大型综放开采必然带来沿空巷道断面尺寸大幅度扩大化、采场支承压力范围和峰值显著增大、采动影响程度剧烈化和矿山压力显现严重化,加之建设和发展资源节约型矿井的需要,使煤柱宽度日益缩小。在窄煤柱护巷条件下,传统煤巷矿压理论与控制技术均难以甚至根本不能适应新的综放开采生产技术条件和发展对保障沿空煤巷安全畅通之研究主体——顶板煤岩体破坏控制的要求。大型综放沿空煤巷顶板铅垂方向下沉破坏相对于巷道横截面铅垂中心轴呈现不对称、沿水平方向形成不对称挤压一松扩作用破碎带,出现大量旧式支护结构失效损毁乃至恶性冒顶等矿压现象,严重制约了大型综放高产高效开采的进一步发展。本文综合现场调研、理论分析、数值模拟和力学试验等方法综合研究了综放大断面沿空煤巷围岩稳定性及不对称的控制技术。在调研试验区的地质生产概况及相似大断面沿空巷道矿压显现情况的基础上,分析了综放大断面沿空煤巷的矿压规律和巷道维护特点,进而指出了原有支护方案存在的问题,并采集煤岩样进行了物理力学实验。阐述了综放大断面沿空煤巷的上覆岩层结构特征,进而分析弧形三角块的稳定,在此基础上研究了综放大断面沿空煤巷的覆岩运动形式、顶煤运移规律、沿空巷道位移场、非对称应力场影响因素以及对称与非对称载荷力学效应。提出了综放大断面沿空煤巷不对称调控系统,揭示了不对称桁架控顶的力学机理,得出了不对称控制系统的具体参数,并对沿空煤巷围岩稳定性进行了力学评价。最后,进行了不对称支护工业性试验,并完成了矿压观测。主要结论为：(1)20103运输平巷顶板的控制应将重点放在巷道中心偏煤柱侧,同时兼顾与煤柱交界附近的顶板,优化的设计应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。部分顶板破碎的地段网兜明显,钢筋网的支护作用不明显,应当使用菱形金属网代替钢筋网。(2)20103运输平巷巷帮变形较大,未支护的巷帮底部变形尤为突出,锚杆的支护强度及密度均不足,应适当加长锚杆的长度并增加锚杆数量,煤柱侧还应使用控制效果更好的螺纹钢锚杆。(3)20103运输平巷0-560m段的支护方案中锚索是按照巷道中轴线呈对称布置的,根据对巷道矿压显现特征的实际观测结果可知,沿空巷道的围岩破坏形式与破坏深度沿着巷道中轴线呈现非对称性,因此原有对称性布置的支护系统缺乏对实际矿压显现的本质性认识,支护效果达不到预期目标。(4)综放大断面沿空煤巷顶板岩层的水平运动更加突出。原有的支护理念主要是以控制巷道顶板岩层垂直下沉运动为主,特别是单体锚索的垂直布置方式更能说明该问题,由于没有能够有效提供可靠水平控制力的支护结构的存在,支护系统便不能提供有效的水平方向的支护力,整个支护系统也不能适应综放大断面沿空煤巷顶板岩层的水平运动,从而使得巷道围岩控制变得复杂与困难。(5)2号煤层属V类围岩,直接顶为属Ⅲ类围岩。煤样的自然密度为1412.62kg/m3,劈裂拉伸强度为1.046MPa,单轴抗压强度为13.89MPa,弹性模量为2062.39MPa,泊松比为0.362,粘聚力为2.3131MPa,内摩擦角44.34。。岩样的自然密度为2659.10kg/m3,劈裂拉伸强度为7.597MPa,单轴抗压强度为63.28MPa,弹性模量为11579.69MPa,泊松比为0.271,粘聚力为8.89MPa,内摩擦角47.39。(6)综放大断面沿空煤巷上覆基本顶断裂结构有四种基本形式：基本顶断裂线位置位于煤柱上方,基本顶断裂线位置位于巷道正上方,基本顶断裂线位置位于实体煤壁内侧,基本顶断裂线位置位于煤柱外侧,不能形成铰接结构,20103运输平巷基本顶断裂线在煤柱上方。(7)弧形三角块的回转下沉运动是沿空巷道呈现顶板不对称变形和水平剪切错动及煤柱失稳破坏的根本原因。弧形三角块以断裂线为轴回转造成沿空巷道顶板产生挤压变形、煤柱帮上下不对称变形以及实体煤帮下部倾斜水平挤出变形。(8)综放大断面沿空煤巷顶煤开裂位置在距巷道顶板中心1/8处偏煤柱侧。损伤煤体的破碎冒漏破坏了顶煤上覆结构的平衡状态,引起基本顶的回转,基本顶的回转又加重了顶煤裂缝处的挤压。巷道顶板经历着“冒漏-回转挤压-冒漏”的往复过程。综放大断面沿空煤巷顶板的支护设计应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。(9)综放大断面沿空煤巷顶板下沉量同一标高由实体煤侧向煤柱侧递增。其水平位移场,在同一标高巷道顶板水平位移量由实体煤侧向煤柱侧逐渐增加,相邻煤岩体内左侧会约束右侧煤岩体向左的水平位移,导致强烈的挤压变形。巷道两帮浅部的水平位移,在铅直方向由巷帮中部向顶底板递减,在水平方向同一标高由巷帮表面到深部逐渐减小。(10)综放大断面沿空煤巷铅直应力集中主要在巷道实体煤帮以及相邻已经采空的工作面。在顶板浅部,同一标高由巷道中心向两帮铅垂应力逐渐减小,在顶板深部,同一标高由实体煤侧向煤柱侧逐渐减小。巷道顶板中,在铅直方向随着标高增加铅直应力逐渐增大,在顶板浅部变化较快,在顶板深部变化减缓。(11)综放大断面沿空煤巷非对称应力场影响因素包括：煤柱宽度、巷道断面、煤层性质及开采深度。当煤柱承载较大和较小时,老顶层位分别形成均布垂直载荷和单斜垂直载荷,老顶层位之下分别为双斜垂直载荷和半凹槽垂直载荷。(12)在相等的平均载荷集度作用下,双斜载荷的力学效应最强,最易导致材料的拉剪破坏,半凹槽载荷的力学效应仅次于双斜载荷。均布载荷引起材料拉剪破坏的能力最弱,其次为单斜载荷。对称载荷引起的位移大于非对称载荷引起的位移,前者约是后者的两倍。(13)“多锚索-槽钢-钢筋组合圈梁”桁架结构可对薄弱的煤柱侧顶板进行加强支护。当巷道顶板岩层水平运动引起的组合梁沿其长度方向承载的作用力小于或等于连接组件夹紧产生的静摩擦阻力时,组合梁结构稳定,能够起到抑制巷道顶板水平挤压-松扩变形的作用；当组合梁承载的作用力大于连接组件夹紧产生的静摩擦阻力时,组合梁的长度能够适度加长或减小,以适应巷道顶板水平挤压—松动扩容变形。(14)采用“多锚索-槽钢-钢筋组合圈梁”非对称支护后,巷道顶板弯矩减小量计算公式为：当0≤x≤s时,(?)当s≤x≤b-t-l时,(15)通过数值模拟分析,得出120210回风平巷不对称桁架控制系统的最佳支护参数为锚索长度8m,,偏心距为450mm,跨距为1.4m。不同锚索长度时,巷道底臌量基本相同,锚索长度对底臌量的影响较小,而对巷道两帮和顶板的变形量影响较大。(16)120210回风平巷两帮和顶板稳定性评价表明,加固后锚杆索支护设计各项参数能满足巷道围岩稳定性要求。120210回风平巷顶板采用锚索桁架非对称支护设计实际安全系数远高于所需安全系数。120210回风平巷顶板设计只采用锚杆支护时不会发生压缩破坏,但会发生剪切破坏,需增加锚索支护。(17)在工作面推进过程中,120210区段回风平巷受采动过程中围岩变形量并不大,两帮对采动影响较为敏感,但两帮变形速度及变形量都在安全范围之内；顶底板在受采动影响时呈现缓慢增加趋势,基本不受采动影响。120210回风平巷在工作面采动影响下基本无离层现象,巷道维护状态比较稳定。(18)120210回风平巷超前支承压力影响范围在40m左右,支承压力峰值在23MPa左右,应力集中系数在2.48左右。在综放大断面沿空煤巷条件下,采动影响支承压力分布的范围较大,应力集中系数也有所增加。(19)综放大断面沿空煤巷顶板围岩变形特征在沿巷道中轴线两侧呈现出明显不对称性。这种不对称性主要体现为巷道顶板围岩不同的破坏深度以及相同顶板围岩深度不同变形程度的不对称,而且随着从实体煤侧向煤柱侧转移,巷道顶板围岩变形深度不断加大以及相同深度围岩变形程度不断加重。