不稳定顶板巷道沿空留巷技术研究与应用.pdf

第7期 不稳定顶板巷道沿空留巷技术研究与应用 鲁映兴 （国家能源集团神东煤炭公司寸草塔煤矿， 内蒙古鄂尔多斯， 017209） 摘要 针对不稳定顶板巷道支护条件复杂的特点， 以寸草塔煤矿22301运输顺槽为研究对象， 采 用柔膜混凝土墙作为巷旁支护， 理论计算巷旁支护荷载为5169kN/m， 验算充填体承载力为13500kN/m， 满足支护需求； 对不稳定顶板进行钻孔窥视观测确定离层区域， 采取注马丽散及补强锚索支护， 有效 控制顶板岩层； 通过留巷围岩移近量等观测， 测点范围巷道下沉量控制在218mm、 两帮移近量控制在 66mm以内， 实现了沿空留巷的成功应用。 关键词 沿空留巷巷旁支护柔模混凝土不稳定顶板 中图分类号 TD353文献标识码 B文章编号 2096-7691 （2020） 07-063-06 作者简介 鲁映兴 （1986-） ， 男， 工程师， 2008年毕业于内蒙古科技大学采矿工程专业， 现任国家能源集团神东煤炭公司寸草塔煤矿生产办主 任， 从事煤炭开采技术管理工作。 Tel 13696726910， E-mail 531156768 1引言 传统留设区段煤柱的开采方式， 所造成的煤炭回 收率低， 资源浪费的问题日益突出 ［1］， 并且随着浅部 资源的枯竭， 开采深度的增加， 区段煤柱上方产生的 应力集中， 逐渐成为矿压灾害的主要诱导因素 ［2-3］。 沿 空留巷作为一种无煤柱护巷方式， 是解决上述问题的 有效途径， 同时可以降低巷道掘进率， 有效缓解矿井接 续紧张， 节约采掘成本， 是护巷技术的重要发展方向。 沿空留巷主要涉及巷内支护和巷旁支护2部分， 巷旁支护效果是留巷成败的关键 ［4］。 巷内支护广泛使 用高强度锚杆 （索） 支护 ［5］， 加固留巷围岩表层， 提高 顶板强度， 适应大范围顶板的下沉、 平移运动 ［6］， 支护 理论和工艺已相对成熟。 巷旁支护已经淘汰了木垛、 密集支柱、 砌块等传统巷旁支护形式； 高水材料充填 及端头钢模板支架泵送混凝土充填工艺， 系统复杂、 成本高、 速度慢， 且接顶效果差， 漏风严重， 整体安全 性差 ［7-8］； 柔模混凝土墙巷旁支护， 模板无需回收、 施 工简单、 操作方便； 配合添加剂使用， 混凝土满足密 实、 早强、 泵送等要求， 有效解决不接顶和漏风问题， 技术上成熟可靠， 正在采矿工程领域推广应用， 是薄 及中厚煤层巷旁支护的较好选择。 神东煤炭公司工作面顺槽煤柱宽度20m， 每年因 留煤柱损失煤量1400万t ［9］， 煤炭损失量巨大。 寸草塔 煤矿是神东煤炭公司的主要矿井之一， 目前正开拓 22煤三盘区， 设计布置9个工作面， 顺槽长度3914.2 5209.9m， 如果采用区段煤柱护巷的方式回采， 预计损 失煤炭270万t， 为提高采区回采率， 计划在三盘区应 用沿空留巷技术进行回采。 2工作面概况 本文以寸草塔煤矿22301工作面运输顺槽沿空 留巷为工程背景， 采用柔膜混凝土墙作巷旁支护， 锚 网索为巷内支护。 22301工作面是22煤三盘区首采工 作面， 其东北侧为三盘区3条大巷， 西北侧为22302备 采工作面， 东南侧为未开采区， 周边无采动影响。 工作 面斜长 300.5m， 回采长度 3914.2m， 平均煤层厚度 2.8m， 倾角13， 结构简单。 工作面直接顶为1.61 15.11m的砂质泥岩和粉砂岩， 平均厚度6.8m； 基本顶 为 2.8513.8m 的细粒砂岩和砂质泥岩， 平均厚度 8.3m。 中国矿业大学2011年广泛采集神东矿区稳定岩 层深度、 稳定岩层的稳定跨距、 首层岩层的稳定跨距、 巷道跨度、 采动影响、 顶板岩层性质、 埋深地应力等数 据， 对神东矿区各矿进行顶板稳定性分类， 以对未掘 进巷道进行支护参数设计， 对已掘进巷道、 已采工作 面进行支护效果评价。 研究表明， 寸草塔煤矿22煤三 盘区58.6的顶板为不稳定、 极不稳定顶板， 为巷道 第18卷 第7期 VOL.18NO.7 2020年7月 Jul.2020 第7期 掘进及回采过程中沿空留巷造成一定困难。 3巷旁支护 充填材料及料浆封闭结构作为煤矿充填开采技 术的关键， 直接决定着充填接顶率及围岩移动变形控 制效果 ［10］， 根据22301工作面的地质与开采条件， 保 证正常通风及辅助运输， 参考神东矿区类似工程经 验， 确定22301工作面沿空留巷采用柔模混凝土墙的 巷旁支护形式。 22301工作面运顺宽度5.4m， 留巷宽度4.2m， 柔 模混凝土墙厚度1.0m， 混凝土强度为C30， 沿挡杆支 架浇筑。 考虑到施工误差及柔性模板的接顶富余量， 选择柔性模板高度为2.8m， 每一模长度为3m。 为了控 制柔模的横向变形， 在柔模混凝土墙体内预置规格为 ϕ20mm1100mm的螺纹钢锚栓， 两端丝扣长度各为 50mm， 托板规格尺寸为150mm150mm8mm， 采用双 托板双螺母固定。 柔模混凝土墙浇筑及锚栓预埋位 置， 具体如图1所示。 锚栓22mm1100mm 42001000 副帮 留巷中线 原巷中线 C30砼 1400900500 10001000500500 图1柔模混凝土墙及锚栓支护 3.1巷旁支护荷载计算 采用 “分离岩块法” 计算巷旁充填体上覆载荷， 在 沿空巷道上方一定范围内的岩体形成分离岩块， 支护 体的载荷为分离岩块的重量 ［4］。 分离岩块在巷道煤壁 及采空区之间， 处于工作面采空区侧向支承压力分布 区域的降压区内。 采空区内部由于出现基本顶垮落， 分离岩块采空区一端成为主要自由面。 上覆岩层程层 状， 具有水平层理， 回采后可能在一定高度上产生离 层， 导致岩块与煤壁以角破断， 进入完全自由状态， 成 为巷旁支护的载荷。 巷旁支护结构的荷载力学模型如 图2所示。 顶板岩层 煤层 0.5Htgθ 0.5 （bbxbc） bBxbC θ α W q H h 图2巷旁支护荷载计算模型 巷旁支护荷载计算 q 8htgθ2bBxbC x hbBxbCγscosα bB0.5x （1） 式中， q为支护体载荷； bB为支护体内侧到煤壁的 留巷距离， 取4.2m； x为支护体的宽度， 取1m； bC为支 护体外侧悬顶距， 取0.3m； γs为岩块容重， 按上覆岩体 平均容重24kN/m3计算； h为采高， 取2.8m； θ为剪切 角， 根据经验选取为26； α为煤层倾角， 取2； h为冒 落高度， 根据经验选取4h， 为11.2m。 由式 （1） 计算可得， 在留巷宽4.2m， 支护宽度为 1m时， 支护体的载荷为 q1723kN/m 一般工作面回采动压的影响系数24， 在此取3， 沿空留巷期间， 顶板作用在柔模混凝土墙上的最大载 荷为 q5169kN/m 3.2柔模混凝土墙体承载力验算 柔模混凝土墙是以纤维为外包裹材料， 预埋钢筋 的预应力复合材料结构体， 因此， 巷旁支护的承载力 由施加预应力的混凝土墙体提供。 在上覆岩层竖向压 力作用下， 凝固混凝土产生横向扩容变形， 使得锚栓 产生拉应力， 从而形成作用于凝固混凝土的横向约束 力。 在上覆岩层压力和锚栓约束力共同作用下， 混凝 土墙体处于三向受力状态， 所以， 柔模混凝土墙的实 际承载力比一般的混凝土轴心抗压构件强度要高。 为 验算巷旁支护承载力， 将柔模混凝土墙结构进行简 化， 取单位长度、 厚度1m的支护体为轴心受压柱模 型， 计算出支护体的正截面承载能力。 受压柱高2.8m， 短边长1m， 构件的长细比为2.8/ 12.8， 通过查表， 构件稳定性系数φ取1.0， 构件的承 载力安全系数取0.9。 N0.9φfCA（2） 式中， N 为支护体的承载能力， kN/m； φ 为构件 的稳定系数， 查 混凝土结构设计规范 可知φ1； fC 为混凝土的轴心抗压强度设计值， N/mm2， C30混凝 土轴心抗压强度设计值为15N/mm2； A为截面面积， 为 1000mm1000mm。 将上述参数代入式 （2） ， 计算得柔模混凝土每延 伸1m承载能力为11250kN/m。 所以， 巷旁柔模混凝土承载能力N13500kN/m 5169kN/m， 理论计算安全系数大于2， 所以可视为支 护结构承载能力满足要求。 鲁映兴 不稳定顶板巷道沿空留巷技术研究与应用64 第7期 3.3巷旁临时加强支护 根据回采工作面上覆岩层运移规律， 柔模混凝土 墙在采空区内依次进入减压、 增压、 稳压3个区域， 其 中压力增加较快， 矿山压力显现较明显的为增压区。 在此区域内， 如果临时加强支护不及时或支护强度不 足， 留巷顶板过早下沉， 巷旁支护起作用前顶板发生 离层， 顶板的完整性和自承载能力将遭到破坏， 降低 围岩稳定性， 因此必须及时对沿空留巷进行临时加强 支护。 弥补混凝土初凝时间长、 初期强度低的缺点， 防 止回采过程中矿压显现对保留巷道的破坏， 保证沿空 留巷的支护效果。 随着工作面采过一定距离， 采动影 响也逐渐减弱， 最终趋于稳定。 根据实际生产情况及其他矿井的工程经验， 22301运顺巷旁临时支护选用 “单体支柱π型梁” 进 行支护。 采用 “一梁三柱” 设计， π 型梁长 4m， 排距 1m， 滞后工作面支护距离10150m。 挡矸支架、 柔模 混凝土墙浇筑位置及巷旁临时加强支护参数， 如图3 所示。 5400 123 45 档矸板 金属网 档矸支架 柔模混凝土墙 16000 420010001700 500 2500900 300 1000 液压单体 π型梁 图3挡矸支架布置及砼墙体位置 4巷内支护 4.1正常支护 4.1.1顶板支护 22301工作面运输顺槽为矩形断面， 净宽净高 为 5400mm2800mm。 顶锚杆靠帮侧采用 ϕ16mm 1600mm的快速圆钢锚杆； 中间采用ϕ18mm2100mm 的 MG335 螺纹钢锚杆； 排距为 1000mm， 间距 750/ 1050/1350/1050/750mm， 均由 1 支 CK2350 型树脂锚 固剂锚固。 顶板采用规格为5000mm1100mm金属网 护顶， 规格为ϕ6.5mm钢筋网。 锚索采用ϕ17.8mm6500mm的钢绞线， 间排距 为1675mm4000mm， 靠二次采动影响帮部一侧， 锚 索与单轨吊锚杆施工在一条直线上， 便于吊挂运输顺 槽单轨吊。 配规格300mm300mm12mm托盘， 每孔 由3支CK2350型树脂锚固剂锚固。 4.1.2两帮支护 受一次采动影响的帮部， 采用ϕ18mm1600mm 的玻璃钢锚杆； 受二次采动影响的帮部， 采用ϕ22mm 2000mm 的玻璃钢锚杆支护， 间排距均为 900mm 1000mm， 由1支CK2350型树脂锚固剂锚固。 两帮采 用规格为2300mm20000mm矿用抗静电阻燃塑料网 护帮。 4.2加强支护 为了确保留巷效果， 加强顶板控制， 减少下沉量， 回采前对22301运输顺槽顶板进行了加强支护。 具体 参数为 锚索采用ϕ17.8mm8000mm的钢绞线， 在原 2排锚索之间补打1排， 每排施工2根。 加强支护的锚 索沿留巷顶板中心线对称布置， 间排距为2000mm 4000mm。 5不稳定顶板补强支护 通过掘进过程中， 围岩及顶板稳定性的历史记 录， 确定不稳定顶板区域， 留巷时根据围岩实际变化 情况， 及时观测并采取补强措施。 5.1离层区域确定 不稳定顶板区域， 出现顶板整体持续下沉， 53 58号柔模范围内出现柔模切顶， 局部出现柔模压裂 现象。 在5号测点范围内， 采用钻孔窥视仪对巷道上 覆顶板离层情况进行观测， 钻孔影像如图4所示。 1.0 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 1.9 2.0 2.0 2.1 2.2 2.3 2.4 2.5 2.6 2.7 2.8 2.9 3.0 3.0 3.1 3.2 3.3 3.4 3.5 3.6 3.7 3.8 3.9 4.0 4.0 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7 4.8 4.9 5.0 5.0 5.1 5.2 5.3 5.4 5.5 5.6 5.7 5.8 5.9 6.0 6.0 6.1 6.2 6.3 6.4 6.5 6.6 6.7 6.8 6.9 7.0 7.0 7.1 7.2 7.3 7.4 7.5 7.6 7.7 7.8 7.9 8.0 图45号测点钻孔窥视成像 65 第7期 通过钻孔观测， 离层及破碎区域主要发生在2.5 6.3m， 6.3m以上顶板较完好。 为控制顶板离层， 减少下沉量及浅部破碎， 决定采 用 “锚索钢带” 进行补强支护， 锚索优化为ϕ21.6mm 8000mm 的钢绞线， 对特别破碎顶板处注马丽散加 固， 补强后的顶板支护如图5所示。 快速锚杆ϕ16mm1600mm 螺纹钢锚杆ϕ18mm2100mm 锚索ϕ17.8mm6500mm 钢筋网5000mm1100mm 锚索ϕ21.6mm8000mm （不稳定顶板补强支护） 230mm3600mm2.2mmW钢带 锚索ϕ17.8mm8000mm （回采前加强支护） 1675 2000 4000 1000 1000 750 225 225 750105010501350 5000 5400 图5顶板补强后支护设计 5.2注浆加固工艺 马丽散是一种低黏度、 双组分合成高分子聚亚胺 胶脂材料， 当树脂和催化剂掺在一起注进岩层 1 2min后即可产生化学反应， 并膨胀、 发泡生成多元网 状密弹性体 ［11］。 注浆加固技术是通过注浆导管上的出 浆孔， 将浆液均匀地压注到围岩中， 以达到加固围岩 的目的 ［12］。 5.2.1注浆范围 根据钻孔窥视结果， 确定注浆范围上覆岩层0 6.5m。 5.2.2注浆孔参数 注浆孔采用气动式锚杆机配注浆专用钻杆施 工， 钻孔ϕ28mm， 孔深6m。 每排施工4个钻孔， 间距 1.2m； 靠帮部钻孔均距帮0.3m， 向帮部深处倾斜15。 钻孔排距为 1.5m， 使扩散半径相互叠加， 保证注浆 效果。 5.2.3注浆压力 注浆压力直接决定注浆效果， 压力过大将加剧岩 体离层和围岩变形， 过小则浆液扩散半径达不到设计 值， 出现注浆不充分现象。 顶板破碎程度不同注浆压 力也有一定差异， 在此主要采用下面的公式估算注浆 压力值， 并随实际注浆效果进行调整。 P （22.5） P1 式中， P为最大允许注浆压力； P1为煤层静水压 力， 取0.4MPa。 压力一般在0.81.0MPa。 5.2.4扩散半径 注浆扩散半径与注浆时间、 注浆压力、 裂隙产状、 注浆工艺参数等有关。 由于破碎顶板离层量大， 裂隙 较发育， 本次留巷注浆过程中扩散半径取1m。 5.2.5单孔注浆量 单孔注浆量采用充填注浆计算 QKπR 2Lη （3） 式中， Q为注浆量， m3； K为修正系数， 与浆液、 砂 层的种类、 充填率和浆液消耗有关， 一般为1.11.3， 取1.2； R为浆液扩散半径， m； L为注浆孔深， m； η为煤 岩体裂隙率， 取0.8。 由式 （3） 计算可得， 每孔注浆量计算值为 Q 0.090.18m3。 注浆达到最大单孔注浆量或顶板有浆液溢出， 同 时加强监测单体支护强度及锚索测力计示数变化。 通 过注浆加固， 不稳定顶板区域在留巷过程中未发生较 严重的破碎与离层现象。 6矿山压力观测与分析 从混凝土墙浇筑到 15 号模开始布置测点， 在 15号、 24号、 34号模依次布置110号测点。 每个 测点均对巷道顶底、 两帮表面位移， 柔模混凝土墙锚 栓、 顶板锚索受力进行观测。 选取稳定顶板条件下3 号测点， 不稳定顶板条件下移近量最大的5号测点进 行分析。 6.1巷道表面位移 对巷道两帮中点， 顶底板中点和顶底板靠副帮及 柔模侧各500mm处， 进行直接测量， 计算留巷围岩移 近量， 测点布置如图6所示。 A B C D E F GH 副帮侧 留巷中线 柔模侧 图6留巷段表面位移测点布置 鲁映兴 不稳定顶板巷道沿空留巷技术研究与应用66 第7期 对围岩变形数据进行处理， 得到留巷观测期间巷 道围岩变形量、 变形速率与工作面相对位置的关系， 如图78所示。 160 140 120 100 80 60 40 20 0 移近量 （mm） 020406080100120140 距工作面距离 （m） 两帮移近量 巷中顶底移近量 副帮侧顶底移近量 柔模侧顶底移近量 （a） 3号测点围岩变形量与工作面距离关系 250 200 150 100 50 0 移近量 （mm） 020406080100120140 距工作面距离 （m） 两帮移近量 巷中顶底移近量 副帮侧顶底移近量 柔模侧顶底移近量 （b） 5号测点围岩变形量与工作面距离关系 图7围岩变形量与工作面距离关系 25 20 15 10 5 0 移近速率 （mmd-1） 020406080100120140 距工作面距离 （m） 两帮移近量 巷中顶底移近量 副帮侧顶底移近量 柔模侧顶底移近量 （a） 3号测点围岩变形速率与工作面距离关系 25 20 15 10 5 0 移近速率 （mmd-1） 020406080100120140 距工作面距离 （m） 两帮移近量 巷中顶底移近量 副帮侧顶底移近量 柔模侧顶底移近量 （b） 5号测点围岩变形速率与工作面距离关系 图8围岩变形速率与工作面距离的关系 通过图78对比可知， 3号测点与5号测点顶板 下沉量最大值均发生在柔模侧， 分别为 145mm 和 218mm； 两帮移近量分别为42mm和66mm； 最大变形 速率为24mm/d和27mm/d。 留巷围岩变形大致经过3 个阶段的变化， 对应处于采空区减压、 增压、 稳压3个 区域。 第一阶段 工作面后方025m， 直接顶台阶状垮 落， 逐渐填充采空区； 基本顶受到工作面前方煤体、 采 空区垮落老顶铰接及留巷内单体液压支柱支护等作 用， 基本顶未发生破断， 此区域的采空区属于减压区， 上覆岩层围岩变形较为平缓， 移近量及速度相对较 小， 最大仅为11mm/d。 第二阶段 工作面后方25100m， 基本顶发生旋 转并破断， 上覆岩层运动加剧， 该范围内采空区处于 增压区， 围岩移近量较大、 移近速率达到最大值。 顶底 板最大变形速率发生在柔模侧为27mm/d， 两帮最大 变形速率达到9mm/d。 第三阶段 工作面后方100m以后， 巷道围岩变形 趋于稳定， 处于稳压区， 最终顶底板和两帮变形速率 降至1mm/d以下。 5号测点实测结果表明， 顶底板移 近量最大值为218mm， 两帮移近量最大值为66mm， 在后期持续观测过程中变化十分缓慢。 6.2锚栓 （索） 受力 采用安装在锚栓 （索） 尾部的液压枕测力计来进 行锚栓 （索） 的受力监测。 每一测点柔模混凝土墙体安 装4个测力计、 顶板锚索安装3个测力计， 每一测点取 平均值。 选取3号测点进行分析， 锚栓 （索） 受力均值 与工作面距离关系如图9所示。 160 140 120 100 80 60 40 20 0 距工作面距离 （m） 锚栓受力均值锚索受力均值 020406080100120140160180 测力计受力值 （kN） 图9锚栓 （索） 受力均值与工作面距离的关系 由图9可知， 在工作面后方100m范围内， 受工作 面回采影响， 锚栓 （索） 受力在这个范围内快速增大， 顶板锚索的最大载荷达到143.5kN， 柔模混凝土墙体 锚栓最大载荷为114.7kN； 工作面后方100m以后， 锚 栓 （索） 受力基本稳定。 通过分析发现， 锚栓 （索） 受力均值与工作面距离 关系和围岩变形量、 变形速率与工作面距离关系相吻 合。 在现有支护条件下， 围岩变形及顶板离层能够得 到有效控制， 巷道达到稳定状态后， 可以满足后续通 67 第7期 风、 行人、 运料等生产系统需要。 7结束语 （1） 通过有效地柔模混凝土墙巷旁支护， 结合 “巷 内锚网索联合支护、 单体支柱钢梁” 被动支护， 注马 丽散补强等多种形式， 成功实现了不稳定顶板条件下 的沿空留巷。 将顶板下沉量控制在218mm、 两帮移近 量控制在66mm以内。 （2） 采用柔模混凝土墙作为巷旁支护形式， 能够 有效支护22301工作面运顺巷道顶板。 实践证明， 采 用柔模混凝土充填技术进行浅埋煤层2.8m以下留巷 的巷旁支护， 可以控制直接顶运动保证其稳定性。 （3） 采用柔膜混凝土墙作为巷旁支护， 辅以 “单 体钢梁” 的被动支护形式， 能够有效弥补混凝土初 凝时间长、 初期强度低的缺点， 减小了巷道下沉量， 降 低混凝土墙承受的压力并减小塑性变形。 参考文献 ［1］韩可琦， 王玉浚.中国能源消费的发展趋势与前景展 ［J］ .中国矿 业大学学报， 2004， 33 （1） 1-5. ［2］宋振骐， 崔增娣， 夏洪春， 等.无煤柱矸石充填绿色安全高效开采 模式及其工程理论基础研究 ［J］ .煤炭学报， 2010， 35 （5） 705-710. ［3］孙晓明， 刘鑫， 梁广峰， 等.薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研 究 ［J］ .岩石力学与工程报， 2014， 33 （7） 1449-1456. ［4］陈勇， 柏建彪， 王襄禹， 等.沿空留巷巷内支护技术研究与应用 ［J］ . 煤炭学报， 2012， 37 （6） 903-910． ［5］崔亚仲.神东矿区快速沿空留巷技术研究及应用 ［J］ .煤炭科学技 术， 2014， 42 （1） 129-133. ［6］华心祝， 赵少华， 朱昊， 等.沿空留巷综合支护技术研究 ［J］ .岩土 力学， 2006， 27 （12） 2225-2228. ［7］冯超.基于FLAC的柔模混凝土沿空留巷应力分布模拟分析 ［J］ . 煤炭科学技术， 2017， 36 （7） 92-94. ［8］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. ［9］张子飞， 贺安民.浅埋煤层柔模混凝土沿空留巷支护及稳定性分 析 ［J］ .煤炭科学技术， 2013， 41 （9） 24-28. ［10］孙保杰.柔模煤矸石充填开采下采场覆岩沉降研究 ［D］ .西安 西安科技大学， 2015 64. ［11］ 刘忠平.深井厚煤层柔模泵注混凝土沿空留巷技术应用研究 ［D］ .西安 西安科技大学， 2013 22 ［12］李木宣， 马海峰.大断面煤巷过断层组超前预注浆加固应用研究 ［J］ .煤炭学报， 2013， 18 （4） 78-81． 鲁映兴 不稳定顶板巷道沿空留巷技术研究与应用 Research and Application of Gob-side Entry Retaining Technology in Roadways with Unstable Roof Lu Yingxing （Cuncaota Coal Mine，CHN Energy Shendong Coal Group Corporation，Erdos，Inner Mongolia，017209） AbstractAiming at the complicated support conditions in roadways with unstable roof，by using the trans⁃ mission gateway 22301 at Cuncaota Coal Mine as subject，where the flexible-membrane concrete wall is ap⁃ plied as roadside support，with theoretical calculation，the load of the roadside support is 5， 169kN/m and the bearing capacity of backfill from checking calculation is 13， 500kN/m，meeting the support requirement； the unstable roof is drilled to peep to observe the areas of separate layers，it is supported by injecting Mal⁃ isan and with reinforced anchor cable to effectively control the rocks in the roof；by surveying the conver⁃ gence of the reserved drift，the fall of roadway within the range of test points is controlled within 218mm and the convergence of two sides is controlled within 66mm，meaning the gob-side entry retaining is success⁃ ful. Key WordsGob-side entry retaining；Roadside support；Flexible-membrane concrete；Unstable roof （收稿日期 2020-06-07责任编辑 徐慧） 68