“锚网索喷+底角锚杆+全断面注浆+反底拱”耦合控制对策有效控制了深部动压软岩巷道的非对称变形，使巷道稳定性显著提高，取得了良好的支护效果。

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Asymmetric deformation mechanical mechanism and control countermeasure for deep roadway affected by mining

CHEN Shang-yuan1,2，SONG Chang-sheng3，GUO Zhi-biao1,2，WANG Jiong1,2，WANG Yang1,2

(1.SchoolofMechanics&CivilEngineering，ChinaUniversityofMining&Technology(Beijing)，Beijing100083，China；2.StateKeyLaboratoryforGeomechanicsandDeepUndergroundEngineering，Beijing100083，China；3.SchoolofEnergyScienceandEngineering，HenanPolytechnicUniversity，Jiaozuo454000，China)

Abstract:In order to solve the technical problem of roadway support under deep dynamic stress,using the background of the east main ventilation roadway in Hebi No.9 Coal Mine and its problems of large asymmetric deformation and hard supporting,the deformation failure mechanism of roadway and its control countermeasure are investigated by combining the research methods of field investigation, engineering geological analysis and physical analog simulation as well as field tests.The obtained results indicate that the deformation failure of roadway is influenced by the surrounding rock lithology,tectonic stress,mining stress,gravity,geological structure and other factors.Its deformation mechanism is determined as type of IABIIABDIIIABC.The mining-induced stress is the main factor for roadway asymmetric deformation because it can change the value and direction of surrounding rock stress field.Choosing the specific control countermeasure to transform the compound deformation mechanism into a single type,the asymmetric coupling control countermeasure of “bolt-mesh-cable-shotcrete+floor-bolt+whole-setion-grouting+inverted-arch” is proposed and then applied at Hebi No.9 Coal Mine.The results of analog simulation and field monitoring show that the control strategy is effective in controlling the asymmetric deformation of surrounding rock and a good effect of field application is achieved.

Key words:deep roadway affected by mining；asymmetric deformation；physical similar simulation；deformation mechanical mechanism；control countermeasure

中图分类号:TD353

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2016)01-0246-09

作者简介:陈上元(1986—)，男，河南范县人，博士研究生。E-mail：CSYmining@163.com

基金项目:国家自然科学基金面上基金资助项目(51479195)；国家自然科学基金青年科学基金项目(51404278)

收稿日期:2015-03-18修回日期:2015-06-15责任编辑:常琛

陈上元，宋常胜，郭志飚，等.深部动压巷道非对称变形力学机制及控制对策[J].煤炭学报,2016,41(1):246-254.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2015.0350

Chen Shangyuan，Song Changsheng，Guo Zhibiao,et al.Asymmetric deformation mechanical mechanism and control countermeasure for deep roadway affected by mining[J].Journal of China Coal Society,2016,41(1):246-254.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2015.0350