沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护方法与流程

本发明涉及一种沿空留巷支护方法，尤其是涉及一种沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护结构的设计。

背景技术：

长壁开采一般需要留设煤柱，特别是随着工作面推进长度的增加，残留煤柱的留设造成了资源的大量损失。因此，许多矿区不断推行沿空留巷技术，以提高资源回收率。沿空留巷是一种在采煤工作面后沿采空区边缘维护和保留原回采巷道的技术。由于其显著的优势，包括能够提高煤炭采出率、降低巷道掘进率、缓解采掘接替紧张；可实现煤与瓦斯共采等，并且符合煤炭安全绿色高效的发展要求，沿空留巷已经成为科学采矿的重要发展方向和技术支撑。

沿空留巷巷旁支护的发展，主要经历了矸石墙、密集支柱、砌块、高水材料到高强混凝土材料的发展过程，然而，随着工作面的开采扰动、顶板来压等影响，在留巷的服务期限内经常出现巷旁支护受损，甚至崩溃的问题，给后期的维护带来巨大的压力，影响矿井的正常生产。进入深部开采后，沿空巷道地压大，围岩变形量大，支护物损坏严重，巷道返修量剧增，维护成本升高，严重影响沿空巷道的安全经济性。针对深部沿空巷道的维护，若一味增加巷内和巷旁支护材料的强度和可缩性，只会增加支护成本和施工工序的复杂性，既不经济也不现实。巷旁支护的主要问题是顶板压力过大，上覆岩体较破碎，通过预裂切顶卸压技术控制顶板压力成为一种处理方法，即用人工干预手段，通过爆破预裂或者水力压裂等手段弱化和破坏顶板结构强度、切断顶板悬臂长度，以达到卸压的目的。

切顶卸压沿空成巷开采技术采用爆破超前预裂顶板，在采场周期来压下沿空切顶，形成对上覆基本顶岩梁的支撑结构，控制基本顶的回转和下沉变形，实现卸压；切落的顶板形成巷帮，隔断采空区，从而保留工作面上（下）顺槽，实现单面单巷采掘模式。该方法具有消除临近工作面煤体上方应力集中；减小采掘比，提高生产效率，操作简单，造价低廉；避免留设煤柱引发的冲击地压、瓦斯突出、自燃灾害等优势。其开采工艺方法：1）首采面上（下）顺槽施工；2）下（上）顺槽采空侧超前加固锚索及顶板预裂爆破施工；3）动压临时加强支护及矿压监测系统布设；4）工作面回采；5）沿空挡矸支护，采场顶板周期来压，沿爆破切缝断裂成巷帮；6）工作面后方矿压稳定区对沿空巷道继续实施刷帮卧底及补强等二次维护措施。

陈四楼煤矿于2016年4月首次在矿井南翼十七采区21701工作面上顺槽实施了联合支护及切顶卸压留巷技术，至2016年11月工作面回采结束，成功留巷650m。2017年2月15日，该留巷作为21701工作面临近的21702工作面回风巷投入使用，巷道在使用期间因工作面二次采动影响，需对部分地段拉底保证巷高，平均拉底厚度为0.3m。21701工作面上顺槽成功实施联合支护及切顶卸压留巷技术为在21702下顺槽开展沿空留巷工作积累了宝贵的经验，但与21701工作面上顺槽沿空留巷不同的是21702工作面下顺槽是机轨合一巷道，因巷道空间有限，给留巷期间巷内支护带来了难度，故必须选取合理的巷内支护形式才能确保留巷的成功。

技术实现要素：

本发明针对现有技术不足，提出了一种沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护方法，提高了煤炭资源回收率，具有较好的经济及社会效益。

本发明所采用的技术方案：

一种沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护方法，掘进期间在巷中布置一排点锚索加固巷道顶板，在非工作面侧巷帮布置一排点锚索加固巷帮，在距工作面侧巷帮一定距离处布置一排恒阻锚索梁加固巷道顶板，根据工作面回采期间留巷内矿压数据变化情况及巷道矿压显现情况，将留巷内的巷内支护区域分为“超前支护区”、“滞后支护区”、“成巷待稳定区”、“成巷稳定”；其中，超前支护区位于工作面向外20m范围内，采用单排液压抬棚配合π型梁及单体柱进行支护；滞后支护区位于工作面向里0至80m，该区域采用双排液压抬棚+单体液压支柱+π型梁，一梁三柱支护；成巷待稳定区位于工作面向里80m至160m，采用π型梁配合适合高度的单体柱支护，棚距800±100mm，一梁四柱；成巷稳定区位于工作面向后160m向里，根据巷道变形情况将临时支护的单体撤掉，只留采空区侧的巷旁支护，采用将成巷待稳定区内的支护隔一棚回一棚的方式支护，以抵抗下一工作面回采期间的二次采动影响。

本发明的有益效果：

本发明沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护方法，通过在21702工作面下顺槽的成功实践，为沿空留巷技术在全矿其他采区工作面推广奠定了坚实基础，给全矿采掘接替布局提供了全新的思路。

1、通过实施沿空留巷技术较以往沿空掘巷掘进多回收5m宽的保护煤柱，提高了煤炭资源回收率,多回收煤炭1.7万吨，按800元每吨计算，创收1360万元。

2、通过实施沿空留巷技术少掘700m巷道，巷道延米支护费用按3000元计算，节省210万元；巷道延米人工费用按200元/人*米，每班出勤10人计算，节省人工费140万元；延米设备租赁费及电费按8万元/月，按目前的煤巷掘进水平180m/月，需掘进3.9个月，节省租赁费及电费31.2万元，共计节省费用381.2万元。

3、通过使用废旧钢丝绳的柔性支护方式替代u型钢点柱的刚性支护方式作为巷旁支护形式降低了支护难度，减少了人工抬运及安装u型钢的环节，每班减少投入5个人，按6个月的回采时间计算，每人月平均工资按6000元预计，共计节省人力成本36万元。

4、通过使用废旧钢丝绳的柔性支护方式替代u型钢点柱的刚性支护方式作为巷旁支护形式降低了支护成本投入，若用u型钢支护，700m巷道，0.6m的棚距计算，共需1167根u型钢点柱，每根点柱按500元预计，共计节省支护成本58.35元。

5、通过实施本发明沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护技术，使21703工作面提前8个月的回采时间，有效解决了矿井南翼无备采工作面及采掘接替紧张的不利局面，理顺了采掘接替关系，为矿井安全高效生产打下了坚实基础。

附图说明

图1是本发明联合支护方法实施例21702工作面巷道布置图；

图2是本发明联合支护方法巷道掘进期间支护设计图；

图3是本发明联合支护方法超前支护区支护断面图；

图4是本发明联合支护方法滞后支护区支护断面图；

图5是本发明联合支护方法成巷待稳定区支护断面图；

图6是本发明联合支护方法成巷稳定区支护断面图；

图7是本发明联合支护方法巷旁支护断面图。

具体实施方式

下面通过具体实施方式，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

实施例1

本发明沿空留巷巷旁柔性支护体与巷内刚性支护体联合支护方法，掘进期间在巷中布置一排点锚索加固巷道顶板，在非工作面侧巷帮布置一排点锚索加固巷帮，在距工作面侧巷帮一定距离处布置一排恒阻锚索梁加固巷道顶板，根据工作面回采期间留巷内矿压数据变化情况及巷道矿压显现情况，将留巷内的巷内支护区域分为“超前支护区”、“滞后支护区”、“成巷待稳定区”、“成巷稳定”；其中，超前支护区位于工作面向外20m范围内，采用单排液压抬棚配合π型梁及单体柱进行支护；滞后支护区位于工作面向里0至80m，该区域采用双排液压抬棚+单体液压支柱+π型梁，一梁三柱支护；成巷待稳定区位于工作面向里80m至160m，采用π型梁配合适合高度的单体柱支护，棚距800±100mm，一梁四柱；成巷稳定区位于工作面向后160m向里，根据巷道变形情况将临时支护的单体撤掉，只留采空区侧的巷旁支护，采用将成巷待稳定区内的支护隔一棚回一棚的方式支护，以抵抗下一工作面回采期间的二次采动影响。

实施例2

本实施例以某煤矿矿井南翼十七采区21702工作面为例，实施了联合支护及切顶卸压留巷技术。

工作面概况：21702工作面对应地面标高为+33.96m，下顺槽标高范围为-666.7～-522.2m。工作面北面为21701采空区，南面为实体煤和正在掘进的21703下顺槽，西面为-720辅助水平皮带巷、-720辅助水平轨道巷及十七采区回风巷，东面为2502采空区。工作面下顺槽沿二2煤层掘进，设计断面为矩形，掘进断面巷高2.8m，巷宽4.4m，净断面巷高2.6m。工作面巷道布置图见图1。

工程地质条件：21702工作面开采煤层为二2煤层,该二2煤层呈黑色，半金属光泽，阶梯状及参差状断口，上部块状，下部粉粒状，以亮煤为主，光亮型，含黄铁矿薄膜，厚度1.30～2.90m，平均为2.53m。工作面二2煤层直接顶为砂质泥岩，厚度1.2～5.72m，平均厚度3.1m；基本顶为细砂岩，厚度2.14～8.20m，平均厚度3.95m，该层下部具泥质包体，稍具裂隙，内充方解石膜及黄铁矿。工作面直接底为泥岩，厚度0.24～1.80m，平均0.87m；基本底为细砂岩，中部具断续的缓波状斜层理，含泥质团块，大小不等，大致平行层理，厚度10.27～18.32m，平均厚度11.43m。

一、掘进期间巷道支护设计，如图2所示：

1、在巷中布置一排点锚索加固巷道顶板，锚索为φ21.6×8300mm钢绞线，锚索间距2400mm，每根锚索配一块250×250×16mm锚索托盘，锚索预紧力不小于30mpa；

2、在非工作面侧巷帮（距肩窝1300mm处）布置一排φ18.9×6300mm点锚索加固巷帮，锚索间距2400mm，每根锚索配一块365×365×16mm锚索托盘，锚索预紧力不小于15mpa；

3、在距工作面侧巷帮700mm处布置一排φ21.6×10300mm恒阻锚索梁加固巷道顶板，锚索间距1300mm，锚索梁为3m长的18#槽钢梁，恒阻器长500mm，外径73mm，锚索预紧力33mpa，锚索托盘365×365×16mm。

二、沿空留巷支护设计及施工组织

1、巷内支护

根据工作面回采期间留巷内矿压数据变化情况及巷道矿压显现情况，将留巷内的巷内支护区域分为“超前支护区”、“滞后支护区”、“成巷待稳定区”、“成巷稳定”。

1.1、超前支护区位于工作面向外20m范围内，采用单排液压抬棚配合π型梁及单体柱进行支护，支护长度20m，液压抬棚距采煤帮2.45m。垂直于巷道推进方向打设4.0m∏型梁配合单体柱，一梁两柱，排距0.8m，靠采煤帮单体柱距采煤帮0.5m，靠煤柱帮侧单体柱距煤墙0.8m。（当工作面推进至最后一组超前支架位置时，超前支护形式为∏型梁配合单体柱支护，一梁三柱，棚距0.8m，两侧的单体柱位置同上，中间单体柱距采煤帮2.05m），单排液压抬棚巷道支护断面如3图所示。

1.2、滞后支护区位于工作面向里0至80m，该区域受动压影响明显，巷道顶板压力较大。滞后支护区采用双排液压抬棚+单体液压支柱+π型梁，一梁三柱支护。沿空留巷段在转载机机尾向后靠近工作面侧安设一排共计22台液压抬棚，非工作面侧有一排共计20台液压抬棚，靠近工作面侧的抬棚中有两台液压抬棚与转载机相连接，随着工作面推进逐步前移，剩余20台超前支架，与非工作面侧一排液压抬棚迈步前移，步距根据生产组织情况及现场矿压显现情况确定，一般不超过40m，巷道支护断面如4图所示。

1.3、成巷待稳定区位于工作面向里80m至160m，该区域受采动轻微影响，顶板下沉量及单体支柱的压力变化较小。成巷待稳定区采用π型梁配合适合高度的单体柱支护，棚距800±100mm，一梁四柱。巷道支护断面如图5所示。

1.4、成巷稳定区位于工作面向后160m向里，此段巷道受采动影响很小，顶板下沉量及单体支柱的压力变化很小，可认为该区域已趋于稳定状态，根据巷道变形情况将临时支护的单体撤掉，只留采空区侧的巷旁支护，但结合21701工作面上顺槽留巷期间及21702工作面回采期间巷道状况来看，采用将成巷待稳定区内的支护隔一棚回一棚的方式支护，以抵抗21703工作面回采期间的二次采动影响。巷道支护断面如图6所示。

2、巷旁支护

巷旁挡矸支护采用ф21.5mm钢丝绳配合菱形网支护。钢丝绳间距600±50mm，钢丝绳上端采用ф18.9×4300mm的钢绞线配合合适的钢丝绳卡固定（钢绞线垂直顶板方向向煤柱侧偏移10度角），下端采用ф20×2200mm的高强锚杆配合合适的钢丝绳卡固定（锚杆垂直于巷帮方向向下偏15度角打在底板上），钢丝绳与挡矸网每200mm用12号铁丝连接一处；钢丝绳与挡矸网之间背两根2.0m长的半圆木，半圆木分别距底板1.0m、1.6m，半圆木使用12号铁丝固定在挡矸网上，12号铁丝间距为500mm；钢丝绳两端均使用两个钢丝绳绳卡，固定绳卡间距为200mm；挡矸网采用8#铁丝编织的菱形金属网制成，网为3700×1300mm的菱形金属网，短边沿巷道走向布置，从顶到底全高铺设，铺设到顶底板的长度为200±50mm，使用14#铁丝将菱形金属网与顶板网可靠连接。菱形网搭接宽度为200～300mm，使用14#双股铁丝连接，铁丝扣间距不超过200mm。巷旁支护断面如图7所示。

3、施工组织及留巷段液压抬棚的迁移

工作面下顺槽在工作面回采前，按照支护设计要求对巷道进行支护，使用山东兖煤黑豹矿业装备有限公司生产的cmm-8煤矿用液压锚杆钻车（dca-45型自动成巷超前切缝钻机）在设计位置施工切顶钻孔，并爆破切缝结束；在下顺槽超前外使用锚杆钻机提前打注好用于巷旁挡矸支护的锚索，以备回采期间使用。

工作面回采期间，因留巷段自工作面向后0至80m范围内受动压影响，巷道上覆围岩应力正在重新分布，矿压显现明显，巷道顶板压力较大，故必须保证此段位置的支护强度以抵抗回采的动压影响。但因该顺槽为机轨合一巷，无法实现滞后支护区的液压抬棚实时前移，故采取在转载机尾后方安装两台液压抬棚，随之工作面推进实时前移（辅助推转载机），待两台液压抬棚前移后，在原位置补打一根液压单体柱形成一梁四柱支护进行，待工作面推进40m后，及时前移两排液压抬棚，靠近工作面侧的一排液压抬棚迁至转载机后方，非工作面侧的一排液压抬棚迁至皮带机尾位置，即两排液压抬棚以40m的步距随着工作面的回采迈步前移。

工作面回采期间，巷旁支护在工作面1号支架大立柱位置进行。挡矸钢丝绳使用ф21.5mm废旧的钢丝绳，钢丝绳上端使用提前施工好的钢绞线配合合适的钢丝绳卡固定，下端使用ф20×2200mm的高强锚杆配合合适的钢丝绳卡固定。

三、沿空留巷施工工艺

1、21702工作面下顺槽切顶方案设计

以破坏顶板的完整性为前提,根据直接顶、老顶的厚度及岩性特点设计放顶方案。在工作面上顺槽靠工作面侧为锚网索支护下,沿空留巷放顶线施工钻孔,采用深孔预裂爆破技术,对预沿空留巷靠工作面起到应力释放,尽可能使顶板沿切顶线冒落,矸石充满或基本充满采空区,对上履岩层起支撑或垫层作用,达到使其随采随落的目的;同时破坏采空区顶板的完整性,使上履岩层较易垮落,从而减弱了顶板垮落的冲击强度。

2、施工方法

2.1、预裂切缝施工方法

切缝孔在靠近巷道工作面侧巷帮位置施工，切缝孔距巷道工作面侧煤壁200mm，与铅垂线夹角为15°，切缝孔深8.5m，切缝爆破孔间距为0.6m。双向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外径为42mm，内径为36.5mm，管长2000mm。聚能爆破采用煤矿三级水胶炸药，拟采用炸药规格为直径φ32mm×200mm/卷。现场试验时，聚能管安装于爆破孔内，每个爆破孔放置4个聚能管，首先采用4+3+2+1的装药方式，装药量与封口长度需根据现场实验最终确定。首先根据方案设计进行单孔试验，确定合理的装药量和封泥长度，再进行间隔爆破，观察两相邻装药孔间空孔内裂纹情况。如两相邻装药孔间空孔裂纹未达到裂缝率要求标准，再进行一次连续爆破试验，最终确定一次爆破孔数以及爆破方式等。

每个切顶孔在装药前，先在巷道内从孔底将双向聚能管开始连续装药并安设雷管和引线，然后将引线穿过第二根双向聚能管，并将第二根双向聚能管与第一根双向聚能管用连接件连接，然后在第二根管内开始连续装药并安设引线，重复按照上述方法，依次完成全部双向聚能管装药。要求每个双向聚能管内采用不耦合装药，正向爆破。每个聚能管设置一个雷管。

装药数量：根据21701上顺槽顶板岩性分析，拟采用以下爆破参数进行实验，最终的爆破参数需根据现场实验效果确定，聚能管捅到孔底，自孔底至最外面一根聚能管的装药数量依次为4、3、2、1，具体装药数量可根据现场爆破情况进行调整。为防止每根聚能管内的药卷滑落，可在每根聚能管最后一卷药下方穿上8号铁丝挡住。孔口用炮泥封孔。

炮孔封泥封孔前，调整好聚能管切缝方向保证使其与切顶线一致，调整完毕方可封泥，封泥长度不低于1.5m。

、恒阻锚索施工方法

钻孔施工：严格按照预先设定的眼位，采用φ28mm金刚石复合片钻头施工钻孔，钻孔直径28mm，恒阻锚索外露长度为180～300mm；钻孔施工完毕后,采用直径75mm的专用扩孔钻头，将导向杆放入已钻好的小孔内连接钻机进行扩孔(小孔与大孔须同心)，扩孔深度500mm。

打恒阻锚索眼孔够深时钻机要反复升落2～3次，以便把眼孔内的碎矸冲洗干净。

每根恒阻锚索使用4根msm2335锚固剂，用钢绞线顶锚固剂至眼底，用锚索钻机边推进边搅拌，搅拌时间15～20s后停止搅拌，等待2～3min(具体搅拌时间和凝固时间务必以实际使用的锚固剂型号为准)后撤下钻机。一般情况下，恒阻锚索外露180～300mm为宜，考虑现场施工条件，在满足恒阻锚索要求的前提下，可以减少恒阻锚索外露长度，防止支架对恒阻锚索造成破坏。

预紧力施加：恒阻锚索钢绞线锚固完成后，分别将400×400×20mm托盘或槽钢、恒阻器通过外露的恒阻锚索钢绞线穿进去，然后把恒阻器推入锚孔內，恒阻器托盘贴紧岩壁，然后把锁具穿过恒阻锚索钢绞线，锁具外锚环与恒阻器中恒阻装置贴紧，放好夹片，然后用恒阻锚索张拉机夹持恒阻锚索钢绞线进行张拉，张拉力值达到28t应停止张拉。最后卸载，预紧力应控制在280kn（28t）为验收标准，撤下张拉机，完成安装。待放炮距离超过20m后，为补偿爆破震动引起的预紧力损失，实施2次预紧，预紧力必须达到28t以上。

3、施工标准

3.1恒阻锚索施工标准

21702工作面上顺槽共设计一排恒阻锚索。恒阻锚索直径为21.6mm，长度10300mm，恒阻值为33±2t，恒阻器直径为65+3mm，恒阻器长度为500mm，最大允许变形量350mm。锚索间距为800±100mm，锚固长度：≥1400mm；锚固力：40t；预紧力：≥28t（280kn）；锚固后锚索外露长度：180～300mm，锚索距切缝线为0.3m。为了加强切顶作用，锚索沿巷道走向添加18#槽钢作为托梁，为三眼，因施工槽钢锚索梁位置顶板不平，影响18#槽钢接顶效果，加工短槽钢梁，在顶板有台阶处使用，一梁两索，使用硬质圆杂木（如槐木）加工半圆木，每节长300mm，在顶板不平处槽钢梁上背实顶板。

3.2爆破预裂切缝标准

使用山东兖煤黑豹矿业装备有限公司生产的cmm-8煤矿用液压锚杆钻车（dca-45型自动成巷超前切缝钻机）施工切顶钻孔，切缝线距离巷道偏中线2.95m，切顶孔直径为50mm，切顶孔与铅垂方向成15°，与巷道掘进方向成8°。（当巷道下山坡度在0至18°之间时，钻孔在巷道掘进方向上与铅垂线之间的夹角按8°施工；当巷道下山坡度超出0至18°之间的范围时，通过在钻机底部垫袋子或木料等方式使钻机处于伪斜状态保证钻机在0至18°之间的范围内。用半圆测量钻臂的角度达8°，用机身上自带的半圆测量机身坡度保证其在0至18°之间。）切顶孔孔深8.5m，孔间距为0.6m，每排1个切顶孔。每次爆破预裂切缝的切顶孔个数可根据现场实际条件进行调整。双向聚能管外径为42mm，内径为36.5mm，管长2000mm。聚能爆破采用三级煤矿水胶炸药，炸药规格为φ32mm×200mm/卷，切顶孔经检验合格后进行爆破预裂切缝，采用不耦合装药，正向爆破，每次聚能爆破切顶孔的个数为5~7个。

3.3巷旁挡矸支护施工标准

工作面回采前在下顺槽超前外使用锚杆机在靠近工作面侧距煤墙300mm位置的顶板上施工ф18.9×4300mm的钢绞线（钢绞线始终在超前外施工），钢绞线间距为600mm，钢绞线外露不超过300mm，每根钢绞线使用3支msm2350树脂锚固剂。底板锚杆紧跟工作面机头第一架支架大立柱施工，每根锚杆使用1支msck2350树脂锚固剂和1支msm2350树脂锚固剂。钢丝绳一端绳套先挂底板锚杆上，然后根据巷高提前编好钢丝绳另一端绳套，并挂在顶板钢绞线上，上齐锁具、托盘等；在钢丝绳与挡矸网之间背两根2.0m长的半圆木（第一根距离底板1000mm位置，第二根距离底板1600mm位置），并使用12号铁丝绑扎牢固；然后使用锚索张拉机具对锚索进行张紧，预紧力不低于20mpa，再使用扳手对钢丝绳绳卡进行二次紧固。最后使用12号铁丝将钢丝绳与挡矸网进行固定。

四、留巷期间存在的问题及经验总结

1、存在问题

1.1、21702下顺槽为机轨合一巷，巷道空间有限，给巷内支护带来困难；

1.2、迁移滞后支护区的液压抬棚时，需频繁的升降液压抬棚，对巷道顶板上的锚杆机锚索有所破坏；

1.3、21702下顺槽的水沟施工在工作面侧，工作面回采动压期在水沟位置形成卸压槽，留巷内靠近水沟位置底鼓严重，影响迁移滞后支护区内的液压抬棚；

1.4、反观21702上顺槽（原21701上顺槽留巷）受工作面回采时的二次采动影响，原留巷期间采用的u型钢点柱扭曲变形严重，失去巷旁支护作用，且点柱下部向巷道内“伸腿”影响巷道可利用空间。

2、经验总结

2.1、因机轨合一巷需安装皮带机、转载机和轨道，已较大量的占用了巷道空间（转载机头和转载机尾搭接处占用巷宽近2.7m），在横向空间内已无法再布置两排液压抬棚及三根单体液压支柱。安装初期利用工作面初始切眼向后的86m巷道安装滞后支护区的液压抬棚，即自转载机尾向后依次安装两排各10台液压抬棚，第一排液压抬棚中心距非工作面侧巷帮2070mm，第二排液压抬棚中心距非工作面侧巷帮1036mm，转载机机尾正后方安装两台液压抬棚并与转载机尾相连，超前支架中心即为转载机中心线，下顺槽的液压抬棚均在沿空留巷滞后支护区内，故均不安装护臂板。共计安装22台液压抬棚。在工作面初始切眼向外靠近转载机200mm位置安装一排液压抬棚，共计20台。随着工作面推进逐步将巷内支护形式调整为原设计支护方式。故在机轨合一巷实施沿空留巷技术时，需好考虑放宽放宽或施工安装巷道，否则无法一次安装到位。

2.2、在迁移滞后支护区的液压抬棚时，需将某台液压抬棚升起作为支点，推拉待移液压抬棚，从而实现液压抬棚的前移，待液压抬棚迁移后将液压抬棚升起，以支撑巷道顶板。为了避免在前移、升降液压抬棚时破坏巷道顶板支护，需提前加工400mm宽，700mm长的皮带条，将皮带条叠放至液压抬棚顶梁上方合适位置，从而起到对巷道顶板锚杆及锚索的保护作用。

2.3、为了避免因留巷滞后支护区巷道底鼓量大影响迁移液压抬棚，需在工作面回采时施工巷旁支护后及时拉底就近将矸石装置转载机外用，确保液压抬棚前移至此位置时支撑在实底板上，确保支撑有力，进一步的控制了滞后支护区顶底板移近量。

2.4、从21702上顺槽自开始留巷至巷道服务年限结束整个周期来看，巷旁支护的钢丝绳先后经历了“紧”—“松”—“紧”—“松”四个过程。留巷初期，施工巷旁支护时使用张紧装置促使钢丝绳处于张紧状态，由于工作面受回采动压影响，巷道上覆围岩应力重新分布，巷道顶底板移近量大于两帮收敛量，故钢丝绳由“紧”变“松”；随着巷道上覆围岩应力重新分布结束，巷道顶部区域稳定状态，工作面侧老顶碎涨矸石逐步向留巷侧塌实，此段时间巷道两帮收敛量大于顶底板移近量，故钢丝绳再次由“松”变“紧”；随着留巷进入下一个工作面的服务周期，由于受工作面的二次采动影响，巷道上覆围岩应力再次重新分布，此时巷道顶底板移近量大于两帮收敛量，故钢丝绳再次由“紧”变“松”。由此发现在初次采动造成巷道上覆围岩应力重新分布稳定后巷旁挡矸支护满足抵抗住巷旁矸石向巷道的要求即可，故采用废旧钢丝绳作为巷旁挡矸支护的柔性支护形式可以满足支护要求，同时避免了采用u型钢点柱作为巷旁挡矸支护的刚性支护形式带来的施工困难及影响下一个工作面回采期间巷道可利用空间的问题。