深井开采沿空留巷顶板锚杆强化控制技术研究.pdf

第 6 卷第 4 期 2010 年 8 月 中 国 安 全 生 产 科 学 技 术 Journal of Safety Science and Technology Vol． 6 No． 4 Aug． 2010 文章编号 1673 －193X 2010－04 －0050 －06 深井开采沿空留巷顶板锚杆强化控制技术研究 杨百顺 1 ， 谢 洪 2， 凌志迁1 1． 四川省安全科学技术研究院， 成都610016 2． 四川矿山安全技术培训中心， 成都610017 摘要 随着我国煤矿开采深度的逐年增加， 瓦斯含量逐渐增大且赋存异常， 回采工作面瓦斯超限问 题严重威胁着煤矿的安全生产， 而沿空留巷则是解决工作面瓦斯超限问题的最有效途径， 但沿空留 巷顶板稳定性控制问题则制约了沿空留巷技术在我国更广泛地推广应用。本文以顾桥矿1115 1 采 煤工作面沿空留巷为背景， 全面总结了沿空留巷顶板控制技术的国内外研究现状及存在的主要问 题， 并分析了沿空留巷顶板控制的基本原理， 在煤巷顶板预应力结构理论的基础上， 提出了顾桥矿深 井开采沿空留巷顶板稳定性控制的锚杆强化控制技术原理， 对巷道所处的不同阶段有针对性的提出 了顶板的安全控制技术。该研究成果在顾桥矿1115 1 采煤工作面沿空留巷中得到了成功应用， 对 类似条件下的沿空留巷顶板控制具有重要的指导意义。 关键词 深井; 沿空留巷; 顶板; 支护 中图分类号 X936文献标识码 A Study on roof control technology of gob- side entry retaining in deep mining YANG Bai- shun1，XIE Hong2，LING Zhi- qian1 1． Sichuan Academy of Safety Science and Technology，Chengdu 610016，China 2． Sichuan Mine Safety Technology Training Centre，Chengdu 610017，China Abstract With the depth of mining increasing year by year in China， the content of gas has been increasing gradually and abnormal existing， the problem of gas overrun is threatening the safty operating of mining face seriously． Howev- er， the gob- side entry retaining is the most effective to solve the problem， but generalizing gob- side entry retai- ning in our country is restricted by the problem of its roof stability control． In the article the GUQIAO 1115 1min- ing face was taken as background，the current research states and primary problems of gob- side entry retainings roof stability control technology at home and abroad were generally summarized，and the basic principles of roof stability control for gob- side entry retaining were analyzed． Based on the pre- stress structure theory of roof， the bolt strengthen control technology elements of GUQIAO deep mining gob- side entry retainings roof stability， and the roofs safety con- trol technology for roadway in different phases were suggested． The study gained successful application in GUQIAO 1115 1mining face， and it has important direction meaning to roofs control of gob- side entry retaining． Key words deep mine;gob- side entry retaining;roof;support 收稿日期 2010- 06- 23 作者简介 杨百顺 1982 － ， 男， 硕士， 工程师。 1引言 沿空留巷是煤矿开采技术的一项重大改革， 其技 术优势和经济效益显著。我国在沿空留巷理论与技 术研究方面做了大量的工作， 在条件较好的薄及中厚 煤层采煤工作面的沿空留巷技术已日趋完善， 巷旁支 护、 巷内支护、 加强支护及煤帮加固技术已趋成熟。 近年来随着矿井开采深度的逐渐增加， 井下巷道开挖 遇到越来越多的软岩问题。根据工程软岩的定义 ［ 1 ］ 可知， 随着深度的增加， 当地应力大于岩石强度时， 岩 石就会表现出软岩的特性。因此在深井开采等困难 条件下采用沿空留巷技术仍存在着很大的技术难题， 留巷期间的顶板控制技术没有得到解决， 从而限制了 沿空留巷技术在我国更广泛地推广应用。 2国内外研究现状及存在的主要问题 2. 1国内研究现状 目前为止， 我国在沿空留巷理论与技术研究方面 做了大量的工作， 在条件较好的薄及中厚煤层采煤工 作面的沿空留巷技术已日趋完善， 巷旁支护、 巷内支 护、 加强支护及煤帮加固技术已趋成熟， 但在条件困 难的中厚煤层或厚煤层较大断面巷道中采用沿空留 巷技术仍存在着一些技术难题， 使得一些矿井在应用 沿空留巷技术时没有取得预期的效果， 甚至留巷失 败， 从而限制了沿空留巷技术在我国更广泛地推广 应用。 根据沿空留巷巷内和巷旁支护方式， 我国沿空留 巷技术的发展历程， 大致可分为以下四个阶段 ［ 2 ］。 第一阶段， 20 世纪50 年代起， 在煤厚 1. 5m 以下 的煤层中尝试着用矸石墙作巷旁支护， 巷内主要采用 木棚支护， 其存在着矸石的沉缩量大、 巷内支架变形 严重、 维护工作量大、 工人垒砌矸石的工效低、 劳动强 度大、 安全性差等问题， 其应用范围受到极大限制。 第二阶段， 20 世纪 60 年代至 70 年代， 在 1. 5 ～ 2. 5m 厚的煤层中应用密集支柱、 木垛、 矸石带、 砌块 等作为巷旁支护， 巷内多采用木棚、 工字钢梯形支架 支护， 沿空留巷取得了一定成功， 并得到了一定程度 的应用。 第三阶段， 20 世纪 80 年代至 90 年代， 在大力推 行综合机械化采煤后， 随着采高不断增大， 我国煤矿 工作者在引进、 吸收国外的沿空留巷技术的基础上， 发展了巷旁充填护巷技术， 巷内多采用型钢可缩性金 属支架。90 年代初期， 沿空留巷理论与技术有了较 大的发展， 但由于巷内支护大多为被动支护， 加之巷 旁充填技术还不完善， 其支护技术难以适应大断面沿 空留巷的要求， 在90 年代中后期， 沿空留巷技术应用 范围又呈减少趋势。 第四阶段， 21 世纪以来， 随着锚网索支护技术的 推广应用和巷旁充填技术的不断完善， 我国有些学者 在厚煤层综放工作面进行了沿空留巷技术试验研究， 如潞安矿务局常村煤矿 S2- 6 综放工作面， 巷内采用 锚梁网索联合支护， 巷旁支护运用高水材料充填加上 空间锚栓加固网技术， 进行综放大断面沿空留巷试 验， 并取得初步成功。 2. 2国外研究现状 国外沿空留巷研究已有较长的历史， 英国学者 Whittaker 等人将采场矿压研究的 Wilson 模型加以发 展， 利用岩体结构静力关系提出了分离岩块力学模型 Detached Block Theory ; 苏联学者 B． 胡托尔诺依将 采场矿压悬梁模型推广到沿空留巷的研究中， 得到了 计算巷旁支护切断直接顶的工作阻力计算式 ［ 3 ～4 ］。 英国南威尔斯大学斯麦脱 Smart 等人提出了顶板倾 斜力学模型 Roof Beam Tilt Theory ， 这种方法的基 本思想是限制巷道煤体一侧到采空区边缘之间的顶 板的下沉量， 提出了顶板倾斜角和转动支点位置是巷 旁支护设计的两个重要参数的观点 ［ 5 ～6 ］。该理论认 为巷旁支护对巷道基本顶起控制作用， 主张用控制巷 道煤柱侧和巷旁支护侧的顶板下沉量， 即控制顶板倾 斜度的方法作为设计巷旁支护工作阻力和可缩量的 依据。 国外对沿空留巷巷旁支护机理及方法进行了深 入的研究和大量的工程实践， 取得了大量的成果。但 是， 一直应用金属支架作为巷内支护的一般方法， 经 过2 次动压作用的沿空留巷， 围岩变形量较大， 金属 支架难以适应沿空留巷围岩的大变形， 支架破坏严 重， 巷道维护效果较差。采用锚杆支护作为沿空留巷 巷内支护方式在国内外尚不多见。 2. 3存在的主要问题 根据上述前人关于沿空留巷的研究成果， 可以总 结出在沿空留巷顶板控制技术方面存在的主要问题 是大采高远距离回采巷道沿空留巷时巷内支护形式 的选择， 以往多采用金属可缩性支架的被动支护形 式， 在经受采动影响后支架破坏严重， 导致沿空留巷 失败， 应选择锚杆主动支护方式进行实践研究， 而采 15第4 期中 国 安 全 生 产 科 学 技 术 用锚杆支护时如何采用强化控制手段来保证顶板经 过动压影响后的稳定则是摆在我们面前的首要问题。 3沿空留巷顶板锚杆控制技术 3. 1工作面工程地质概况 顾桥矿 1115 1 工作面位于 －780m 水平， 北一 采区， 工作面标高 －622 ～ －773. 0m， 地面标高 23. 1 ～ 24. 03m。周围及上下煤层均未开采。走向长 2701. 1 ～2718. 7m， 平均 2709. 9m， 倾斜长 229. 4m， 面 积621651. 06m2。工作面煤层赋存稳定， 工作面钻孔 揭露11- 2 煤层厚度2. 5 ～3. 61m， 平均厚度 2. 94m， 倾 角3 ～10， 平均5。煤层结构复杂， 一般含2 ～3 层炭 质泥岩夹矸。根据首采工作面情况分析， 受断层和滑 动构造影响煤层厚度变化较大。11- 2 煤直接顶为复 合顶板， 由砂质泥岩、 泥岩和 11- 3 煤层组成， 其中薄 煤层不稳定， 个别地段老顶砂岩直接覆盖在煤层 之上。 3. 2沿空留巷顶板锚杆控制的基本原理 根据煤巷顶板的预应力结构理论， 传统的支撑式 巷道支护是从围岩外部承受围岩压力， 而锚杆则是在 围岩内部进行加固， 形成了 “围岩- 锚杆” 的整体承载 结构， 并充分发挥围岩的自承能力。这是关于锚杆支 护的经典论述， 但整体承载结构的形成不是没有条件 的， 大多数普通锚杆 无初锚力或初锚力极低 和围 岩不能形成承载结构 ［ 7 ～10 ］。 本文以煤巷顶板的预应力结构理论为基础， 通过 采用超高强锚杆施加高预应力及高刚度附件， 最大程 度的挤压紧固巷道围岩， 消除围岩中的弱面和空隙， 提高岩层的整体承载强度， 形成具有一定强度和刚度 的承载层， 促使围岩由两向应力状态向三向应力状态 转化， 来优化围岩浅部应力环境。 沿空留巷顶板支护经历强烈动压影响并长期维 护， 对顶板的变形控制提出了更高的要求， 必须以高 强锚杆为基础以高预紧力为核心的 “三高” 锚杆支护 才能满足沿空留巷对支护的要求 1 高预拉力 锚杆预拉力 或称初撑力 的大小 对顶板稳定性具有决定性的作用。当预拉力大到一 定程度时， 锚杆长度范围内和锚杆长度以上的顶板离 层得以消除。同时顶板的垂直压力被转移到巷道两 侧岩体深部， 巷道两侧附近岩体的压力减小， 片帮现 象缓和。通过高预拉力实现承载性能的强化。 2 高刚度 保持初始工作载荷则依赖于护表材 料的性能， 锚杆载荷向围岩的扩散和增荷速度依赖于 增大护表构件的刚度， 因此护网、 托盘和钢带的抗变 形能力必须进一步加强， 并适应强动压影响， 达到高 增阻限制变形的工作状况。 3 高强度 由于强烈动压影响， 高预拉力锚杆 荷载增加很大， 杆体及配套螺母、 托盘强度必须适应 动压大变形的特点， 在高预拉力的基础上， 进一步实 现高阻让压的工作状态， 限制围岩变形。 3. 3掘进期间顶板控制技术 1 高预应力超高强锚杆支护 在后期动压影响期间， 高预应力锚杆荷载增加很 快， 因此要求锚杆杆体必须适应动压大变形的特点， 在高预应力的基础上进一步实现高阻让压的工作状 态， 限制围岩变形。采取的主要技术手段就是采用Ⅳ 级螺纹钢超高强锚杆， 以实现高强度， 高刚度， 高预应 力和高可靠性， 其中锚杆的规格为 Ф20 － M22 － 2500mm。安装时对围岩施加一个较高预应力， 使顶 板各岩层之间锁紧为一个整体， 提高锚固范围内岩层 的内摩擦角和内聚力， 从而使顶板的整体承载性能得 到提高， 有效控制顶板的离层破坏。 2 高性能护表材料 锚杆支护对围岩强度、 围岩结构及应力都有不同 程度的影响， 为了进一步提高巷道的支护效果， 保持 初始工作载荷则有赖于护表材料的性能。锚杆载荷 向围岩的扩散和增荷速度很大程度上取决于护表材 料的刚度和强度， 因此提高锚杆支护系统中配件的刚 度和强度， 可以成功的实现锚杆预应力向围岩扩散， 达到高阻限制变形的工作状态， 避免了锚杆在受力不 太大的情况下而支护配件已出现破坏的情况， 对顶板 的稳定性又增加了一个安全保护系数。 3 高预应力锚索梁承载结构 在巷道的顶板布置高强预应力锚索粱， 其结构 为 一定长度的两根钢绞线相距一定的距离与顶板岩 面垂直安装; 在两锚索张拉时铺设槽钢梁即两根锚索 将槽钢梁紧贴岩面实现高张拉力。锚索梁具有单套 锚索锚固范围大、 充分调动深部围岩承载能力的特 点， 同时双锚索高预拉力使得围岩承载性能更加得以 强化， 槽钢梁又增大了支护系统对围岩的护表面积， 对松散破坏围岩巷道的控制作用明显增强。 25中 国 安 全 生 产 科 学 技 术第6 卷 4 高预应力桁架支护 在局部地质构造带， 帮部煤体松软， 利用巷帮深 部围岩小变形的特点， 将顶部使用的桁架支护技术灵 活应用到巷道的帮部， 控制帮部中间位置的大变形， 提高帮部的整体承载性。通过控制帮部的过度松散 变形来维护顶板的稳定性。具体施工时将两根预应 力锚索钢绞线分别安装在帮部靠顶板和底角的深部 围岩， 使用一定长度的槽钢作桁架梁， 锚索孔距1. 6 ～ 2. 6m， 钢绞线与水平方向上、 下夹角 30， 中间用桁架 联接器连接 如图1 所示 。采用加长锚固方式， 锚索 预紧力不小于 70 ～100kN。掘进期间巷道变形情况 如图2 所示。 3. 4采动影响期间顶板控制技术 由于受采动影响， 工作面前方巷道矿压显现剧 烈， 为此， 必须采取超前加固措施。本试验巷道动压 影响期间采用新型的加强支护方式 巷内辅助加 强支护支架。自移式巷内辅助加强支护支架采用类 似液压支架的结构， 由立柱支撑顶梁和底座， 用四连 杆机构增强支架的抗扭性， 采用相邻的前后两架由伸 缩梁和推移千斤顶连接的方式， 对前、 后架进行相互 推拉自移行走。根据这一原理， 就可以根据实际需要 铺设的长度对架数进行增减。根据在巷道内使用的 特点， 该支架宽度较小， 采用并列两排布置， 顶梁配合 工字钢横梁对巷道顶板进行支护， 就形成了包括充填 模板、 机尾支护和轨道顺槽的综合机械化支护方案， 如图3 所示， 巷内辅助加强支护支架的结构示意图见 图4 所示。巷内辅助加强支护支架的主要参数和在 顾桥矿井下使用情况分别见表 1 和图 5 所示。采动 影响期间采煤工作面前方巷道围岩变形情况如图 6 所示。 表1巷内辅助加强支护支架的主要参数 支架型号ZT2 4000/18/35 型巷内辅助加强支护支架 支撑高度1. 8 －3. 5m 使用高度2. 0 －3. 3m 底座宽度0. 49m 工作阻力2 4000kNP 40. 76MPa 初撑力6180kNP 31. 5MPa 支护强度0. 79MPa 立柱Φ250/Φ180/Φ235/Φ160双伸缩， 每架2 柱 推移千斤顶Φ140/Φ85 35第4 期中 国 安 全 生 产 科 学 技 术 3. 5待充填区顶板控制技术 充填体上方顶板在工作面前方超前支承压力的 作用下， 已比较破碎， 刚度和强度都比较低。充填体 上方顶板完整性的控制是综采工作面沿空留巷成功 的又一关键。如果充填前顶板已严重破坏， 则充填体 不能将支撑阻力传递给直接顶， 导致老顶回转下沉量 加大， 因而造成巷道顶板和巷道煤帮严重破坏， 则工 作面沿空留巷难以成功。 待充填区顶板宽度 2200mm， 长度 2600mm， 巷帮 充填后模板支架反复支撑顶板， 在顶板较差的情况下 很可能造成顶板的松动垮冒， 因此应及时跟进支护， 方法是单体锚杆配大托盘加固顶板， 大托盘护顶面积 大， 能够充分发挥锚杆的预应力扩散， 支护效果好。 3. 6留巷期间顶板控制技术 3. 6. 1加强支护范围的确定 顶板离层从工作面推过后开始， 相近采煤工作面 的矿压观测表明， 周期来压步距为 16m 左右， 因此在 工作面后方10 ～15m 离层倾向加大， 下沉量主要发生 在工作面后方两到三个周期来压范围内， 即 0 ～60m 的范围内， 在工作面后方 70m 以后， 顶板下沉趋向稳 定。工作面后方10 ～15m 范围内， 其上位顶板回转过 程中必须构建有效的支撑结构来保证直接顶板的稳 定。回采面推过后第 2 到第 3 个周期来压步距范围 内的顶板将由于上位基本顶的剧烈破断而发生强烈 下沉， 对充填墙体和巷内支护构成极大的破坏， 同时 还将伴随剧烈的底鼓。由此确定滞后采动影响加强 支护距离为回采工作面后方 0 ～70m， 适当扩大范围 到100m。 3. 6. 2顶板稳定性控制技术 关键层在从破断到“砌体梁” 平衡结构的形成 过程中， 关键块的回转下沉， 使沿空留巷煤帮作为砌 体梁的一个支撑点承受较为集中的支承压力［7 ］ ， 所 以沿空巷道煤帮会产生严重破裂。这不仅导致煤帮 强烈位移， 而且随关键块的回转角增加， 会引起巷道 下位顶板急剧沉降。由于充填墙体在此期间承受的 来自顶板的压力很大， 而充填墙体的破坏将直接导 致巷道顶板的失稳， 煤壁侧过大的变形也会直接影 响到顶板的安全， 所以在此阶段， 巷道顶板控制包括 两个方面 一个是顶板的加强支护; 另一个是维护巷 旁充填墙体以及煤壁的稳定。此时应把巷帮和顶板 视为一个统一的整体， 护顶即是护帮， 护帮也是护 顶， 遵循帮顶同治的原则。 1 顶板加强支护技术 由于周期来压步距为16m 左右， 因此在工作面后 方10 ～15m 范围内顶板最易发生离层， 而此范围内充 填墙体刚刚浇注完毕， 其强度值很小， 起不到支撑顶板 的作用， 相反在顶板的下沉过程中还会把充填墙体压 坏。为了能够有效支撑顶板的离层下沉， 又能保护充 填墙体不会被压坏， 在工作面后方20m 范围内采用自 移式巷内辅助加强支护支架， 不但能够有效的支撑顶 板， 还为工人在工作面端头的施工提供安全保障。 在工作面后方 20 ～100m 范围内每排布置 3 ～4 根单体液压支柱进行加强支护， 要求单体液压支柱的 工作阻力不低于 250kN。由于单体液压支柱的支护 阻力相对较小， 因此， 在前60m 范围内每排4 根， 间距 1. 0m， 排距1. 5m， 之后每排可减至3 根， 间排距不变。 2 帮部加强支护技术 根据以往的经验， 此阶段内煤壁的侧向变形很 大， 充填墙体在此期间由于受到的压力很大， 将会产 生明显变形甚至破坏， 因此， 采取强支撑不能奏效， 必须采用即能提供较高的支护阻力， 又有一定的让 压性的支护手段， 毫无疑问， 锚杆支护为最佳选择。 具体的方案是 在充填墙体上沿走向施工锚杆， 使用 M 型钢带， 由于 M 型钢带强度高， 抗弯模量大， 能够 实现锚杆预应力扩散， 所以通过以上手段能够有效 45中 国 安 全 生 产 科 学 技 术第6 卷 避免墙体的过度变形。对于局部已经破坏的墙体， 采用锚杆加注浆相结合的手段进行加强支护， 提高 充填墙体的整体承载能力。煤壁侧采用高预应力竖 向桁架进行加强支护， 钢铰线的两个锚固端分别在 巷道煤壁侧顶底板的深部， 加长锚固， 锚固点牢固， 锚固效果好， 钢铰线规格为 Φ17. 8 6300mm。 通过以上有效的技术措施加强支护后， 在很大 程度上能够减弱顶板的矿压显现强度， 有效的控制 顶板的安全。待工作面采动影响趋于稳定以后， 侧 向顶板破断结构、 充填墙体和巷内支护“三位一体” 的组合平衡结构形成， 巷道空间得以保留。留巷期 间巷道围岩变形情况如图 7 所示。 图 7留巷期间巷道围岩变形情况 4结论 本文在煤巷顶板预应力结构理论的基础上， 提 出了顾桥矿深井开采沿空留巷顶板稳定性控制的锚 杆强化控制技术原理， 即以锚杆支护的“三高” 高 预应力、 高强度、 高刚度 为核心， 以巷道围岩应力 场优化、 锚杆承载性能强化、 巷道围岩结构强化为基 本原则的顶板控制技术。依锚杆强化控制技术原理 为依据， 对巷道所处的不同阶段有针对性的提出了 顶板的安全控制技术。巷道在超前采动影响阶段采 用了新型的加强支护形式 自移式巷内辅助加强 支护支架， 在顶板控制形式上进行了创新。该支架 控顶效果显著， 巷道顶板在其强力支撑作用下能够 有效避免局部冒顶现象， 为今后强动压影响下的顶 板加强支护形式指明了方向。 研究结果在顾桥矿 1115 1 综采工作面沿空留 巷工程实践得到成功应用， 实现了深井大断面沿空 留巷锚网支护技术， 在顶板控制形式上实现了创新。 在工作面 140m 以后， 巷道进入稳定阶段， 稳定后巷 道平均宽度约为 3. 5m， 巷道平均高度约为 2. 5m， 留 巷断面达到了 8. 0m2以上， 满足了本工作面安全回 采的需要， 达到了预期的留巷效果， 开创了现代化矿 井高效快速回采沿空留巷的创新工程。 参考文献 ［ 1］蔡美峰， 何满潮， 刘东燕． 岩石力学与工程［M］． 北京 科学出 版社， 2002 CAI Mei- feng， HE Man- chao， LIU Dong- yan． Rock mechanics and engineering［M］ ． Bei Jing Science book concern， 2002 ［ 2］华心祝． 我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议［J］ ． 煤 炭科学技术， 2006， 34 12 78 ～81 HUA Xin- zhu． Development status and improved proposals on gob- side entry retaining support technology in China［J］ ． Coal science and technology， 2006， 34 12 78 ～81 ［ 3］Whittaker． B． N， Woodron． G． G． M etc， Design Loads for Gateside pack and Support System［ J］． The Mining Engineer， Feb， 1997 ［ 4］B． C． Williams， packing Technology［J］． The Mining Engineer， No． 3， 1988 ［ 5］Smart． B． G． D， Davies． D． O etc， Application of the Rock- Title Ap- proach to pack Design in an Arch- Sharped Roadway［J］ ． Mining Engineer， Dec， 1982 ［ 6］Bjurstrom， S． Shear Strength of Hard Rock Joints Reinforced by Grouted Untensioned Bolts， Proc． of 3rd Congress， ISRM Denver， Vol． II． B．1974 ［ 7］王连国， 缪协兴， 董健涛， 等． 深部软岩巷道锚注支护数值模拟 研究［J］ ． 岩石力学， 2005， 26 6 983 ～985 WANG Lian- guo，MIAO Xie- xing，DONG Jian Tao，et al． Nu- merical simulation research of bolt- grouting support in deep soft roadway［ J］ ． Rock and Soil Mechanics， 2005， 26 6 983 ～985 ［ 8］钱鸣高， 石平五． 矿山压力与岩层控制［M］． 徐州 中国矿业大 学出版社， 2003 QIAN Ming- gao，SHI Ping- wu． Mine pressure and terrane control ［ M］ ． Xu Zhou China University of mining and technology book concern， 2003 ［ 9］张农， 高明仕， 许兴亮． 煤巷预应力支护体系及其工程应用 ［ J］． 矿山压力与顶板管理 2002， 4 1- 4- 7 ZHANG nong，GAO Ming- shi，XU Xing- liang． Retentioned sup- porting system of roadway and its engineering application［J］． Ground Pressure and Strata Control 2002， 4 1- 4- 7 ［ 10］陈庆敏， 郭颂， 张农． 煤巷锚杆支护新理论与设计方法［J］． 矿 山压力与顶板管理， 2002， 1 12 ～15 CHENG Qing- min，GUO Song，ZHANG Nong． New theory of bolt supprt and design in roadway［J］ ． Ground Pressure and Strata Control， 2002， 1 12 ～15 ［ 11］马海涛， 贺红生， 付士根． 采空塌陷影响因素及稳定性分级方 法研究［ J］ ． 中国安全生产科学技术， 2008， 4 5 37 ～41 MA Hai- tao，HE Hong- sheng，FU Shi- gen． Study on factors and classifying of goaf stability［ J］ ． Journal of Safety Science and Technology， 2008， 4 5 37 ～41 55第4 期中 国 安 全 生 产 科 学 技 术