特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用
掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术
掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术近年来沿空掘巷技术在我国得到了广泛的应用,但在生产中进行沿空巷道支护设计与施工时基本根据经验或工程类比来选择支护形式和参数,面临着巷道维护困难、变形量大等问题。
因此针对掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术进行研究对提高煤炭采出率、确保巷道安全具有重要意义。
本文综合运用试验测试、理论分析、数值计算模拟和现场实测等方法与手段,对掘采全过程综放沿空巷道围岩变形和应力演化规律进行了系统的研究,取得了如下成果:(1)利用万能试验机及MTS815.02岩石力学测试系统对煤岩岩样进行了基本力学性能及三轴蠕变性能测试,得到了煤岩蠕变变形规律,根据三元件Kelvin模型和改进的西原模型建立了三维应变状态下的蠕变本构方程,得出了不同应力条件下的蠕变曲线,为沿空巷道煤岩变形分析提供了理论依据。
(2)基于沿空掘巷巷道围岩变形及回采工作面覆岩运移规律并结合巷道围岩大小结构稳定性原理,分析了控制上区段弧形三角岩块稳定性的关键因素,建立了沿空巷道直接顶结构力学模型;系统分析了掘巷前、后直接顶结构受力特征,建立了弧形三角关键块体稳定性判定方程。
(3)根据放顶煤沿空巷道围岩结构特征,分析了顶煤稳定性影响因素,建立了顶煤变形力学模型,在Winkler弹性地基梁模型的基础上得到了顶煤下沉曲线(值)的解析解。
通过MATLAB编制计算程序,分析不同支护强度下顶煤下沉量与顶煤刚度的关系,得到了顶板下沉值与顶煤刚度的关系。
(4)基于回采阶段综放面沿空巷道围岩变形特征,研究了二次采动影响下基本顶压力叠加分布规律,建立了基本顶的非均匀弹性垫层薄板力学模型,分析了影响基本顶稳定的因素;根据沿空巷道顶板变形研究成果,建立实体煤帮和窄煤柱的平面应变流变力学模型,提出沿空巷道需随着采掘活动的变化分阶段分步骤的加强支护,并结合现场实际确定了窄煤柱合理留设宽度。
(5)通过数值模拟分析在掘进及回采期间不同宽度护巷煤柱的受力及变形大小,研究了窄煤柱宽度对掘巷期间和回采期间巷道应力和变形的影响,综合分析确定了窄煤柱合理留设宽度。
23-特厚煤层大采高综放面沿空掘巷支护技术
号煤层厚度为 11. 8 ～ 17. 7m，平均 14. 8m； 倾角为
2 ～ 6°，平均 3°，矿井相对瓦斯涌出量为 2. 21m3 /
t t，绝对瓦斯涌出量为 44. 6m3 / min。煤尘爆炸指数 网 e 为 37% ，具有爆炸危险。煤层自然发火期为 68d， 刊 j.n 自燃倾向性容易自燃。采用综采放顶煤一次采全高
护对煤柱的加固效果。现场监测结果表明： 巷道掘进过程中顶、底板移近量最大 57mm，两帮移近量
最大 64mm； 工作面回采过程中顶、底板移近量平均 131mm，两帮移近量平均 221mm，设计的支护方
案较好地控制了围岩移动； 巷旁支护可以减小煤柱侧煤壁变形，但造成实体煤侧煤壁变形量增加。
［关键词］ 特厚煤层； 大采高； 沿空掘巷； 小煤柱
w 3 锚网索耦合支护设计
w 3. 1 巷道支护参数
5204 巷为矩形断面，掘进断面尺寸 5200mm ×
3600mm，净断 面 尺 寸 5000mm × 3300mm。巷 道 采
用锚杆+锚索+W 钢带+锚索组合钢梁+金属网联合
支护，如 图 4 所 示，具 体 支 护 设 计 过 程 见 文 献
［14］。
51
总第 135 期
煤矿开采
2017 年第 2 期
工法”，并在多个顶板条件较好矿井试验成功； 成 云海［8］ 等人对特厚煤层综放开采采空区侧向矿压 特征及应用进行了探讨； 谢广祥［9］ 等人对综放面 倾向煤柱支承压力分布规律进行了研究，为特厚煤 层大采高综放工作面沿空掘巷技术的发展起到了推 动作用。但目前在特厚煤层大采高综放开采千万吨 级工作面沿空掘巷技术使用较少。本文针对塔山矿 8204 工作面开采技术条件，提出了与此条件相适 应的沿空掘巷支护方案，并对巷道围岩变形进行实 测研究。
厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制
沿空掘巷过程中，围岩稳定性对于保 证巷道安全和开采效率具有关键作用 。
沿空掘巷技术的提出
为了提高煤炭资源采出率和降低开采 成本，沿空掘巷技术被提出并广泛应 用于厚煤层开采中。
研究现状及发展趋势
国内外研究现状
国内外学者针对厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制进行了大量研究，提出了多种控 制方法和技术。
发展趋势
未来研究方向展望
深入研究厚煤层沿空掘巷围岩 失稳的微观机制和能量演化规 律，为围岩稳定控制提供更精
确的理论依据。
针对不同地质条件和采煤工 艺，进一步研究厚煤层沿空 掘巷围岩稳定控制技术和方 法的适用性和优化方案。
加强厚煤层沿空掘巷围岩稳定 控制技术的工程实践和推广应 用，提高煤炭开采的安全性和
经济效益。
随着科技的不断进步，厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制技术将朝着更加高效、智 能和绿色的方向发展。同时，对于围岩稳定性的预测和监测技术也将成为未来 的研究热点。
02
厚煤层沿空掘巷围岩稳定性影 响因素分析
Байду номын сангаас
地质条件对围岩稳定性的影响
煤岩体物理力学性质
煤岩体的硬度、强度和稳定性等物理力学性质对围岩稳定性有重 要影响。
支架选型与支护强度
支架选型和支护强度对控制围岩变形和保持稳定 性至关重要，不合适的选择可能导致围岩破碎和 失稳。
采空区处理
采空区处理方式对围岩稳定性有很大影响，如采 用充填法可以有效减小采空区顶板垮塌对围岩的 影响。
巷道布置对围岩稳定性的影响
巷道位置
巷道位置对围岩稳定性有显著影 响，如巷道布置在断层、褶皱等 构造复杂地段会增加围岩破碎和
监测点布置
在巷道关键部位设置监测点，实 时监测围岩变形和破坏情况。
厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制研究
《厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制研究》xx年xx月xx日CATALOGUE 目录•研究背景和意义•国内外研究现状及发展趋势•研究内容和方法•沿空掘巷围岩稳定控制技术研究•沿空掘巷围岩稳定控制技术应用效果分析•研究结论和展望01研究背景和意义1研究背景23厚煤层的开采在我国煤炭工业中占据重要地位沿空掘巷技术在厚煤层开采中具有显著优势沿空掘巷面临的关键问题是围岩稳定性控制提高厚煤层开采的安全性和效率促进沿空掘巷技术的发展和应用为我国煤炭工业的可持续发展提供技术支撑研究厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制方法分析影响围岩稳定性的主要因素提出有效的围岩稳定性控制措施并进行实验验证02国内外研究现状及发展趋势近年来，我国沿空掘巷技术得到了快速发展，研究方向主要包括围岩稳定性分析、巷道支护设计、采煤机及综掘设备应用等。
研究方向我国采煤技术逐渐向智能化、高效化、安全化方向发展，厚煤层开采技术也日益成熟，为沿空掘巷提供了有利条件。
采煤技术国内研究现状及发展趋势研究方向国外针对厚煤层沿空掘巷的研究主要集中在围岩稳定性分析、巷道支护优化设计、先进采煤机及综掘设备研发等方面。
采煤技术国外采煤技术相对成熟，尤其是自动化、智能化采煤技术的发展，为厚煤层开采和沿空掘巷提供了有力支持。
国外研究现状及发展趋势围岩稳定性控制问题厚煤层沿空掘巷过程中，上覆岩层及采空区的移动变形对巷道围岩稳定性产生不利影响，如何有效控制围岩变形是亟待解决的问题。
存在的主要问题巷道支护设计问题由于厚煤层的开采条件较为复杂，巷道支护设计仍存在一定难度，需要进行针对性优化设计，以确保巷道围岩的稳定性。
采煤技术装备问题虽然我国采煤技术逐渐向高效化、安全化方向发展，但与国外先进水平相比，采煤机及综掘设备的研发和应用仍存在差距，需要加强技术创新和研发力度。
03研究内容和方法研究内容沿空掘巷围岩稳定性机理研究研究厚煤层条件下，沿空掘巷围岩的应力分布、变形特征、失稳机制等，为围岩稳定性控制提供理论指导。
厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制研究[论文]
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厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制研究【摘要】地下开采中围岩的稳定性是与围岩本身的完整性和强度相关的，也受外部的应力状态的影响，就影响巷道围岩稳定性影响因素而言，主要有围岩赋存环境、开挖扰动和开挖支护。
本文综合研究了厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制的理论分析、控制机理、施工要求，最后做了总结，有较高的实用价值。
【关键词】深部巷道厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制1 厚煤层巷道围岩稳定理论分析未经采动的岩体，在巷道开掘以前通常处于弹性变形状态，岩体的原始铅直应力等于上部覆盖岩层的重量。
巷道开掘后原岩应力重新分布，一般将巷道两侧改变后的切向应力增高部分称为支承压力。
随着应力重新分布，巷道围岩内出现应力集中，通常巷道两侧的应力集中系数为2～3。
此时巷道周边围岩将承受的铅直压应力。
由于处于周边的岩块侧向应力为零，为单向压缩状态。
随着远离巷道表面，岩块逐渐变为三向应力状态。
岩体力学性质对巷道围岩稳定性影响是均称的，随围岩自身强度的增加，巷道周边各处稳定性越来越好；外界施加的围岩压力对巷道围岩稳定性影响也是均称的，随压力的增加，巷道周边各处稳定性越来越差，解释了随开采深度的增加，巷道维护越来越困难；构造应力对巷道围岩稳定性影响是非均称的，水平应力主要影响巷道顶底板稳定性，垂直应力主要影响巷道两帮稳定性。
2 围岩稳定控制机理围岩内存在各种节理、层理、裂隙等不连续面，这些结构面的分布与强度对岩体的整体强度影响很大，岩体在外力作用下破坏时，首先是结构面的破坏，进而造成整体强度的降低，但结构面的强度一般较低，成为岩体中的薄弱环节，深部开采时，在高构造应力作用下，这一薄弱环节会被放大，极易发生剪切破坏。
锚杆支护能有效地提高结构面的抗剪强度，具体作用示意图如图1所示。
围压越大，岩石强度越高，在围岩破坏前，围压的增长对于岩石强度的增加并不明显，但围岩破坏后，岩石的残余强度对围压比较敏感，较小围压的增长亦能有效地提高围岩的残余强度，改善被锚固岩体的力学性能，从而有利于保持巷道围岩的稳定。
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术煤矿综放工作面沿空留巷技术是一种在采煤工作面建设过程中采用的一项重要技术。
它主要是指在煤矿综合采空区的开采工作中，通过设计和建设沿空留巷，以提高采煤工作面的安全性和效率。
本文将对煤矿综放工作面沿空留巷技术进行浅析，从技术原理、设计要求以及施工实践等方面进行探讨。
一、技术原理煤矿综放工作面沿空留巷技术的原理是基于采煤过程中存在的综合采空区导致工作面周边岩层破坏和变形现象。
在这种情况下，如果不采取有效的措施进行支护和加固，很容易导致工作面的崩塌和事故的发生。
为了解决这一问题，煤矿综放工作面沿空留巷技术应运而生。
沿空留巷技术的原理是在工作面的两侧设置一定距离的留巷，用来承担工作面周边岩石的荷载和支撑作用。
留巷的设置还能够有效地减小采空区的危害范围，保证工作面的安全生产。
二、设计要求1. 留巷的宽度和间距在设计沿空留巷的时候，首先需要确定留巷的宽度和间距。
留巷的宽度需要根据工作面的采煤工艺、周边岩层的稳定性和煤层的厚度等因素来确定。
一般来说，留巷的宽度应该能够满足工作面施工和采煤设备的运行需要，同时也要考虑到岩层的稳定和安全要求。
留巷的间距一般应该在20~30米左右，同时还需要考虑到采空区的控制范围和沿空留巷的支护能力。
为了保证留巷的稳定性，间距不能太大，同时为了最大限度地减轻岩层受力，间距也不能太小。
设计留巷的宽度和间距需要兼顾工作面的需要和岩层的稳定性。
2. 留巷的支护方式在设计沿空留巷时，需要考虑到留巷的支护方式。
根据工程地质条件和留巷的尺寸，可以采用不同的支护方式，比如钢架支护、锚索支护、混凝土支护等。
在选择支护方式的时候，需要充分考虑到留巷的稳定性和工程经济性，保证工作面周边的岩层能够得到有效的支撑和加固。
三、施工实践煤矿综放工作面沿空留巷技术不仅需要在设计阶段进行科学合理的规划，同时在施工实践中也需要谨慎操作，确保工作面的安全和稳定。
在施工实践中，首先需要对留巷的位置和尺寸进行仔细的勘测和测量，在确保结构稳定的前提下，进行相应的掏槽和支护工作。
沿空掘巷围岩控制技术
沿空掘巷围岩控制技术沿空掘巷围岩一般松软破碎、强度低，在工作面采动影响时，老顶岩层弧形三角块结构旋转下沉，塑性区、破碎区迅速扩展，导致巷道变形剧烈。
围岩的稳定性主要取决于围岩强度、应力状况及支护与围岩的相互作用关系。
沿在具体的支护过程中要合理利用和充分发挥围岩自身强度，要避开应力高峰区，沿空掘巷一般在上区段工作面采完应力重分布完成之后，沿着采空区边缘掘进巷道，从而避开采动影响带来的支承压力。
围岩承载力与支护在时间上要耦合，即围岩自身要具有一定的承载力又不至于存在难以支护的有害变形且使支护发挥最大的承载能力。
因此沿空掘巷合理围岩控制技术的研究显得尤为重要。
目前，锚杆和锚索已经广泛应用于我国煤矿回采巷道的支护中，对于促进煤矿安全高效生产有显著的作用，由于锚杆和锚索支护技术对于巷道围岩条件有较高的依赖性，对于沿空巷道，在支护的过程中，单纯的依靠增加锚杆、锚索的数量、刚度以及强度，不仅增加了支护成本，而且还不一定达到控制围岩变形的目的。
因此在支护过程中应该注重锚杆锚索的耦合支护，针对沿空巷道围岩由于塑性大变形而产生的变形不协调部位，通过锚网—围岩以及锚索—关键部位支护的耦合而使其变形协调，从而限制围岩产生有害的变形损伤，实现支护一体化，荷载均匀化，达到控制巷道稳定的目的。
4.1 沿空掘巷围岩控制机理4.1.1 围岩-支护共同作用原理支护所受的压力及其变形，来自于围岩在自身平衡过程中变形或破裂导致的对支护的作用。
因此，围岩状态及其变化状况对支护的作用有重要影响。
另一方面，支护以自己的刚度与强度抑制岩体变形和破裂进一步发展，而这一过程同样也影响着支护自身的受力。
于是，围岩与支护形成一种共同体；共同体两方面的耦合作用和互为影响的情况成为围岩-支护共同作用。
一种情况是，当岩体内应力达到峰值前，支护已经到位，岩体的进一步变形（包括其剪涨与扩容）破碎受支护阻挡，构成围岩与支护共同体，形成相互间的共同作用。
如果支护有足够的刚度与强度，则共同体是稳定的。
厚煤层综放开采窄小煤柱沿空巷道围岩控制技术研究
南 部 为 已 回采 。
１ １０工作面之 间留设 了 １ｍ的区段保护煤柱。 ２９ ０
２ 沿空巷道 围岩 稳定 性影 响因素
・
为了保证煤柱尺寸降低后区段巷道 的稳定性 ， ｕ型钢进行
３ ・ ０
煤矿现代化2010r第6期总第99期厚煤层综放开票窄小煤挂沼室巷道国岩控制技术研究万武亮煤炭工业郑州设计研究院有限公司河南郑州450007摘要根据厚煤层综放开采窄小煤柱沿空巷道围岩变形大难支护的特点分析了影响综放沿空巷道围岩稳定性的因素根据合锚杆锚索金属网和u型钢不同支护方式作用机理设计了锚索网u型钢联合支护方式并对锚杆和锚索的锚固力以及现场巷道围岩变形进行了现场实测
支护强度只与破裂区厚度近似呈线性关 系 ，但对控制塑 性 区 的 变 形并 不 明显 。 、
２ 煤 柱பைடு நூலகம்埋 深 ． ３
色细砂岩 ，底部夹有薄层 的黑灰色粉砂 岩。直接底为炭质泥 岩、 泥岩互叠层 ， 煤层综合柱状图如图 １ 所示 。
当埋深超过 ４ ０ ５ ｍ时 ， 破裂 区的变化 幅度要远大于塑性 区 的变化 幅度 ， 说明 ， 这 随着深度 的增加 ， 加强煤 帮的支 护以提 高破裂区煤体 的强度非常必要 。
中 图分 类 号 ：Ｄ ５ Ｔ ３３ 文 献标 志码 ： Ｂ 文 章编 号 ：０ ９ ０ ９ （ ０ ００ — ０ ０ ０ １０ — ７７ ２ １ ）６ ０ ３ — ３
综放 沿空掘巷是一类特殊 巷道 ，其围岩特征 与普通 回采 巷道不同 ， 也与较 留宽煤柱护巷的综放 回采巷道不 同 ， 研究特 厚软煤层综放 面回采巷道 围岩控制技 术就有重要 的意 义 １ 。 本文以某矿 １ １０工作 面为地质背 景 ，分析了影响综放沿空 ２７ 巷道围岩稳定性 的因素 ， 设计 了“ 网索 ＋ 锚 ｕ型钢” 联合支护技
综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究
综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究控制沿空巷道围岩的长期稳定是综放沿空掘巷技术的关键,论文以综放沿空巷道及其上覆基本顶为研究对象,综合采用理论分析、数值模拟分析和工业性试验分析等研究方法,对综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术展开了系统研究,重点分析了关键岩块B的稳定性、沿空巷道稳定性主要影响因素、基本顶断裂位置对沿空巷道稳定性影响和沿空巷道长期稳定控制技术,取得了以下主要研究成果:(1)基于沿空巷道关键岩块B受力情况,建立了关键岩块B基本力学模型,分析了断裂线在窄煤柱外侧、巷道正上方、实体煤壁内时关键岩块B的8种受力情况及其稳定性,掌握了基本顶断裂线位置对关键岩块B稳定性影响规律。
(2)基本顶4个主要因素对沿空巷道围岩稳定性影响程度依次为:基本顶高度>基本顶断裂位置>关键岩块B长度>基本顶强度。
(3)沿空巷道稳定性与基本顶高度及其断裂位置关系密切。
随着基本顶高度增加,巷道围岩变形量逐渐增加。
当基本顶断裂位置位于巷道正上方时,沿空巷道围岩变形量最大。
当基本顶断裂位置位于窄煤柱外侧时,基本顶高度为0m时巷道围岩变形量最小。
当基本顶断裂位置位于实体煤壁内时,基本顶高度为5m、10m时巷道围岩变形量最小。
掘巷位置应选择在基本顶断裂线的内侧,应避免在基本顶断裂线正下方布置巷道。
(4)巷道支护应考虑基本顶断裂位置对沿空巷道稳定性影响,根据巷道围岩应力集中程度及范围确定锚杆支护参数。
(5)工程应用效果表明,留设煤柱宽度是合理的,基本顶断裂位于煤柱靠近采空区侧上方,支护方案能够有效控制巷道围岩变形,满足了工作面回采要求,并取得了满意的技术经济效益。
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术煤矿综放工作面沿空留巷技术是指在综合采煤工作面进行采准沿的通过一定的施工技术，在地质条件允许的情况下，在煤层顶板留出一定尺寸的空间，形成沿空留巷。
这种技术不仅有利于采煤作业的安全高效进行，而且有利于煤矿资源的合理利用，减少煤矿采空区对地表及地下水资源环境的影响。
本文将从沿空留巷技术的优势、施工方法以及存在的问题及对策等方面对这一技术进行浅析。
一、沿空留巷技术的优势1. 提高采煤效率在综合采煤工作面进行采准沿的沿空留巷技术可以进一步提高采煤效率。
通过留巷可以实现采煤和支护同时进行，减少了煤层开采的顺序，提高了开采效率。
沿空留巷还可以减少对矿柱的影响，降低支护难度，进一步提高了采煤效率。
2. 减轻地表和地下水资源的影响采煤造成的地表沉降和地下水涌出是煤矿开采的一大难题，而沿空留巷技术可以一定程度上减轻这一影响。
留巷可以减少煤矿采空区对地表的损害，降低了煤矿对地下水资源的侵蚀。
3. 保护煤矿资源沿空留巷技术可以有效地保护煤矿资源。
通过留巷，可以避免煤层的过分开采，减少了煤矿资源的浪费。
留巷还可以延长煤矿的生产寿命，实现煤炭资源的更加合理利用。
1. 钻孔爆破法沿空留巷的施工方法有多种，其中比较常见的是钻孔爆破法。
首先在煤层顶板和煤层之间的岩层上进行钻孔，然后将炸药装入钻孔中，进行爆破。
通过爆破的方式对岩层进行破坏，形成足够的空间，留出沿空留巷。
2. 液压掘进法液压掘进法是另一种比较常见的施工方法。
通过使用液压掘进机械，在煤层顶板和煤层之间的岩层上进行掘进作业，形成沿空留巷。
这种方法施工简便，效率较高。
3. 桩架支护法在沿空留巷的施工过程中，为了保证留巷的稳定性和安全性，通常会采取桩架支护法。
这种方法是在留巷的周边设置桩架，用以支撑岩层，防止其发生坍塌，确保留巷的安全施工和使用。
三、存在的问题及对策1. 安全问题沿空留巷技术虽然在提高采煤效率的也增加了一定的安全风险。
煤矿工作者在施工过程中需要面临顶板垮塌、瓦斯积聚等危险，因此需要加强安全管理，配备必要的安全设备，保证施工人员的安全。
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术煤矿综放工作面沿空留巷技术是指在综放工作面上采用沿空留巷的方式来支护和保护工作面，以确保工作面的安全和稳定。
本文将从煤矿综放工作面的特点、沿空留巷技术的原理与优点、设计与施工要点以及存在的问题与解决方法等方面进行浅析，旨在为煤矿工程技术人员和管理人员提供一定的参考和指导。
一、煤矿综放工作面的特点煤矿综放工作面是指煤炭综合采矿工作面，主要由采煤机、运输设备、支护设备等组成。
综放工作面存在着工作空间狭窄、地质条件复杂、瓦斯、煤尘等危险因素多等特点，工作面的安全性和稳定性是至关重要的。
二、沿空留巷技术的原理与优点沿空留巷技术是指在综放工作面上，利用煤柱或者煤矿矿岩体作为自然支架，将巷道留在煤柱或者煤矿矿岩体的上部，以减少对采动煤柱的影响，保证工作面的安全稳定。
沿空留巷技术的优点主要有以下几点：1.提高了工作面的采煤效率。
通过沿空留巷技术的应用，可以减少对煤柱的影响，提高了采煤机的工作效率。
2.减少了支护成本。
采用沿空留巷技术可以有效地利用煤柱或者煤矿矿岩体作为自然支架，减少了对支护材料的需求，降低了支护成本。
三、设计与施工要点1.合理确定留巷位置。
留巷位置应该尽量选择在岩石层或煤炭层的上方，以确保煤柱或煤炭矿岩体的稳定支撑作用。
2.选择合适的支护方式。
根据留巷位置、地质条件等实际情况，选择合适的支护方式，采用钢支架、木支架、煤巷等方式对留巷进行支护。
3.加强巷道排水和通风。
对留巷进行排水和通风工作，以确保留巷内的空气清新、排水畅通，保证工作面的安全与稳定。
4.加强留巷巷道的监控。
通过监控留巷巷道的变形情况、压力变化等数据，随时掌握留巷的工作情况，及时采取相应的措施。
四、存在的问题与解决方法在实际应用中，沿空留巷技术也存在一些问题和挑战，主要包括留巷位置选择不当、支护方式不合理、巷道排水及通风难题等。
为了解决这些问题，可以采取以下措施：1.严格按照设计要求进行施工。
在施工过程中，要严格按照设计要求进行施工，并加强现场管理，确保施工质量。
综放开采沿空留巷围岩控制技术
综放开采沿空留巷围岩控制技术发布时间：2022-12-06T02:18:23.856Z 来源：《福光技术》2022年23期作者：李晨[导读] 沿空留巷可降低巷道掘进工程量及掘进成本，提高采掘比，并在一定程度上缓解矿井采掘接替紧张局面。
因此下文将对其展开论述。
晋能控股装备制造集团晟泰公司生产管理部山西省晋城市 048000摘要：沿空留巷可降低巷道掘进工程量及掘进成本，提高采掘比，并在一定程度上缓解矿井采掘接替紧张局面。
因此下文将对其展开论述。
关键词：综放；开采；沿空留巷围岩控制技术1煤矿综放开采沿空留巷围岩控制技术的现状随着高水材料的发明和它在建筑行业的广泛使用，煤矿综放开采沿空留巷围岩控制技术的成熟度有了很大的提高。
科学家对高水材料充填进行了一系列复杂的试验，取得了一系列进展，但目前仍存在一些急需解决的问题。
首先，煤矿综放开采沿空留巷围岩控制技术中对于围岩变形的控制效果还不明显，需要技术人员和管理人员不断进行测试，探索出新的技术和方法来对围岩变形问题进行控制和解决，这样才能提高我国煤矿开采行业的开采效率，保证煤矿开采人员的人身安全。
其次，煤矿综放开采沿空留巷围岩控制技术的实施过程中，很多充填体由于材料的坚固性不够好，抗变形能力较差，抗风化能力也不强，很容易在使用过程中受到损坏，降低材料的使用寿命，很容易由于材料受损而导致煤矿作业出现问题，给采矿人员的生命安全造成危险。
最后，煤矿综放开采沿空留巷围岩控制技术中的支撑物质目前也仅仅能进行最基本的顶回转运动，不能进行更全面的转动，同时，由于支撑物十分容易发生变形等问题，造成沿空留巷效果不理想的后果。
因此，技术人员和科学家目前应该集中解决的一个问题就是增强充填体的支护强度，确保支撑物不会轻易发生损伤，同时也需要尽力增强基本顶岩层的回转位移能力，这样才能够最大限度提高采矿作业的效率和安全性，给企业带来更大的经济效益。
2综放开采沿空留巷围岩控制技术的应用本文以某煤矿4305综放工作面为工程背景，对沿空留巷巷道采空区侧围岩控制技术进行详细阐述，以期能为其他矿井沿空留巷工作开展提供一定指导。
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术
浅析煤矿综放工作面沿空留巷技术煤矿综放工作面沿空留巷技术是一种常用的煤矿采掘方法，基本原理是在煤矿综放工作面煤岩爆破掏煤过程中，将煤岩爆破掏除后的空间保留留作巷道，以供瓦斯抽放和人员逃生等使用。
该技术的主要优点包括以下几个方面：一、提高安全性。
煤矿综放工作面沿空留巷技术能够保留一定的空间作为通道，当发生事故时，可以通过空留巷的使用进行瓦斯抽放和人员撤离，提高逃生通道的可靠性和安全性。
二、节约资源。
由于煤矿综放工作面沿空留巷技术可以利用爆破掏煤后形成的空间作为巷道，因此不需要再单独开挖巷道，可以节约开挖巷道的资源和成本。
三、提高采矿效率。
煤矿综放工作面沿空留巷技术可以使采矿工作面向两边延伸，增加开采面积，提高采矿效率。
一是对煤矿深度的限制。
由于煤矿综放工作面沿空留巷技术需要在爆破掏煤后形成的空间进行巷道开挖，因此对于深部煤矿来说，由于爆破后的空间不足以满足巷道开挖的需求，该技术的适用性受到限制。
二是对瓦斯抽放的要求高。
煤矿综放工作面沿空留巷技术往往需要对爆破后的空间进行瓦斯抽放，以保证巷道内的瓦斯浓度达到安全范围。
煤矿瓦斯赋存规律复杂，瓦斯抽放工程设计难度大，需要综合考虑煤层瓦斯补给、巷道瓦斯渗流和瓦斯抽放系统等多个因素，增加了工程的难度和风险。
三是对采矿技术的要求高。
煤矿综放工作面沿空留巷技术需要在爆破掏煤工艺基础上进行巷道开挖，对采矿技术要求较高，需要具备丰富的采矿经验和技术实力。
煤矿综放工作面沿空留巷技术是一种具有优点和挑战性的煤矿采掘方法。
在应用时需要根据具体情况综合考虑，合理选择和设计巷道系统，确保煤矿的安全运营和高效开采。
深井综放工作面沿空留巷围岩控制技术研究
计算时 间／ 时步
臌 。控 顶 固帮 ， 加 固帮角 ， 增 强 角部 抗 剪 能 力 ， 切 断 滑移 线 ， 有 利 于 控 制底 臌 、 沉 顶 和臌 帮 。 因此 ， 对 于
成顶板 、 底板 压 缩 变 形 ， 出现沉 顶 、 底臌现象 ， 沉顶 、 底 臌后 两 帮 承受 的垂 直应 力 进 一 步增 大 ， 从 而导 致 臌帮 ； 另 一方 面 ， 受 本 工作 面采 动影 响时 ， 高垂 直 应
力易通过两帮传递给底板 ， 造 成 底 板 滑移 ， 产 生 底
与 浅埋 巷 道相 比 ，深 埋 巷道 具 有 变形 量大 、 变
形 速 度 快 及 蠕变 等 特 点 ，为有 效 控 制 巷 道 围岩 变
形， 一 般采 用早 抗 、 强 抗 支 护方 案 。通 常 情 况下 ， 高
“ 承——荷载体 ” 相互作用是沿 空留巷液压 支
架 工作 阻力 确定 的 。沿 空 留巷超 前支 架合 理工 作 去 顶 的 步骤 为 ： 力 矩平 衡 关 系 ， 力学 模 型 ； 基 于 围岩 控
深井综 放工 作 面沿 空掘 巷 ， 须 强控 顶 ， 固帮 角 。
１ ． ２支 护 工 艺
相对较大 ， 所 选 支 架 工 作 阻力 ， 极 易 发 生 压 架 或 挤 架 ，如 我 国多 个 曾 因选 用 的超 前 液 压 支 护 强 度 偏 小， 现场 支架 推移 不动 ， 不得 不将 其 升井 。
顶 煤 滑移 、，有 效保 护 承 载 圈 ； 利 用 锚 杆 延 伸率 大 的特 点 ， 适 应 巷 道 围岩 大变 形 ； 充分 发 挥 钢 带 网均
沿空巷道围岩控制技术研究与应用
４ 一 锚杆（ 索） 轴力 监测 使 用锚 杆 （ 索） 测 力计 对 锚 杆 （ 索） 受 力进 行 检测 ， 根 据 现 场监 测 结 果 ， 锚 杆 受 力 与表 面位移监测 的变化趋势基本一 致 ， 都 在 掘 进前期 。 煤柱宽度较小时 ， 巷道顶板锚索、 锚 杆 受 力值 大 。 从 现场 支 护 效 果 看 ， 有部 分 锚索、 锚 杆 破 断 失 效现 象 ， 失效锚杆主要出 现 在 煤 柱 侧 帮 及 肩角 区域 ， 失效锚杆约 占 锚 杆总 数 的ｌ Ｏ ％～２ Ｏ ％。 从破 坏 形式 来看 ， 锚 索 为 拉 破坏 ， 锚 索 受 拉后 钢 绞 线 单 根 破 断 ， 后 剩余 钢 绞 线 逐 步 受 拉 破 断 ； 顶 锚 杆 破 坏 Ｘ ２． ５ ｍ。 主 要形 式 为 锚 杆 杆 体 受 剪 破 坏 ； 玻璃 钢 锚 ３ 。 ２施 工要 求 杆 普遍 存 在 拉 断 或 者 螺 纹 滑 脱 破 坏 ， 说 明 前 排 锚 杆 距迎 头 不 超 过 ０ ． ９ ｍ， 顶板 挂 锚 杆 受 力 大 干 螺 纹 钢 锚杆 的 强 度 ， 煤 柱 侧 网紧跟迎头 ， 两帮挂网可滞后迎头５ ｒ ｆ ｌ ， 并 帮 向 内 发 生 了 明 显位 移 ， 尤 其 是 顶 板 的 接 且 两帮 底部 裸露 不得 超 过０ ． ８ ｍ， 顶 板 锚 杆 触面 ， 位移 量 达 到 ５ ０ ｍｍ ， 该 区域 内锚 杆 以 必 须 打 在钢 带 预 留孔 内 。 顶、 帮 网 必 须 贴 紧 拉 剪 破 坏 为 主 。 岩面， 并有一定预拉力。 锚 素 支 护按 照规 定 间排 距 必 须 紧 跟 迎 头 ， 锚 索 预 应 力 不 小 于 ５ 结论 ｌ ５ ０ ｋ Ｎ。 遇 有 围岩 稳 定 性较 差 时 ， 锚 杆 间排 （ １ ） 根 据 现 场 条件 ， 采 用 不 对称 支 护 ， 有 距 适 当缩 小 ， 并 且 帮 部 护 网 更换 为 金 属 网 。 利 于 工 作 面 回采 和 采 煤机 维 护 又兼 顾 支护 效果和安全管理 。 （ ２ ） 现场观测表明 ， 在６ ｍ煤 柱 情 况 下 ， ４ 巷道支护效果 设 立 观 测 站 对 留 巷 和 支护 效 果 进 行 观 支护 方 案 可 行 ， 取 得 了较 好 的 支护 效 果 。 测， 以 下 所 得 数 据 为 各 个 测 点 掘 进 期 间巷 道位 移 和 受 力 的 观 测 结 果 。 参考文献 ［ １ 】奚家 米 ， 毛久海 ， 杨 更社 ， 等． 回 采 巷 道 ４． １巷 道表面 位移 监测 随 巷 道 掘 进 头 的 前移 ， 巷道 开 始 变 形 ， 合理 煤 柱 宽 度 确 定方 法 研 究 与 应用 【 Ｊ 】 ． 主 要 变 形 量 都 产 生 在 巷 道 掘进 前 期 ， 约 一 采矿 与安全工程学 报 ， ２ ０ Ｏ ８ （ ４ ） ： ４ ０ ０ — ４ ０３． 周范围内， 变 形 量 的值 和 速 率 都较 大 。 顶 板 变 形 主要 集 中在 掘 进 初期 ， ９ ０ ％ 的 变 量 发生 ［ ２ 】郝 长 胜 ， 程志明 ， 赵海兵 ， 等． 燕 山 煤 矿 在这个阶段。 两 帮 变 形 大干 顶 板 ， 变 形 趋 稳 区段 护 巷 煤 柱 的理 论 分 析 和 数 值 分 析 周期长 ， 约ｌ ５ 天左右 。 …． 煤矿 开 采 ． ２ ０ ｌ ｌ （ ６ ） ： ３ ３ －３ ６ ． ４ ． ２ 围岩 深部位 移监测 ［ ３ ］陈 新 ， 李 文峰 ， 赵登 荣 ， 等 ． 窄 煤 柱 护 巷 及锚 杆 支 护技 术 实践 ［ Ｊ 】 ． 能 源 技 术 与 管 工作面掘进 期 间， 对 巷 道 顶 部 煤 体 深 理 ， ２ ０ ｌ ０ （ ３ ） ： ７ ５ － ７ ７ ． 部位移 进行了监测 ， 以研 究 分 析 巷 道 顶 部 ４ ］李 保 顺 ， 龙军 ， 李 幸字 ． 沿空 留巷 巷 旁 支 围岩 变 形 状 态 。 由 围 岩 深 布 位 移 曲 线 可 以 ［ 看出 ， 顶 部煤 体 浅 部 （ 锚 杆锚 固范 围 内） 煤层 护体 稳 定 性 及 围 岩控 制 技 术 ｆ Ｊ 】 ． 煤 矿 开 离层 值 约总 位移 量 的 ３ Ｏ ％～４ ０ ％， 中部（ 锚 杆 采， ２ ０ ｌ ２ （ ４ ） ： ６ ６ － ６ ９ ． 锚 固 端 至 锚索 自 由 段端 部 ） 离 层 值 约 占 总 位移量的４ ０ ％～５ ０ ％， 而 锚 素 锚 固段 以上 离 层位 移 值 约 占 总 位移 量 的 ｌ ０ ％～２ Ｏ ％。 从 离 层 的 分 布 范 围 看 主 要 的 离 层总 量 不 大 ， 主
特厚煤层小煤柱沿空掘巷围岩控制技术实践
收稿日期2019-09-30作者简介 雷春亮（1991-），男，山西应县人，2015年7月毕业于大同大学煤炭工程学院采煤专业，本科，助理工程师，现从事井下采煤工作。
特厚煤层小煤柱沿空掘巷围岩控制技术实践雷春亮（大同煤矿集团马道头煤业有限责任公司，山西 大同 037100）摘 要为了解决特厚煤层大采高综放开采强动压影响下小煤柱沿空掘巷围岩控制难题，结合马道头矿5211回风顺槽地质情况，分析了留小煤柱沿空掘巷的关键技术及巷道锚网支护技术，并进行了井下试验。
试验结果表明：通过确定合理煤柱宽度、切顶卸压以及高强锚网支护后，巷道围岩变形量较小，围岩稳定可控，满足安全使用要求。
关键词特厚 沿空掘巷 支护中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2020.03.020Practice on Controlling the Surrounding Rock along Roadwaywith Small Coal Pillar in Extra - thick Coal SeamLei Chun-liang（Datong Coal Mine Group Madaotou Coal Industry Co., Ltd., Shanxi Datong 037100）Abstract : In order to solve the problem of surrounding rock control of gob side entry of small coal pillar under the influence of strong dynamic pressure, combined with the geological situation of 5211 return air chute in Madaotou Mine, the key technology of gob side entry of small coal pillar and the supporting technology of roadway anchor net are analyzed, and the underground test is carried out. The test results show that, after determining the reasonable width of coal pillar, pressure relief of cutting top and high strength anchor net support, the deformation of the surrounding rock is small, the surrounding rock is stable and controllable, and meets the requirements of safe use.Key words: extra thick gob side entry driving support近年我国煤矿采用小煤柱护巷和无煤柱开采、提高煤炭资源回收率已成为各大矿区主要发展方向。
厚煤层无煤柱沿空留巷围岩“卸压-支护”机理及控制技术研究应用
5根锚杆,12413工作面侧巷道采用220X2 000 mm，
间排距为750 mmXl 000 mm的螺纹钢锚杆支护。
第二部分:巷道8 m以上深部围岩，
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Fig. 5 Cutting effect diagram of slit hole
FANG Jixiang, ZHANG Jiafei (Ordos Zhongbei Coal Chemical Co. , Ltd. , Ordos 017000, China)
Abstract: In order to determine the parameters of the roadway surrounding rock cutting and decompression and suppor ing mechanism whenLheLhick coal seam of Selian No. 2 coal seam is kepLalongLhe gob inLhe Lhickcoalseam!LheoreLicalanalysis!numericalsimulaLion!engineeringanalogyandindusLrialLesLresearch meLhodsareusedLocorrelaLeLheroadwayreLenLion.TheparameLersaresLudied!andLheresearchshows LhaLLheLheore ical analysis deLerminesLhaLLhe shorLerLhe roof can ilever beam ofLhe goaf roadway is!Lhe lowerLheroofpressureisandLhesLabiliLyofLheroadwaysecionincreaseswiLhLheincreaseofLhecu ing roofheighLofLhesurroundingrock.Thesli holepeekingdeLerminesLhaLLhechargesLrucLureis3-2-2-2-21-0,the roof surrounding rock can form a kerf surface,and the kerf effect is better；numerical simulation and on-site industrial test studies show that the retaining section adopts deep and shallow surrounding rock “layeredsupport$when supporting parameters!the roof anchor cable anchors the surrounding rock to stabilizetheworkingfacedynamicpressureafectsthedistanceoftheroadwaysectiontobe270.4 m and the maximum deformation of the roof and floor of the roadway is 628. 92 mm!which meetstheneedsofsafe andeficientproduction.Theresearchprovidesmineswiththesametypeofgeologicalconditions.reference. Keywords: thick coal seam； keep roadway along goaf； pressure relief and support； efficient production
厚煤层沿空掘巷围岩稳定控制
沿空掘巷的围岩变形具有非线性、时变性和空间 差异性等特点，其中顶底板移近量最大，两帮移 近量次之，底板隆起量最小；
在厚煤层沿空掘巷过程中，应采取预应力锚杆（ 索）支护、锚网索耦合支护和注浆加固等综合支 护技术措施，以控制围岩变形和破坏。
研究不足与展望
本文研究存在以下不足之处 1. 仅考虑了单一煤层的情况，未涉及多煤层联合开采的复杂情况； 2. 未对厚煤层沿空掘巷的地质条件进行全面分析，可能存在遗漏；
目前，我国厚煤层开采主要以综放开采为主，但综放 开采存在煤炭损失率高、资源回收率低等问题，且在 开采过程中容易引发围岩失稳等安全事故。沿空掘巷 技术作为一种新型的厚煤层开采方法，可以有效降低 煤炭损失率，提高资源回收率，同时避免或减少对围 岩的破坏，保证围岩的稳定性。因此，研究厚煤层沿 空掘巷围岩稳定控制方法对于提高煤炭开采技术水平 、保障安全生产具有重要意义。
注浆加固技术
注浆加固技术是通过向围岩裂 隙中注入浆液，改善围岩的物 理性质和力学性能。
注浆材料可根据工程需求选择 水泥、聚合物等不同材料。
注浆加固技术可有效地提高围 岩的整体性和稳定性，防止围 岩变形和破坏。
锚索支护技术
锚索支护技术是在锚杆支护的 基础上，通过锚索对围岩进行
深层加固。
锚索具有较大的长度和直径， 能够深入到围岩的深层结构中
护措施。
锚杆支护方案设计
锚杆类型与参数
根据围岩特征和稳定性评价结果，选择合适类型的锚杆，如左旋 无纵筋锚杆、预应力锚杆等，并确定锚杆的直径、长度、间排距 等参数。
锚固方式与安装工艺
采用端头锚固或全长锚固方式，根据实际情况选择合适的锚固剂 和安装工艺，确保锚杆锚固可靠。
支护方案设计
根据稳定性评价结果，设计合理的锚杆支护方案，包括锚杆布置方 式、角度、数量等，确保支护效果满足要求。
特厚煤层综放工作面沿空巷道合理煤柱宽度与围岩控制
特厚煤层综放工作面沿空巷道合理煤柱宽度与围岩控制李生鑫;杜朝阳;翟春佳【摘要】煤柱宽度是影响特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定的重要因素.以马道头煤矿8211工作面回风平巷为工程背景,通过理论分析和数值模拟研究了煤柱的合理宽度,确定煤柱宽度为8m.分析了窄煤柱情况下沿空巷道围岩的控制难点,结合现场实际生产地质条件综合确定了不对称支护方案.现场试验表明,综放沿空巷道围岩控制效果好,具有较好的经济效益和社会效益.【期刊名称】《煤矿安全》【年(卷),期】2018(049)005【总页数】4页(P147-150)【关键词】特厚煤层;沿空掘巷;窄煤柱;不对称支护;数值模拟【作者】李生鑫;杜朝阳;翟春佳【作者单位】大同煤矿集团马道头煤业有限责任公司,山西大同037003;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD322综合机械化放顶煤采煤法是厚煤层开采的主要方法。
如何进一步提高综放开采煤炭采出率仍是影响综放开采发展的关键问题。
当前神华、中煤、同煤等矿区多通过留设20～50 m宽煤柱维护巷道，这些煤柱不但无法回收造成严重煤炭资源损失，有时还使巷道处于采动剧烈影响区，诱发严重变形破坏[1-4]。
同煤集团马道头矿采用综放采煤方法，相邻区段间煤柱留设宽度约30 m，使得沿空巷道在掘进和本工作面回采期间产生剧烈的矿压显现，表现为顶板严重下沉、两帮外敛变形突出、锚杆索拉断、金属网和钢筋梯弯曲等支护损毁显现明显，巷道安全性无法保障。
可见，选择科学合理的区段煤柱宽度对于保障马道头煤矿综放开采高产高效，提高煤炭采出效率，保障沿空巷道安全稳定具有重要意义。
许多学者在综放开采区段煤柱留设和沿空巷道围岩控制方面进行了大量研究[5-11]。
但这些研究成果为综放沿空巷道煤柱留设与支护设计提供了重要依据，但由于煤矿地质生产条件的千差万别，煤岩体应力及变形特征均表现出不同的规律。
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㊀第42卷第4期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.42㊀No.4㊀㊀2017年4月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYApr.㊀2017㊀郭金刚,王伟光,岳帅帅,等.特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用[J].煤炭学报,2017,42(4):825-832.doi:10.13225/ki.jccs.2016.1571Guo Jingang,Wang Weiguang,Yue Shuaishuai,et al.Surrounding rock control mechanism and its application of gob-side driving entry in extra thick coal seam[J].Journal of China Coal Society,2017,42(4):825-832.doi:10.13225/ki.jccs.2016.1571特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用郭金刚1,3,王伟光1,岳帅帅1,何富连1,2,郜明明1,谢生荣1,2(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京㊀100083;2.中国矿业大学(北京)共伴生能源精准开采北京市重点实验室,北京㊀100083;3.大同煤矿集团有限责任公司,山西大同㊀037003)摘㊀要:针对特厚煤层(达15m )综放沿空掘巷采动影响范围大㊁围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统㊁梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统㊁高韧性材料注浆加固㊁钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理㊂结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用㊂现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57mm ,变形量较小,首次实现了15m 特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制㊂关键词:特厚煤层;综放沿空掘巷;多锚索-钢带桁架;梯级束锚索;刚柔协同控制中图分类号:TD322㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2017)04-0825-08收稿日期:2016-11-08㊀㊀修回日期:2017-01-13㊀㊀责任编辑:常㊀琛㊀㊀基金项目:国家自然科学基金资助项目(51504259,51234005);中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(2010QZ06)㊀㊀作者简介:郭金刚(1964 ),男,河南中牟人,教授,博士生导师㊂通讯作者:谢生荣(1981 ),男,江苏六合人,副教授,博士生导师㊂E -mail:xsrxcq@163．comSurrounding rock control mechanism and its application of gob-sidedriving entry in extra thick coal seamGUO Jin-gang 1,3,WANG Wei-guang 1,YUE Shuai-shuai 1,HE Fu-lian 1,2,GAO Ming-ming 1,XIE Sheng-rong 1,2(1.Faculty of Resource &Safety Engineering ,China University of Mining &Technology (Beijing ),Beijing ㊀100083,China ;2.Beijing Key Laboratory for Precise Mining of Intergrown Energy and Resources ,China University of Mining and Technology (Beijing ),Beijing ㊀100083,China ;3.Datong Coal MineGroup Co.,Ltd.,Datong ㊀037003,China )Abstract :According to the characteristics of gob-side entry driving in fully-mechanized coal mining face at extra thick coal seam (up to 15m),such as the large scope of mining influence scope,the properties and fissures in surrounding rock,the poor stability of coal pillar,etc.,a high strength collaborative control technology acting on roof was proposed,which consists of high strength and pre-stressed yield-pressure anchor support system,step anchored bundled anchor cable support system,and multiple cable-belt truss support system.Besides,a rigid-flexible collaborative control tech-nology,which composes of high strength anchor,high-tenacity material grouting reinforcement and reinforced concrete wall support systems,was proposed in coal pillar side.Furthermore,the strong bolt supporting system was applied to control the integrated coal beside the roadway of full-mechanized caving mining at extra thick coal seam,and the sup-porting mechanism was fully analyzed.With geological condition on spot and program experience considered,the sup-port scheme and appropriate process flow of roadway driving along goaf were confirmed.The engineering practice shows that the maximum displacement of the two sides of roadway was 65mm,and that of roof and floor was 57mm,whichfirst achieved an effective control of surrounding rock of gob-side entry driving in 15m extra-thick coal seam.煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2017年第42卷Key words:extra thick coal seam;gob-side entry driving in fully-mechanized coal mining face;multiple cable-belt truss;step bundled anchor cable;rigid-flexible collaborative control㊀㊀近年来,沿空掘巷因其可避开上一区段工作面采动影响同时减小了煤炭资源损失,提高采区采出率,逐渐被推广应用,但其围岩稳定性受煤柱宽度㊁围岩性质㊁采动应力环境等多种因素影响,易发生围岩大变形㊁支护系统损毁甚至垮帮冒顶等现象,反而制约了矿井安全高效生产㊂为此,我国学者对各种复杂地质条件沿空巷道围岩稳定性控制机理及技术做了大量的研究,取得了诸多研究成果[1-3]㊂侯朝炯㊁李学华分析了基本顶弧形三角块的受力特点㊁稳定情况及沿空巷道的影响,提出了综放沿空掘巷围岩大㊁小结构的稳定性原理[4]㊂王卫军㊁冯涛等基于沿空掘巷应力环境,应用损伤理论,分析了给定变形下沿空掘巷实体煤帮的支承压力分布,并进行了围岩性质对支承压力的影响分析[5]㊂彭林军㊁张东峰等通过数值模拟手段确定了特厚煤层分层综采沿空掘巷煤柱的合理尺寸及上覆岩层防控技术[6]㊂马念杰㊁李磊等分析了不同地质条件下厚煤层综放开采沿空巷道的围岩变形破坏规律及控制机理,提出了沿空掘巷的合理煤柱宽度确定方法,并确定了相应的控制技术[7-9]㊂谢广祥㊁杨科等分析得出了较薄厚煤层综放工作面倾向煤柱支撑压力峰值位置的计算式及分布规律[10]㊂郑西贵研究了不同煤柱宽度条件下沿空掘巷掘采不同时期煤柱的应力场分布规律,确定了合理煤柱宽度范围[11]㊂孙晓明㊁刘鑫等分析了薄煤层回采过程中顶板受力状态,研究了薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数[12]㊂张农㊁谢生荣等基于深部沿空留巷的工程实例,分析了深部沿空留巷的破坏特点,提出了多种联合支护手段[13-14]㊂柏建彪㊁周华强等分析了沿空留巷顶板破断垮落特征,提出了膏体材料巷旁充填沿空留巷技术[15]㊂以上研究成果表明,我国学者已经掌握并形成了沿空巷道围岩控制理论与新技术,并对各类复杂地质条件沿空巷道进行试验研究,但对于特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制的研究甚少,尤其是厚达15m煤层综放开采沿空掘巷围岩控制鲜有研究㊂同煤集团塔山煤矿3~5号合层煤最大厚度为17．76m,原有区段煤柱留设宽度达38~45m,煤炭资源损失惊人,亟待进行窄煤柱沿空巷道围岩控制研究㊂15m厚煤层综放开采沿空掘巷围岩控制原理在全世界范围内是首例,没有现成控制理论与技术可供直接应用㊂本文针对塔山煤矿15m厚煤层特殊地质条件,基于高强锚杆索强力支护原则与技术,进一步提出了梯级锚固的束锚索支护㊁多锚索-钢带桁架以及煤柱帮刚柔协同支护等控制新技术,实现了对特厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制,丰富了沿空掘巷围岩的控制实践,为类似条件下的巷道围岩变形机制及控制技术提供了借鉴㊂1㊀工程概况同煤集团塔山煤矿位于大同市南郊区及怀仁县境内,距同煤集团15km㊂井田平均走向长24．3km,平均倾斜宽11．7km,井田面积170．91km2㊂塔山煤矿初期以石炭二叠系3~5号煤层为主采煤层,厚度范围为11．81~17．76m,平均厚度为14．83m,倾角1ʎ~3ʎ,煤层结构复杂,平均含夹矸层数10层,直接顶为炭质泥岩㊁粉细砂岩组成,厚度17．72m,基本顶为17m厚的K3砂岩,工作面顶底板柱状如图1所示㊂图1㊀煤层顶底板柱状图Fig．1㊀Histogram of coal seam roof and floor 8204综放工作面位于二盘区东部,埋深为480~ 533m,工作面采高3．6m,采放比为1ʒ2．92,工作面端部未放顶煤宽度为7m㊂8204回风平巷位于8206综放工作面采空区侧,采用沿空掘进方式布置,为世界首条15m厚煤层综放沿空巷道,护巷煤柱宽度为6m,巷道沿底掘进留顶煤,设计断面尺寸为5mˑ3．3m(宽ˑ高)㊂628第4期郭金刚等:特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用2㊀特厚煤层沿空掘巷维护特点与控制对策2．1㊀特厚煤层沿空掘巷维护特点塔山煤矿特厚煤层综放沿空掘巷围岩维护特点如下:(1)特厚煤层综放开采影响范围大8206综放工作面开采后,其覆岩活动程度㊁影响范围与趋稳时间均较大㊂15m 厚的采高使得采场顶板冒落范围大,裂隙带发育程度高,其基本顶活动具有其自身特殊性,在其活动过程中采动应力对采空区边缘煤柱产生持续较长时间的剧烈影响,影响范围广[16],这在综放工作面采空区侧向支承压力上表现出来的是其峰值点向煤柱深部转移,影响范围增加㊂塔山煤矿特厚煤层综放开采侧向支承压力分布的微震监测结果如图2所示[17]㊂由图2可知,特厚煤层综放工作面顶板在侧向35m 以内开始断裂,侧向支承压力峰值位于煤体内部35~41m,影响范围可达60m㊂由此可见,原有区段煤柱留设宽度38~45m,使得巷道基本位于支承应力峰值区,缺乏科学性;特厚煤层开采极限平衡区范围大,而沿空巷道及其围岩塑性破坏区均位于此区域,煤体裂隙异常发育,巷道维护困难㊂图2㊀综放工作面侧向支承压力微震监测结果Fig．2㊀Results of micro-seismic monitoring on lateral abutmentpressure distribution of full-mechanized caving face(2)采动影响区沿空掘巷顶煤性质劣化8204沿空掘巷沿煤层底板掘进,仅顶煤厚度即达10余米,且之上为10m 左右的泥岩,无法为锚索提供稳固可靠性强的锚固点;而且3~5号煤层煤体结构复杂,裂隙发育,含夹矸层数最多达16层,在经历相邻大型综放工作面剧烈采动影响后,其采空区边缘煤柱在较大范围内处于不同程度的松软破碎状态,锚索支护易发生钢绞线连同锚固剂从钻孔中被拉出现象[18],锚固可靠性一般;在巷道掘进后,沿空掘巷不仅要经历自身扰动,还要再次承受来自上覆岩层活动的影响,沿空掘巷顶板维护难度剧增,对顶板控制系统提出了新的挑战㊂(3)沿空掘巷两帮煤体稳定性差特厚煤层综放沿空掘巷煤柱采空区侧受采动影响最为剧烈,破坏严重,裂隙极为发育,还有可能多处发生垮塌㊂在此条件下,开掘后仅为6m 宽度的煤柱两侧塑性破坏范围进一步加剧,煤柱中部区域不可能形成稳定弹性核区㊂图3为采用钻孔窥视仪对煤柱内部裂隙发育情况的照片,可以看出,煤柱两侧边缘裂隙异常发育,尤其采空区侧无法为锚索提供稳定的锚固围岩;煤柱中部区域局部破碎,发育有多条轴向与纵向裂隙,因此,煤柱提供的承载能力有限㊂煤柱区复杂应力场使得掘进后煤柱不仅要承受垂直载荷作用,还受到覆岩大结构弯曲下沉过程中侧向水平挤压力,这不仅可能使得煤柱帮产生持续大变形,还有可能诱发整体垮帮事故[19-20]㊂同样,实体煤帮支护面临裂隙发育㊁围岩性质劣化的问题,且实体煤帮的大变形失稳会将承载能力转移到煤柱帮,加剧煤柱帮控制难度,因此,作为沿空掘巷顶板关键支撑点之一的实体煤帮稳定性的同样重要㊂图3㊀煤柱钻孔窥视结果Fig．3㊀Result of borehole imaging in coal pillar2．2㊀特厚煤层沿空掘巷围岩控制对策根据沿空巷道围岩稳定性控制原理以及上述分析结果,提出特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制对策如下:(1)顶板支护采用高强高预应力让压锚杆支护系统㊁多锚索-钢带桁架支护系统和梯级锚固的束锚索支护系统的强力联合控制系统,它能改善顶板受力状态,有效抵御软碎煤顶扩容大变形,并形成了可保持顶煤完整性的整体承载结构,实现沿空掘巷厚煤顶板的有效控制;(2)煤柱帮采用强力锚杆支护系统㊁注浆加固和728煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2017年第42卷钢筋混凝土墙组成的刚柔协同支护系统,它不仅具有强度高㊁承载能力大㊁抗弯性能好等优点,还具有一定抗侧压能力,创新性地解决了裂隙发育窄煤柱支撑力不足㊁易垮帮的控制难题;(3)作为沿空掘巷支承点的实体煤帮在强力锚杆支护系统的基础上,采用高强高预应力锚索进行关键部分的强化控制,改善局部围岩应力集中状态,有效抑制煤帮变形破坏,进而保障整个巷道围岩稳定性㊂3㊀特厚煤层沿空掘巷围岩控制机理及技术3．1㊀顶板强力联合控制技术顶板采用多锚索-钢带桁架和束锚索新型结构与锚杆结构一同形成顶板大范围整体强承载结构(图4),进而实现特厚煤层综放沿空掘巷顶板的有效控制㊂图4㊀顶板强力联合控制机理Fig．4㊀Mechanism of intensive joint control of roof3．1．1㊀高强高预应力让压锚杆支护系统特厚煤层综放沿空掘巷顶板强力锚杆支护系统是由高强高预应力锚杆㊁高强度厚钢带㊁让压装置及相应支护构件组成㊂强力锚杆具有较强的抗拉㊁抗剪强度,能够有效减少围岩离层㊁滑动㊁裂纹扩展以及新裂纹的产生等扩容变形,并能够提高支护系统的刚度与强度,保持围岩的完整性与稳定性[21];钢带能够均衡锚杆受力,减轻锚杆尾部的应力集中,降低锚杆的预应力损失,有利于锚杆支护阻力的扩散,增大锚杆的支护范围,并能防止锚杆间松动岩块掉落,提高支护系统的整体刚度及支护能力[22];让压装置采用让压环,能使锚杆达到屈服之前,在高应力作用下主动地对围岩进行让压,使极限平衡区范围适当地向围岩深部转移,在一定程度上顺应围岩应力分布的变化过程,从而更好的控制围岩塑性区的发展,保持巷道围岩的稳定[23]㊂强力锚杆㊁高强度JW 钢带㊁让压环的联合作用增强了浅部煤体的完整性,形成了浅部顶煤整体弱承载结构(图4)㊂根据塔山煤矿现场工程实践,确定顶锚杆选用ϕ22mm ˑ2500mm 高强左旋螺纹钢锚杆,预紧力矩不得低于200N㊃m;钢带选用3．75mm 厚的高强度W 型钢带㊂3．1．2㊀梯级锚固的束锚索强力支护系统特厚煤层沿空掘巷顶板为松软煤体,且经历过采动影响,其裂隙发育,作为锚固区,其承载能力可靠性均一般㊂再加之相同层位的锚固钻孔间距较近,围岩经历多次钻孔钻进影响,其稳定性与承载性能进一步下降㊂因此,在常规束锚索结构基础上,进一步提出了梯级锚固的新型束锚索强力支护系统(图4),它是由多根长短不一的锚索㊁多孔钢托板和锁具组成㊂将束锚索结构中单体锚索设置为不同长度,既避免了钻孔钻进干扰,又实现了多层位锚固,提升了支护系统极限承载能力;多根锚索在较小范围内集中支护,不仅提升了其抗拉强度和抗剪性能,而且其施加的合力与600mm ˑ600mm ˑ16mm 高强大托盘为顶板提供预应力值更高㊁范围更广的预应力场,更有利于在顶板支护区域产生叠加㊂梯级锚固的新型束锚索在巷道方向上呈 2-1-2 五花布置,排距为1600mm,更易使得在巷道顶板形成连续叠加的强预应力场,从而形成大范围承载结构㊂3．1．3㊀多锚索-钢带桁架支护系统基于锚索预应力扩散规律以及形成整体强承载结构原则,提出了多锚索-钢带桁架支护系统,它是由多根高强高预应力锚索㊁高强厚钢带和锁具等组成,其支护原理如图4所示㊂多锚索-钢带桁架系统能通过高强厚钢带增强顶板锚索预应力场的扩散效果,有利于更大区域煤岩处于压应力状态;它在巷道断面方向上可以根据应力与围岩环境㊁巷道断面大小等自由调节锚索根数,既能实现巷道断面方向上的整体结构,亦能提供需要的支护力;它和束锚索系统一同施加的高压应力与锚杆压应力区形成骨架网状结构,进而形成浅深部连同的高强度㊁大厚度㊁高稳定性的承载结构,能有效保持顶板煤体的完整性,有效抑制大变形,实现综放沿空掘巷顶板的有效控制[22,24]㊂此外,多锚索-钢带桁架1600mm 排距且与强力束锚索系统交错布置,以及其高强宽厚钢带对巷道方向上预应力扩散的促进作用,使得锚索预应力在巷道方向上的分布具有较强的连续性,进而形成了顶板全面积支护的强承载结构㊂锚索采用ϕ22mm ˑ8300mm 的高强高预应力锚索,预紧力不低于170kN,锚索间距828第4期郭金刚等:特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用为2000mm;钢带选用3．75mm 厚的高强度JW 型钢带㊂3．2㊀煤柱帮刚柔协同控制技术沿空掘巷围岩控制的技术关键之一是窄煤柱稳定性控制㊂针对窄煤柱区煤体裂隙异常发育㊁承载能力低以及锚固点不可靠等难题,提出了煤柱帮刚柔协同控制技术,它主要包括高强锚杆强力支护系统㊁高韧性材料注浆加固㊁钢筋混凝土墙支撑系统以及其与围岩稳固连接装置(图5),能实现对沿空掘巷煤柱侧围岩的有效控制㊂图5㊀煤柱帮刚柔协同支护结构Fig．5㊀Rigid-flexible collaborative support structureof coal pillar side该控制系统首先通过高强锚杆强力支护系统控制煤柱巷道侧浅部煤体㊂其次对裂隙发育煤柱进行高韧性材料注浆,能提高煤柱整体抗拉剪强度(包括黏聚力和内摩擦角),且浆液固结后形成新的网络骨架结构可提高岩体变形模量,并使裂隙端部应力集中大大削弱,改变裂隙原有扩展破坏机制,大幅提高煤柱承载和抗变形破坏能力[25];此外,注浆可使得锚杆支护成为类似全长锚固,能有效控制锚固岩体弱面的扩展,进一步强化了锚杆系统的支护能力㊂最后,通过在煤帮侧建立一道一定宽度的钢筋混凝土墙,该支撑墙通过预设高强锚杆与顶底板和煤柱帮连接,并浇筑在一起,实现钢筋混凝土墙与围岩整体协同发挥作用㊂在综放沿空巷道受掘进和回采采动影响过程中,加固后窄煤柱会发生一定程度的横向扩容变形,对钢筋混凝土墙产生一定的挤压力;钢筋混凝土支架不仅提供了强支撑作用,而其在稳固连接装置和顶底板作用下处于相对稳定状态,对煤柱扩容变形产生了明显限制作用㊂也就是说,在采动影响过程中,钢筋混凝土墙能为煤柱提供一定围压,改善其受力状态,阻止煤壁向巷道内部变形破坏,进而进一步提升了其承载能力;承载能力提升的窄煤柱又与钢筋混凝土墙共同抵抗覆岩载荷,最终实现窄煤柱与钢筋混凝土墙刚柔协同控制㊂3．3㊀实体煤帮强力锚杆索支护系统作为沿空掘巷顶板关键支撑点之一的实体煤帮稳定性的同样重要㊂特厚煤层开采后侧向支承压力峰值向煤体深部转移,导致更大范围的煤体进入塑性破坏状态,即实体煤帮煤体围岩力学性质劣化,完整性差㊂此外,实体煤帮的大变形失稳不仅导致顶煤结构稳定性降低,还将使窄煤柱应力进一步集中,不利于煤柱及顶煤结构稳定性的维护㊂众所周知,特厚煤层综放沿空巷道肩角高剪应力集中区及巷帮中部高应力作用区均为巷道维护的薄弱部位,巷道的破坏往往从该区域产生㊂因此,实体煤帮在采用强力锚杆支护系统的基础上,进一步在实体煤帮肩角部位设置ϕ22mm ˑ4300mm 锚索,以减弱剪应力集中对帮角的破坏作用;中部施工斜向上方的ϕ22mm ˑ10300mm 长锚索,将巷道顶帮角处易破坏区煤体与深部弹性区稳定煤岩相连接,斜锚索提供的横向约束力F x 能够阻止煤体的膨胀片出,纵向约束力F y 能够阻止顶板煤体沿裂隙面的滑移下沉;在巷帮中下部增设ϕ22mm ˑ4300mm 短锚索连接巷帮弹塑性区煤体,同时在实体煤帮底板开槽卸压,以防止底鼓的发生㊂4㊀特厚煤层沿空掘巷强力联合支护实践结合5204巷实际地质条件及现场施工经验,确定特厚煤层沿空掘巷联合支护方案,形成了特厚煤层沿空掘巷强力锚杆支护㊁梯级锚固的束锚索支护㊁多锚索-钢带桁架以及煤柱帮刚柔协同支护的联合控制手段,如图6所示㊂4．1㊀巷道顶板支护沿空掘巷顶锚杆采用ϕ22mm ˑ2500mm 高强让压锚杆,间排距800mm ˑ800mm,预紧力矩不小于200N㊃m,预紧力不低于80kN,每排7根;锚杆托盘为高强度拱形托盘,护表构件包括高强度W 型钢带和金属网㊂顶锚索采用ϕ22mm ˑ8300mm 高强预应力锚索,间排距2000mm ˑ1600mm,预紧力不低于170kN,每排3根,每隔两排锚杆布置一排锚索㊂锚索托盘为300mm ˑ300mm ˑ14mm 高强球型托盘,钢带桁架为高强度JW 型钢带,并在巷道肩角位置布置ϕ22mm ˑ4300mm 的肩角锚索,排距1600mm,对巷道关键部位进行加强支护㊂梯级束锚索由5根锚索与束锚索托盘组成,按 2-1-2 排列方式与顶板锚索-钢带桁架间隔布置,间排距2400ˑ1600mm,梯级束锚索由5根单体锚索通过多孔托盘连接组成,中心为1根ϕ22mm ˑ928煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2017年第42卷图6㊀8204回风平巷支护方案Fig．6㊀Support scheme of 8204return airway10300mm 锚索,四周分别为2根ϕ22mm ˑ6300mm 和2根ϕ22mm ˑ8300mm 锚索,四周锚索成对角布置,托盘为600mm ˑ600mm ˑ16mm 的钢板㊂此外,在巷道锚杆索支护完成后,对巷内表面喷浆封闭,有利于承载结构形成[26]㊂4．2㊀窄煤柱帮支护(1)帮锚杆支护㊀㊀窄煤柱帮锚杆采用ϕ22mm ˑ3000mm 左旋无纵筋螺纹钢让压锚杆,每排4根,锚杆间排距900mm ˑ800mm㊂锚杆托盘为高强度拱形托盘,配套使用高强度W 型钢带和金属网护表㊂预紧力矩不小于200N㊃m,预紧力要求不低于80kN㊂(2)窄煤柱注浆加固在8204回风巷煤柱侧布置两排注浆孔,上排孔距底板3m,下排孔距底板1m,孔间距3m,上孔深3m,下孔深2．5m,上下钻孔呈三花布置,孔径ϕ42mm,上排钻孔角度水平向上15ʎ,下排钻孔垂直于煤柱水平打孔,采用GP -3无机高韧性单液注浆材料进行注浆㊂(3)钢筋混凝土墙为加强回采过程中巷道的稳定性,工作面回采前,在8204回风巷紧贴煤柱帮施工钢筋混凝土墙,钢筋混凝土墙宽度600mm,开挖500mm 深的槽,由11号工字钢㊁钢筋构成基本骨架,在钢筋混凝土墙顶底板对应位置垂直布置ϕ22mm ˑ2000mm 的固定锚杆,间排距1000mm ˑ200mm,锚杆外漏长度为1000mm,与钢筋混凝土墙整体浇筑以增强其稳定性;钢筋混凝土墙与窄煤柱的连接锚杆规格为ϕ22mm ˑ2500mm,间排距1000mm ˑ1000mm,垂直窄煤柱布置,外漏600mm,与钢筋混凝土墙整体浇筑㊂钢筋混凝土墙效果如图7所示㊂图7㊀钢筋混凝土墙效果Fig．7㊀Effective picture of reinforced concrete wall4．3㊀实体煤帮支护实体煤帮锚杆支护方案与小煤柱帮支护方案相同㊂在实体煤帮肩角和帮下部分别在距顶板1000mm 处布置ϕ22mm ˑ10300mm 帮肩角锚索,在距底板1100mm 处布置ϕ22mm ˑ4300mm 帮锚索支护,锚索间距均为1600mm,每两根锚索沿水平方向使用一个与其配套的高强度W 型钢带㊂此38第4期郭金刚等:特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用外,在实体煤帮侧开挖规格为500mmˑ300mm卸压槽进行卸压㊂4．4㊀矿压观测及结果分析为了验证沿空掘巷控制效果,在掘进期间对巷道表面位移进行观测㊂结果表明:10~15d巷道变形趋于稳定,巷道两帮最大移近量为65mm,巷道顶底板最大移近量为57mm,变形量较小,说明巷道围岩控制效果明显㊂5㊀结㊀㊀论(1)顶板强力联合控制系统由高强高预应力让压锚杆支护系统㊁多锚索-钢带桁架支护系统和梯级锚固的束锚索支护系统组成,能改善顶板受力状态,有效抵御软碎煤顶扩容大变形,促使顶板形成完整的整体强承载结构㊂(2)煤柱帮刚柔协同支护系统由强力锚杆支护系统㊁注浆加固和钢筋混凝土墙组成,它不仅具有强度高㊁承载能力大㊁抗弯性能好等优点,还具有一定抗侧压能力,创新性地解决了裂隙发育窄煤柱支撑力不足㊁易垮帮的控制难题㊂(3)采用梯级锚固的束锚索支护㊁多锚索-钢带桁架以及煤柱帮刚柔协同支护的强力联合控制技术后,顶板及两帮变形量较小,有效解决了特厚煤层沿空掘巷围岩控制难题,并为类似条件下的巷道支护提供理论和技术依据㊂参考文献(References):[1]㊀袁亮,薛俊华,刘泉声,等.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J].煤炭学报,2011,36(4):535-543.Yuan Liang,Xue Junhua,Liu Quansheng,et al.Surrounding rock stability control theory and support technique in deep rock roadway for coal mine[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):535-543.[2]㊀康红普,牛多龙,张镇,等.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报,2010,29(10):1977-1987.Kang Hongpu,Niu Duolong,Zhang Zhen,et al.Deformation charac-teristics of surrounding rock and supporting technology of gob-side entry retaining in deep coal mine[J].Chinese 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