深埋复合顶板煤巷破坏特征及跨界锚注分级连续化支护技术.pdf

为解决深埋复合顶板巷道围岩大变形的问题，以新安煤矿3 2 0 5 工作面材料巷为工程背景，采用现场分析与UDEC数值模拟相结合的手段，分析了复合顶板巷道变形破坏特征及其影响因素，基于巷道顶板厚层锚固原理，提出了跨界锚注分级连续化支护技术方案，通过现场监测和模拟结果验证了新方案的可行性。研究表明：初期支护强度对巷道的维控至关重要，优化后的支护方案有效控制了巷道围岩变形，顶板及两帮变形量分别降低了6 4%和6 3%；并且大幅抑制了围岩裂隙发育，最大裂隙深度由9.5 6 m降低至3.2 6 m；新支护方案构建了顶板厚层稳固的锚固岩梁结构，可以维持巷道长期稳定承载。关键词：巷道；深部；复合顶板；分级连续化支护；厚层锚固中图分类号：TD353文献标志码：B文章编号：10 0 3-4 9 6 X(2023)08-0065-08Failure characteristics of surrounding rock in deep coal roadway with composite roof andcross-boundary anchor-grouting graded continuous support technologyLI Jian 2.3,LI Yongle3.4,XIE Zhengzheng*4,ZHANG Nong.4.5,GUO Feng4,LIN Xuezhen,CHEN Qinghua(1.Xuzhou Mining Group Co.,Ltd.,Xuzhou 221006,China;2.Jiangsu Guoneng Deep Well Safety Mining Technology Co.,Ltd.,Xuzhou 221006,China;3.Key Laboratory of Deep Coal Resource Mining,Ministry of Education,China University ofMining and Technology,Xuzhou 221116,China;4.School of Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China;5.School of Civil Engineering,Xuzhou University of Technology,Xuzhou 221018,China;6.Shandong Yanxin Mining Material Processing Co.,Ltd.,Xintai 271299,China)Abstract:To solve the problem of large deformation of roadway with deep composite roof,based on the material roadway of 3205working face in Xinan Coal Mine as the engineering background,the deformation and failure characteristics of roadway withcomposite roof and its influencing factors were analyzed by combining field analysis and UDEC numerical simulation.Based on theprinciple of thick layer anchoring of roadway roof,a technical scheme of graded continuous cross-boundary anchoring wasproposed.The feasibility of the new scheme is verified by field monitoring and simulation results.The results show that the initialsupport strength is very important for roadway maintenance.The optimized support scheme can effectively control the deformationof roadway surrounding rock,and the deformation of roof and two sides is reduced by 64%and 63%respectively.The maximum收稿日期：2 0 2 2-11-2 6责任编辑：朱蕾基金项目：国家自然科学基金资助项目（5 2 10 4 10 4）作者简介：李剑（19 8 7 一），男，江苏徐州人，讲师，徐州矿务集团有限公司与江苏国能深井安全开采科技有限公司联合培养博士后在站，研究方向为研石充填、巷道围岩控制。E-mail：l i j i a n 12 6.c o m66SafetyinCoal MinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54煤砺岁全第5 4 卷第8 期crack depth decreased from 9.56 m to 3.26 m.The new support scheme constructs the anchor rock beam structure with thick andstable roof,which can maintain the long-term stable bearing capacity of the roadway.Key words:roadway;deep part;composite roof;graded continuous support;thick-layer anchored在未来很长一段时间内煤炭仍是我国的主体能源。我国埋深超过10 0 0 m的煤炭资源占比在5 0%以上，随着浅部煤炭资源逐渐枯竭，煤炭开采不断向深部发展，目前，我国煤矿开采深度正以每年8 12m的速度增加，东部矿井更是以10 2 5 m/a的速度发展 2 。深部矿井普遍面临着“三高一扰动”的复杂应力环境，具体表现为来压强、变形快、围岩破坏范围大、顶板易失稳垮冒，已成为制约深部开采的瓶颈 3-4 。对于深部复合顶板巷道的安全维控则需要更高的要求，该类问题已成为制约煤矿安全生产的主要技术难题 5-8 目前，学者们长期致力于深部巷道围岩稳定性控制研究并取得重大的研究成果。康红普等 9-10 提出了高预应力强力支护系统，认为在支护初期通过提高支护强度和刚度，可以有效控制围岩变形和破坏；张农等 1、谢正正等 12 提出了煤巷连续梁控顶理论与高效长锚固支护技术，并在深部大断面复合顶板煤巷中广泛应用，大幅降低了围岩裂隙的发育；何满潮等 13 提出了关键部位耦合支护策略，同时研发了恒阻大变形锚索，对于深部复合顶板巷道起到良好的控制效果；黄炳香等 14 提出了深部采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论，从深部环境、深部岩体及强烈施工扰动相互作用出发，揭示了深部巷道围岩应力场时空演变规律和大变形与破坏机理。由于中国各大矿区地质赋存具有明显的差异化，煤系地层的不同沉积环境导致顶板的特殊性从而形成不同的工程条件 15 ,支护方案的选取不能局限于工程类比，该类巷道的控制研究还需进一步攻关。为此，以新安煤矿3 2 0 5 工作面材料巷为研究背景，通过现场调查分析、UDEC数值模拟，分析了深部复合顶板巷道围岩变形破坏机理，提出了跨界锚注分级连续化支护技术，为深部复合顶板巷道的工程治理提供相关思路。1深埋复合顶板巷道工程1.1工程地质概况新安煤矿位于中国甘肃省平?市，该矿年产煤炭12 0 万t，本次开展试验的地点为3 2 0 5 工作面材料巷，该巷掘进的煤层为3#煤层，煤层平均埋深为800m，平均厚度为2.9 2 m，倾角为3 16。该工作面上方垂直距离5 0 m处布置有12 0 3、12 0 5、12 0 7 3个工作面，工作面之间留设4 0 m煤柱。根据矿井地质资料可知，3#煤层为单一向斜构造，西翼倾角6 8,东翼倾角8 3 5。3205工作面材料巷断面设计为三心拱断面：巷道宽度为5.0 m，巷高3.2 m，拱高1.2 5 m，直墙高1.95m，巷道断面面积14.7 m。煤层顶板以泥岩与煤层多层复合为主，各分层强度较低，并且容易被风化；底板以砂质泥岩、泥岩为主。3205工作面材料巷原方案采用锚索-网-梁联合支护。顶板及两帮肩窝采用18.9mmx4300mm锚索进行支护，垂直于顶板轮廓线布置，间排距为800mmx800mm，每排9 根；帮部采用22mmx2500mm螺纹钢锚杆进行支护，垂直于巷帮布置，每排4根；两帮底角采用18.9mmx4300mm锚索进行支护，倾斜向下4 5 布置，每排2 根；顶板加强支护：采用18.9mmx6300mm锚索进行支护，间排距为16 0 0mmx1600mm，每排3 根。原有支护方案示意图如图1。18.9mm6300mm锚索18.9mm4300mm锚索008622mmx2500mm螺纹钢锚杆0S60025003500018.9mmx4300mm锚索4300图1原有支护方案示意图Fig.1Original support scheme of 3205 working face1.2巷道围岩破坏特征3205材料巷变形破坏总体表现为剧烈的顶板下沉、两帮收缩和底鼓。采用十字布点法监测巷道表面位移量，掘进工作面进尺12 0 m后顶板下沉量和两帮收敛量分别为2 7 7 mm和118 mm。巷道变形量与滞后迎头距离关系曲线如图2。尤其是巷道顶板异常破碎，离层裂隙发育，风化67SafetyinCoal MinesAug.20232023年8 月煤防发全Vol.54No.8第8 期第5 4 卷200一顶板下沉量两帮移近量150/10050050100150距掘进工作面距离/m图2巷道变形量与滞后迎头距离关系曲线Fig.2Relationship curves between roadway deformationand lag head-on distance影响明显，顶板存在大量的网兜和凹陷，局部位置为了防止顶板垮冒，用单体支柱进行支撑。由于局部变形剧烈，在巷道一些位置甚至出现钢筋梯子梁和锚索被拉（剪）断的现象，巷道变形破坏特征如图3。为了保证煤炭的安全生产，需不定期对巷道进行返修。变形前（b）锚索断裂（a）巷道呈“下凹形（c）钢筋梯子梁断裂图3 春巷道变形破坏特征Fig.3Failure characteristics of surrounding rock of3205material roadway为分析巷道围岩变形破坏范围及现有支护方案的支护效果，采用钻孔窥视仪对巷道顶板离层裂隙发育情况进行表征。分别在距离迎头13、2 2 1、4 3 5 m于巷道顶板中间设置1号、2 号、3 号钻孔，钻孔窥视深度均为10 m。原支护方案下顶板钻孔窥视如图4。1号孔孔口处2 0 0 mm范围内存在明显破碎区，在钻孔内1.17、1.9 0 m处发现2 处小破碎区，最大裂隙深度发育至5.2 2 m，钻孔内无离层发育，顶板整体完整性相对较好，如图4(a);2号孔0.5 以浅岩体异常破碎，在钻孔4.7 0 m以内处发现多处破碎区，在2.7 2 m和2.9 7 m处发现离层量超过5 0 mm(a)1号孔0452.97m4.70m(b)2号孔0.97m9.56m（c）3 号孔图4 原支护方案下顶板钻孔窥视图Fig.4Borehole camera images under original support的离层，4.7 0 m以深再无离层破碎发育，浅部围岩完整性较差，如图4(b）;3 号孔全钻孔深度范围内岩体较为破碎，5 m以浅离层破碎大量发育，并出现由浅部发育2.5 m长的连续破碎区，同时在5.4 m和9.5 6m处发现小破碎区，顶板稳定性极差，如图4(c）。原支护方案下钻孔分析图如图5。1号孔2号孔3号孔109裂隙87离层65平均裂隙深破碎区度发育曲4线深32破碎区发育曲线1013221435距迎头/m图5原支护方案下钻孔分析图Fig.5Analysis diagram of borehole underthe original support scheme通过3 2 0 5 材料巷对不同位置的钻孔窥视结果分析可得，该巷道围岩裂隙发育具有明显的时间效应，而且随时间发展裂隙破碎发育深度呈递增趋势。巷道掘进初期顶板围岩较为完整，裂隙发育较少并68SafetyinCoal MinesAug.20232023年8 月No.8煤砺发全Vol.54第5 4 卷第8 期主要集中在4 m以内的浅部围岩，随着时间增长浅部围岩裂隙离层情况进一步发展并出现破碎区，随后破碎区范围增大，致使裂隙逐渐向深部扩展，最深发育至9.5 6 m，远超出锚固区范围。说明在现有支护方案下，围岩并没有得到有效控制，随时间发展裂隙逐渐由浅部扩展至锚固区外，最终导致锚固区整体下沉，支护失效。为提高巷道围岩控制效果，呕需优化支护参数。2巷道变形破坏机制及支护技术2.1巷道变形破坏机制3205工作面材料巷平均埋深9 6 5 m，为典型的深埋巷道，原岩应力高，同时巷道位于上覆煤层孤岛煤柱下方区域，处于孤岛煤柱应力集中区范围以内，集中应力高，属于“双高”应力巷道。该巷道在开挖前已经受到上覆12 0 7 工作面、12 0 5 工作面、12 0 3工作面等3 个工作面的重复采动影响，围岩强度和完整性遭到破坏。而且巷道上方存在15 m厚的煤-泥岩复合顶板，由于夹层的存在顶板强度低、承载性差 16 ,在采动影响下其承载性能被进一步弱化。另一方面，现有支护方案不合理也是巷道变形破坏的重要原因，主要在以下几点：巷道断面不合理：现有巷道断面为三心拱形，拱形巷道的掘进必将破坏顶板层状结构，致使顶板较为破碎；锚索强度小：现选用18.9mm4300mm的普通锚索和18.9 mmx6300mm加强锚索，锚索直径较小且较大的长度增加了自由端范围，从而加大了锚索的变形量，致使巷道变形量大，锚索被拉断的现象时有发生；锚索预应力小：支护施工时未将锚索张拉至较高的预紧力，不能实现对围岩的强力支护，导致支护后围岩变形持续发展。2.2跨界锚注分级连续化支护技术巷道开挖初期，围岩受扰动在周围形成裂隙区、塑性区和弹性区。裂隙区围岩呈非连续变形特征，属于非连续变形区；塑性区围岩呈拟连续变形特征，属于拟连续变形区；弹性区内只有弹性变形，可实现应力连续传递，属于连续变形区。若锚杆锚固点位于非连续变形区和拟连续变形区，称为界内支护和临界支护，由于锚杆端头对围岩产生拉应力，促使该区域出现裂隙损伤，容易导致裂隙扩张与贯通，最终发生锚固区的整体位移。将锚杆锚固至连续变形区实现“跨界支护”，从而构建厚层锚固结构，提高对围岩的控制，称为厚层跨界锚固 7 。厚层锚固结构作为一级支护结构是实现连续化支护的前提，使用长锚索进行二级支护，将浅部锚固层锚固至更深处的围岩，构建深部大承载圈，调动更多的围岩共同承担顶板载荷，从而实现分级连续化支护。通过长短锚索实现大小位移联动控制，该技术称为跨界分级连续化支护技术，跨界分级连续化支护技术概念图如图6。二级支护锚固端级跨界支护连续变形区非连续变形区和拟连续变形区宁宁宁宁宁宁宁图6跨界分级连续化支护技术概念图Fig.6Diagram of cross-boundary gradedcontinuous support technology据上述可知，分级连续化支护在于长短锚索共同作用,其中厚层锚固结构是关键。为此在巷道掘进初期通过对锚索施加高预紧力，提高锚索工作阻力灵敏度，限制围岩变形，遏制厚层锚固区裂隙离层进一步发展。通过滞后注浆对锚固区进行裂隙封堵与加固，提高厚层锚固结构的强度和刚度，实现应力连续传递，消除顶板拉应力区，提高该结构的承载能力。3新型支护模拟分析与工程应用3.1新型支护方案针对3 2 0 5 材料巷工程地质状况，依据跨界分级连续化支护技术，提出深埋复合顶板巷道围岩稳定性控制原则。1)优化巷道断面。将巷道断面由三心拱变更为类矩形形状，开挖时尽可能避免破坏顶板岩层，使其沿岩层层面开挖，减小巷道顶板的损伤程度。同时，为优化巷道肩角的应力环境，将巷道两肩角变更为弧形，有利于实现巷道的长期承载。2)改变支护方式。将原支护的一级普通锚索支护变更为注浆锚索支护，利用注浆的方式封闭围岩裂隙，进而提升基础锚固层的完整性和强度；再依69SafetyinCoalMinesAug.20232023年8 月煤防安全Vol.54No.8第8 期第5 4 卷靠二级高强锚索对基础承载岩层再强化。3)加强表面护表。将锚索张拉至更高的预紧力，从而提高锚索工作阻力灵敏度，及时感知并限制围岩扩容变形，制锚固区裂隙离层进一步发展。基于上述原则，最终形成注浆短锚索+长锚索+金属编织网+钢筋梯子梁的联合支护形式，新型支护方案示意图如图7。21.6mmx5600mm锚索00922mm3600mm注浆锚索00953$22mmx2500mm螺纹钢锚杆250009000235.00022mmx3 600mm注浆锚索3.600图7新型支护方案示意图Fig.7New support scheme of 3205 working face顶板一级注浆锚索规格为22mmx3600mm，间排距为8 0 0 mm800mm，每排7 根布置，预拉力不低于15 0 kN，中间5 根锚索需搭配钢筋梯子梁。顶板二级普通锚索规格为21.6mmx5600mm，排距为8 0 0 mm，同一排2 根锚索间距为2 4 0 0 mm，预紧力不低于18 0 kN。两帮采用6 根22mmx2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆与2 根22mmx3600mm注浆锚索进行支护，间排距为8 0 0 mmx800mm，锚杆垂直于巷帮布置，靠近肩窝处锚杆仰角15 布置，靠近底板处注浆锚索俯角4 5 布置，注浆锚索位置距底板15 0mm。锚杆扭矩不低于3 0 0 Nm，注浆锚索预紧力不低于15 0 kN，巷帮锚杆索均布置钢筋梯子梁3.2新型支护方案模拟分析依据新安煤矿3 2 0 5 工作面材料巷地质条件，使用UDEC软件中的Trigon模块进行模型设计 18-19 ,模型共4 0 层，包含泥岩、煤、粉砂岩、细砂岩、粗砂岩5 种岩性。各力学参数见表1。模型整体设计为近水平地层，模型尺寸为16 0mx113.65m，巷道周边为重点观测区域，其大小为20mx23m，将该区域岩体节理进行加密处理，观测巷道顶板及帮部的变形及裂隙发育状况，数值计算模型如图8。为更符合工程现场应力释放的渐进过程，实验中将应力按10 个阶段逐渐释放，每阶段均依次释放表1各岩层力学参数Table 1 Stratum distribution and mechanical parameters密度/弹性模法向刚度/切向刚度/内摩擦黏聚力/抗拉强岩性(kgm)量/GPa（CPa m)（CPa m）角/()MPa度/MPa泥岩2.1502.6424.9127.52.90310.7煤1.3670.9153.246.046.0270.3粉砂2.5753.3517.6155.311.20341.8岩细砂2.6336.3912.2273.711.70352.7岩粗粒2.0753.9550.6165.26.00290.6砂岩粗粒砂岩粉砂岩煤泥岩来空区来空区砂质泥岩细砂岩图8 类数值计算模型Fig.8Numerical calculation model10%，直至第10 阶段应力降至0，这10 个阶段的应力释放系数R分别为0.1、0.2、0.3 1.0 2 0 。不同支护下巷道围岩塑性区分布如图9，不同支护下巷道围岩位移演化如图10。atyieldsurface(*)3249atyield surface(*)2.825yieldedin.past(X),4705yieldedinpast(X)4389tensilefailure(o)1170tensilefailure(o)865(a）无支护（b）原支护方案atyieldsurface(*)2177yieldedinpast(X)3438tensilefailure(o)677（c）新支护方案图9不同支护下巷道围岩塑性区分布云图Fig.9Diagrams of plastic zone distribution ofsurrounding rock under different supports70Safety in Coal MinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54煤砺发全第5 4 卷第8 期500顶板-不支护顶板-原方案400顶板-新方案帮部-不支护300帮部-原方案帮部-新方案20010000.51.01.5运算步数/10 4图10不同支护下巷道围岩位移演化Fig.10Deformation of surrounding rock underdifferent supports由图9 可知：无支护状态下巷道塑性区呈对称式分布，并达到了较深的范围，张拉破坏集中在巷道周边，且顶底板较帮部破坏更为严重，呈“三角”分布，顶板张拉破坏最深达2.8 m；在原支护方案下，塑性变形区由4 7 0 5 处变为4 3 8 9 处，减少6.7%，张拉破坏由117 0 处变为8 6 5 处，减少2 6%，说明原有支护对于巷道围岩的控制效果并不理想，巷道围岩塑性区范围变化不大，且巷道顶板与帮部仍存在较为集中的张拉破坏；改进支护方案后，塑性变形较原方案减少2 1.6%，张拉破坏较原方案减少2 1.7%，顶板塑性变形范围得到有效控制，且顶板与帮部的围岩完整性得到提高，只顶板出现少量张拉破坏。由图10 可知：无支护状态下巷道呈现出明显的阶段性，初始阶段顶板下沉迅速，随后缓慢增长，后期下沉速度再次加快，最终下沉量为3 3 2 mm；原支护方案下巷道顶板变形具有相同的阶段性趋势，说明初期支护强度并不足以控制围岩变形，导致围岩持续变形发展，最终顶板下沉量为2 7 6 mm，仅降低16.9%，由此得出原支护方案并没有起到较好的巷道维控效果；新支护方案下巷道顶板变形呈现稳定缓慢增长趋势，说明在巷道开挖后的初始阶段便可实现较高的支护强度，从而抑制围岩的变形发展，最终顶板下沉量为8 2 mm，与原方案比降低了70.28%。无支护条件下和原支护方案下帮部最终变形量分别为4 3 0 mm和3 5 4 mm，新支护方案下帮部最终变形量为7 8 mm，较原方案降低7 7.9 6%。3.3新型支护方案现场监测分析在新支护方案起始位置15 m布置表面位移测站A,35m布置表面位移测站B。巷道变形量与滞后掘进工作面距离关系曲线如图11。150一顶板下沉量帮部移近量10050050100150滞后掘进工作面距离/m(a）测站A100一顶板下沉量帮部移近量50050100150滞后掘进工作面距离/m(b）测站B图11巷道变形量与滞后掘进工作面距离关系曲线Fig.11Relationship curves between roadway deformationand lag head-on distance由图11可知：随着距掘进工作面距离越远，顶板下沉量和两帮收敛量呈现出先急剧增加后缓慢增加最终趋向稳定的特征；测站A最终顶板下沉量和两帮收敛量位移量分别为10 5 mm和4 4 mm；测站B最终顶板下沉量和两帮收敛量位移量分别为9 2mm和4 2 mm；在距掘进工作面4 0 m范围内，顶板下沉相对剧烈，下沉量分别占最终变形量的7 4%和64%；而两帮变形剧烈范围是在距掘进工作面2 0 m内，收敛量分别占最终变形量的3 6%和3 8%；与原支护方案相比，新方案将顶板变形减少了6 4%，两帮变形减少了6 3%。综上分析，在新支护方案下，顶板和两帮变形量显著减小，可以较好地控制巷道变形。在新支护方案起始位置15 m处安装锚索载荷监测测站，一级注浆锚索安装1号测力计，二级普通锚索安装2 号测力计。锚索轴力与滞后掘进工作面距离关系曲线如图12。由图12 可知：随着巷道掘进工作面的推进，顶71SafetyinCoalMines2023年8 月Aug.2023煤砺发全Vol.54No.8第8 期第5 4 卷215205195185175165155-1号测力计2号测力计145135050100150滞后掘进工作面距离/m图12锚索轴力与滞后掘进工作面距离关系曲线Fig.12Relationship curves between anchor cable axialforce and lag head-on distance板锚索载荷快速增加，当距掘进工作面超过6 0 m时，锚索载荷逐渐趋向稳定，载荷最大增长量达4 5kN，增长幅度为3 2.1%;2 号锚索载荷最大增长量为35.2kN，增长幅度为19.9%；其中，距掘进工作面5 0m范围内锚索载荷变化较大，在距掘进面5 0 7 0 m锚索载荷基本趋缓，距掘进工作面7 0 m以外锚索载荷基本稳定在距新支护方案起始位置2 5 m处施工钻孔，使用钻孔窥视仪对顶板围岩结构与裂隙演化进行观测，窥视钻孔长度为8 m。新支护方案下顶板钻孔窥视图如图13。0.40m1.47m1.66m2.22m2.34m3.26m图13新支护方案下顶板钻孔窥视图Fig.13Drilling characteristics of 3205 material roadwayroof under the new support scheme新型支护条件下顶板围岩裂隙扩展明显降低，浅部离层与裂隙明显减少，裂隙深度普遍分布在顶板2.5 m以内，局部裂隙最大发育深度为3.2 6 m。原方案最大裂隙深度为9.5 6 m，相较原方案，新方案最大裂隙深度降低了6.3 m，围岩控制效果得到极大的改善，真正实现了复合顶板巷道的稳定性控制。利用注浆的方式及时封闭锚固区内的裂隙，提高了锚固区的承载性能，有利于巷道长期稳定承载。4结语1)埋深大、受开采扰动、岩性差是3 2 0 5 材料巷产生大变形的主要原因，而支护结构刚度和强度的不足也不利于围岩的稳定。2)基于巷道围岩变形破坏特征和窥视结果，阐明了巷道顶板厚层跨界锚固原理，提出了适用于3205材料巷“一级注浆锚索、二级高强锚索”的两级连续化支护技术，利用两级承载圈层的协同承载，显著提升了复合顶板围岩体的抗扰动特性。3)模拟验证了新方案的可行性，发现巷道变形与裂隙发育具有明显的阶段性，而初期提供较高的支护强度是提高巷道维控效果的关键，新支护方案可以显著控制巷道围岩变形与裂隙发育。4)现场试验表明，较原方案，新方案围岩变形量显著降低，顶板变形减少6 5%，两帮变形减少7 2%；从窥视结果分析，新方案顶板最大裂隙深度降低至3.56m，裂隙数量显著减少，裂隙开度显著降低，深埋复合顶板巷道的稳定性得到显著提升，为相似巷道工程的维控提供了重要的参考依据。参考文献(References):1张农，陈红，陈瑶.千米深井高地压软岩巷道沿空留巷工程案例 J.煤炭学报，2 0 15，4 0（3）：4 9 4-5 0 1.ZHANG Nong,CHEN Hong,CHEN Yao.An engineer-ing case of gob-side entry retaining in one kilometer-depth soft rock roadway with high ground pressure J.Journal of China Coal Society,2015,40(3):494-501.2何满潮，谢和平，彭苏萍，等.深部开采岩体力学研究J.岩石力学与工程学报，2 0 0 5,2 4（16）：2 8 0 3-2 8 13.HE Manchao,XIE Heping,PENG Suping,et al.Studyon rock mechanics in deep mining engineeringJJ.Chi-nese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.3谢和平，高峰，鞠杨，等.深部开采的定量界定与分析J.煤炭学报,2 0 15,4 0(1)：1-10.XIE Heping,GAO Feng,JU Yang,et al.Quantitativedefinition and investigation of deep miningJ.Journalof China Coal Society,2015,40(1):1-10.4张农，李希勇，郑西贵，等.深部煤炭资源开采现状与技术挑战 C/中国煤炭工业协会.全国煤矿千米深井开采技术.徐州：中国矿业大学出版社,2 0 13：10-3 1.5谢正正，张农，王朋，等.长期载荷作用下柔性锚杆力学特性及工程应用 J.煤炭学报，2 0 2 0,4 5（9）：3 0 9 6-3106.72Safety inCoal MinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54煤矿发全第5 4 卷第8 期XIE Zhengzheng,ZHANG Nong,WANG Peng,et al.Mechanical characteristics and field application of flexi-ble bolt under long-term loadJ.Journal of China CoalSociety,2020,45(9):3096-3106.6张璨，张农，许兴亮，等.高地应力破碎软岩巷道强化控制技术研究 J.采矿与安全工程学报，2 0 10（1)：13-18.ZHANG Can,ZHANG Nong,XU Xingliang,et al.Sup-port technique intensifying soft broken roadway withhigh gorund stressJ.Journal of Mining&Safety En-gineering,2010(1):13-18.7梁文.深部大断面复合顶板回采巷道围岩控制技术J.煤矿安全，2 0 2 2,5 3（3)：9 6-10 3.LIANG Wenxu.Surrounding rock control technology ofdeep large section composite roof mining roadway J.Safety in Coal Mines,2022,53(3):96-103.8刘治成，朱磊，刘永强.大跨度复合顶板开切眼变形特征及控制技术J.煤矿安全，2 0 2 0,5 1（11）：8 3-8 8.LIU Zhicheng,ZHU Lei,LIU Yongqiang.Deformationcharacteristics and control technology of large spancomposite roof open-off cutJ.Safety in Coal Mines,2020,51(11):83-88.9康红普.我国煤矿巷道围岩控制技术发展7 0 年及展望 J.岩石力学与工程学报，2 0 2 1,4 0（1)：1-3 0.KANG Hongpu.Seventy years development and prospectsof strata control technologies for coal mine roadways inChinaJ.Chinese Journal of Rock Mechanics and En-gineering,2021,40(1):1-30.10康红普，林健，吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用 J.煤炭学报，2009,34(9):1153-1159.KANG Hongpu,LIN Jian,WU Yongzheng.High pre-tensioned stress and intensive cable bolting technologyset in full section and application in entry affected bydynamic pressure J.Journal of China Coal Society,2009,34(9):1153-1159.11张农，韩昌良，谢正正.煤巷连续梁控顶理论与高效支护技术 J.采矿与岩层控制工程学报，2 0 19,1（1：42-49.ZHANG Nong,HAN Changliang,XIE Zhengzheng.Theory of continuous beam control and high efficiencysupporting technology in coal roadway J.Journal ofMining and Strata Control Engineering,2019,1(1):42-49.12谢正正，张农，韩昌良，等.煤巷顶板厚层跨界锚固原理与应用研究 J.岩石力学与工程学报，2 0 2 1，4 0(6):1195-1208.XIE Zhengzheng,ZHANG Nong,HAN Changliang,etal.Research on principle and application of roof thicklayer cross-boundary anchorage in coal roadways J.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2021,40(6):1195-1208.13何满潮，李晨，宫伟力，等.NPR锚杆/索支护原理及大变形控制技术 J.岩石力学与工程学报，2 0 16,3 5(8):1513-1530.HE Manchao,LI Chen,GONG Weili,et al.Supportprinciples of NPR bolts/cables and control techniquesof large deformationJ.Chinese Journal of Rock Me-chanics and Engineering,2016,35(8