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(1.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590；2.山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地，山東 青島 266590；3.泰安方舟礦業(yè)科技有限公司，山東 泰安 271026)

綜放采掘相向沿空掘巷平衡支護(hù)設(shè)計法研究與應(yīng)用

劉立民1,2，張進(jìn)鵬1,2，孫偉1，付彪1，閆旭1，王志奎1，曹軍陟3

(1.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590；2.山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地，山東 青島 266590；3.泰安方舟礦業(yè)科技有限公司，山東 泰安 271026)

為解決采掘相向沿空掘巷受上工作面回采動壓及采空區(qū)影響圍巖變形不均一的問題，根據(jù)付村煤礦3上411運(yùn)輸順槽采掘相向的特殊條件，提出平衡支護(hù)設(shè)計法；運(yùn)用理論分析和數(shù)值模擬確定巷道圍巖受力的非對稱性，通過經(jīng)驗(yàn)公式計算確定合理的巷道支護(hù)參數(shù)，根據(jù)現(xiàn)場觀測結(jié)果對該平衡支護(hù)系統(tǒng)的合理性進(jìn)行評價。結(jié)果表明：通過平衡支護(hù)設(shè)計法確定的巷道平衡支護(hù)系統(tǒng)能夠有效地平衡超前支撐壓力和側(cè)向支撐壓力的影響，使巷道圍巖達(dá)到整體的平衡穩(wěn)定；支護(hù)后，巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平烤刂圃诤侠矸秶鷥?nèi)。平衡支護(hù)設(shè)計法能夠?qū)Σ删蛳嘞蚯闆r下圍巖結(jié)構(gòu)及應(yīng)力非對稱的巷道進(jìn)行合理的支護(hù)控制。

綜放巷道；采掘相向；沿空掘巷；平衡支護(hù)；現(xiàn)場觀測

Abstract: In order to solve the problem of the uneven deformation of surrounding rock affected by the dynamic pressure of working face and the goaf, this paper put forward a balance support design method based on the special mining situation of 411 roadway driving with opposite direction in Fucun Coal Mine. The asymmetry of surrounding rock stress was firstly determined by using theoretical analysis and numerical simulation. Then, the reasonable supporting parameters of roadway were determined by empirical equation calculation. Finally, the rationality of the balance support system was assessed based on the data of field observation. The results show that the roadway balance support system determined by this balance support design method can effectively balance the impact of the advance support pressure and lateral support pressure, thus achieving the overall stability of the surrounding rock, and that both the roof-floor displacement and the displacements of two sides are controlled within a reasonable range after the support. Therefore, the proposed method has reasonable support control of roadway with asymmetrical surrounding rock structure and stress in driving with opposite mining direction.

Keywords: fully-mechanized caving roadway; driving with opposite mining direction; gob-side entry driving; balance support; field observation

近年來，綜采放頂煤開采技術(shù)在我國得到快速發(fā)展和廣泛應(yīng)用，綜放條件下小煤柱護(hù)巷技術(shù)已成為礦井提高采區(qū)采出率的重要技術(shù)途徑之一。留設(shè)小煤柱的沿空巷道處于頂板結(jié)構(gòu)的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，煤柱穩(wěn)定性容易控制，煤炭回采率高。一些學(xué)者對于沿空掘巷小煤柱變形機(jī)理[1-2]和沿空掘巷小煤柱護(hù)巷中煤柱寬度的留設(shè)[3-5]進(jìn)行了分析，并提出了圍巖的穩(wěn)定性控制技術(shù)。

當(dāng)工作面之間距離較近或采掘距離較近等特殊采礦條件下，巷道常受動壓影響，給巷道支護(hù)帶來了一定困難。許多學(xué)者對于動壓巷道支護(hù)問題進(jìn)行了研究探討。其中，藺增元等[6]針對動壓條件下厚煤層沿空巷道支護(hù)困難的問題，建立了窄煤柱受力特征的力學(xué)模型，對掘巷支護(hù)方式及參數(shù)進(jìn)行了系統(tǒng)研究；婁金福[7]通過分析不同支護(hù)方式下動壓巷道圍巖離層變形過程的差異，得出動壓巷道應(yīng)該采用主動支護(hù)方式；李中偉等[8]針對深部松軟煤層動壓巷道變形量大、變形機(jī)理復(fù)雜、難以維護(hù)的問題，提出加強(qiáng)幫部支護(hù)體強(qiáng)度，減少空頂沿空幫距離的支護(hù)技術(shù)；王猛等[9]針對迎采動面沿空掘巷圍巖變形大、維護(hù)困難的問題，提出保證迎采動面沿空掘巷整體穩(wěn)定的關(guān)鍵是提高窄煤柱和頂板支護(hù)強(qiáng)度，并提出了合理的支護(hù)方案。這些學(xué)者分析了動壓巷道的破壞機(jī)理，提出了相對應(yīng)的控制方案。

為滿足生產(chǎn)的要求，當(dāng)工作面接替緊張時，常出現(xiàn)工作面下區(qū)段掘巷與上區(qū)段工作面回采相向進(jìn)行，這就是典型的采掘相向沿空掘巷情況。對于采掘相向沿空掘巷這一特殊采掘情況的巷道合理支護(hù)問題，此前學(xué)者未有涉及。此時，沿空掘巷小煤柱受上區(qū)段工作面采動和沿空掘巷掘進(jìn)動壓的雙重影響，在采空區(qū)和采煤工作面的作用下，超前支承壓力和側(cè)向支撐壓力顯著，沿空掘巷的沿空幫煤柱裂隙發(fā)育、破壞嚴(yán)重，如果支護(hù)參數(shù)不合理，煤柱塑性區(qū)會進(jìn)一步發(fā)育，支護(hù)難度非常大。

[10-15]，為解決上述采掘相向沿空掘巷支護(hù)困難的問題，針對付村煤礦3上411運(yùn)輸巷受3上408工作面動壓及采空區(qū)影響，沿空掘巷沿空側(cè)煤柱和實(shí)體煤幫結(jié)構(gòu)與受力不對稱的特點(diǎn)，提出采用非對稱的支護(hù)方式來平衡巷道兩側(cè)圍巖受力變形不均，將該支護(hù)設(shè)計方法命名為平衡支護(hù)設(shè)計法。通過理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場觀測的方法對平衡支護(hù)設(shè)計法進(jìn)行應(yīng)用研究,該方法對于解決采掘相向沿空掘巷支護(hù)困難的問題，為工作面接替開辟了新方法。

1 工程概況

付村煤礦3上411運(yùn)輸巷位于3上煤層?xùn)|四采區(qū)-480 m水平，沿3上煤層底板掘進(jìn)。3上煤層為單斜構(gòu)造，煤層傾角0～12.5°，煤層厚度5.19～5.57 m，平均5.40 m。3上煤層老頂為灰色細(xì)砂巖，厚度4.6 m；直接頂為黑灰色泥巖，厚度1.75 m；偽頂厚度0.10 m；直接底為黑灰色砂質(zhì)泥巖，厚度1.51 m；老底為淺灰色細(xì)砂巖，厚度6.69 m。為滿足礦井生產(chǎn)的需要，在3上408工作面回采期間掘進(jìn)3上411沿空運(yùn)輸巷道，掘進(jìn)過程中受到3上408工作面動壓及采空區(qū)的影響，支護(hù)難度加大。實(shí)踐證明：采用以往回采巷道支護(hù)方式不能維持巷道穩(wěn)定，必須對3上411運(yùn)輸巷道支護(hù)方式進(jìn)行重新設(shè)計。

2 平衡支護(hù)設(shè)計法

2.1 平衡支護(hù)法設(shè)計理念

在特殊采掘條件下，巷道兩側(cè)圍巖結(jié)構(gòu)和圍巖受力不對稱，巷道破壞形態(tài)及圍巖破碎程度不均等。針對巷道兩側(cè)圍巖破壞不均等的問題，采取非對稱支護(hù)方式使其達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)，對局部受力較大的部分加大支護(hù)強(qiáng)度。平衡支護(hù)設(shè)計法是在高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿(索)支護(hù)的基礎(chǔ)上，針對圍巖非對稱結(jié)構(gòu)和非對稱受力條件提出的巷道支護(hù)理念。

掘進(jìn)巷道之后，原巖應(yīng)力平衡被打破，預(yù)應(yīng)力支護(hù)結(jié)構(gòu)與巷道圍巖共同作用，能夠形成一個新的平衡系統(tǒng)。在新的平衡系統(tǒng)里，使支護(hù)結(jié)構(gòu)受力與巷道圍巖變形在合理范圍內(nèi)形成一個可控的平衡系統(tǒng)。平衡支護(hù)設(shè)計法對礦山巷道、隧道和其它地下硐室的差異性加固具有相似性。針對礦山巷道的設(shè)計支護(hù)系統(tǒng)，通過對巷道周圍巖體中錨固的錨桿(索)施加預(yù)應(yīng)力，使錨桿(索)與支護(hù)巖體共同承載來穩(wěn)定巖體。預(yù)應(yīng)力錨桿錨索布置應(yīng)針對巷道圍巖結(jié)構(gòu)和受力的差異性，以實(shí)現(xiàn)差異性主動支護(hù)和圍巖主動控制。

2.2 側(cè)向支撐壓力分析

針對采用小煤柱護(hù)巷的沿空掘巷問題，當(dāng)上工作面回采過后，形成采空區(qū)，上覆巖層破壞，其重量傳遞到沿空煤柱及下工作面煤層上，形成支承壓力，其中側(cè)向煤體支承壓力明顯，選擇沿空巷道的位置應(yīng)避開側(cè)向支承壓力的應(yīng)力集中區(qū)。工作面?zhèn)认虿蓜訅毫θ鐖D1所示，巷道位置避開了側(cè)向支承壓力的應(yīng)力集中區(qū)，在內(nèi)應(yīng)力場的影響下，隔離煤柱上方的應(yīng)力升高，巷道兩側(cè)受力不均，沿空側(cè)應(yīng)力明顯大于另一側(cè)。

圖1 工作面?zhèn)认虿蓜訅毫κ疽鈭DFig.1 Sketch of working face lateral dynamic pressure

圖2 工作面超前支撐壓力影響示意圖Fig.2 Sketch of working face advance pressure effects

2.3 超前支撐壓力分析

上工作面推進(jìn)過程中，在工作面前方煤體上形成超前支承壓力，工作面超前支承壓力如圖2所示，沿空掘巷的隔離煤柱受超前支承壓力的影響，內(nèi)部應(yīng)力增大，塑性區(qū)發(fā)育，煤體破壞程度加大。與沿空掘巷非沿空側(cè)煤體相比，沿空側(cè)煤柱應(yīng)力明顯大于非沿空側(cè)煤體，巷道兩側(cè)圍巖形成受力的非對稱性。

針對沿空巷道沿空側(cè)煤柱應(yīng)力較大、塑性區(qū)發(fā)育的特點(diǎn)，采用平衡支護(hù)設(shè)計法，對沿空側(cè)煤柱進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，使巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)與巷道圍巖的變形控制在合理的范圍之內(nèi)，達(dá)到新的平衡。對沿空側(cè)進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，主要通過巷道頂板錨索偏向于沿空側(cè)。

3 數(shù)值模擬

針對3上411運(yùn)輸巷道非對稱圍巖結(jié)構(gòu)，運(yùn)用ANSYS數(shù)值模擬進(jìn)行圍巖受力分析。根據(jù)3上411巷道實(shí)際施工地質(zhì)條件，建立有限元模型：長×寬×高=100 m×100 m×60 m，模型共27 300個單元，29 611個節(jié)點(diǎn)，模型除頂部邊界外，其余均采用法向約束，采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，上部施加垂直載荷模擬上覆巖層的重量，垂直應(yīng)力為10.2 MPa。模型為巷道無支護(hù)情形，采用小彈性模量來模擬采空區(qū)跨落填充，模型的尺寸不小于巷道大小的8倍，煤層厚度5.3 m，煤柱寬度3.8 m。具體巖體屬性見表1所示。3上411巷道數(shù)值模型如圖3所示，3上411巷道無支護(hù)有限元計算結(jié)果如圖4。

表1 巖石的物理力學(xué)指標(biāo)Tab.1 Physico-mechanical properties of intact rock material

圖3 巷道數(shù)值模型

由圖4可知，巷道兩側(cè)應(yīng)力分布明顯不對稱，巷道右側(cè)應(yīng)力大于左側(cè)應(yīng)力，其中巷道右上角及右下角地方應(yīng)力集中明顯。針對該處應(yīng)力集中，運(yùn)用平衡支護(hù)設(shè)計法加強(qiáng)應(yīng)力集中側(cè)的支護(hù)強(qiáng)度，使巷道圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)整體處于平衡狀態(tài)。

圖4 巷道模擬受力計算圖

4 支護(hù)系統(tǒng)設(shè)計

付村煤礦3上411運(yùn)輸巷道圍巖結(jié)構(gòu)與應(yīng)力不對稱，沿空側(cè)為小煤柱，小煤柱強(qiáng)度遠(yuǎn)低于實(shí)體煤幫強(qiáng)度，受超前支撐壓力和側(cè)向支撐壓力的影響，沿空側(cè)小煤柱變形顯著。針對動壓影響圍巖結(jié)構(gòu)與應(yīng)力的非對稱性，運(yùn)用平衡支護(hù)設(shè)計法對巷道進(jìn)行支護(hù)設(shè)計，根據(jù)3上411運(yùn)輸巷地質(zhì)條件，確定采用非對稱錨網(wǎng)索支護(hù)結(jié)構(gòu)。

為研究采動影響下不同時空關(guān)系對煤柱穩(wěn)定性及掘進(jìn)巷道的變形情況，分別對不同煤柱寬度(8、6、3.8 m)的圍巖應(yīng)力應(yīng)變分布規(guī)律及采掘工作面不同相向距離時(相距10 m、平齊、交叉10 m)的巷道圍巖應(yīng)力應(yīng)變演化規(guī)律進(jìn)行了模擬分析。留設(shè)3.8 m小煤柱巷道位于圍巖應(yīng)力降低區(qū)，巷道易于控制；另外，留設(shè)3.8 m小煤柱可提高煤炭采出率，減少資源浪費(fèi)。所以，在該條件下選取留設(shè)3.8 m小煤柱為最終方案。

3上411運(yùn)輸巷斷面形狀為矩形，巷道荒斷面寬4.2 m，荒高3.8 m。具體支護(hù)參數(shù)確定設(shè)計如下。

4.1 錨桿、錨索支護(hù)參數(shù)

4.1.1 錨桿長度確定

根據(jù)懸吊理論，普通頂板錨桿長度計算公式為：

L頂=KH1+L1+L2。

(1)

式中：L頂—頂錨桿長度，m；H1—冒落高度，m；K—安全系數(shù)；L1—錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度；L2—錨桿在巷道中的外露長度。

公式(1)未考慮頂板圍巖結(jié)構(gòu)和巖性，若錨桿錨固端位于泥巖中，則錨桿不能充分發(fā)揮錨固效果，所以錨桿錨固端需位于穩(wěn)定巖層中。3上411運(yùn)輸巷直接頂為黑灰色泥巖，厚度1.75 m。根據(jù)公式(1)中參數(shù)，考慮直接頂泥巖不穩(wěn)定，則該頂錨桿長度計算公式可以為：

L頂=H1+L1+L2。

(2)

則，L頂=1.75+0.5+0.1=2.35 (m)

充分考慮超前支撐壓力和側(cè)向支撐壓力的影響，決定選取頂錨桿長度為2 400 mm。

幫錨桿長度計算公式為：

L幫=L1+L2+L3。

(3)

式中：L3=(1+f)/(1+2f)+(B-1)/(B+1)=1.22 (m)，B—巷道開掘?qū)挾?，?.3 m，f—巖石堅固性系數(shù)，取3.5。

則，L幫=0.5+0.1+1.19=1.79 (m)，由于沿空側(cè)煤柱塑性區(qū)發(fā)育，決定選取幫錨桿長度為2 000 mm。

4.1.2 錨桿、錨索選取

錨桿預(yù)應(yīng)力能消除頂板拉應(yīng)力區(qū)，閉合頂板離層，根據(jù)工程應(yīng)用中預(yù)應(yīng)力選取的經(jīng)驗(yàn)可知，錨桿預(yù)應(yīng)力一般為4～6 t，本次錨桿預(yù)應(yīng)力選取為5 t。錨桿為Φ18/Q500的左旋無縱肋高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿。為滿足巷道在動壓期間的支護(hù)要求，選取Φ17.8 mm×6 000 mm的預(yù)應(yīng)力籠型錨索，錨索破斷力為26 t，漲拉力為80～100 kN。根據(jù)3上411運(yùn)輸巷非對稱圍巖應(yīng)力分析，為控制沿空側(cè)頂板的下沉，充分利用錨索的懸吊作用，錨索偏于采空區(qū)一側(cè)垂直頂板布置。

4.2 錨桿間排距計算

通過加固拱理論確定錨桿的長度和間距，可以通過下式進(jìn)行計算：

(4)

式中：b—加固拱厚度，m；L—錨桿有效長度，m；α—錨桿在松散體中的控制角，(°)；a0—錨桿的間距，m。

矩形斷面巷道決定錨桿的控制角為45°，則b=L-a0，故a0=L-b。由資料可知，加固拱厚度為1.45 m，由上述計算知：頂板錨桿長度為2 400 mm，幫錨桿長度為2 000 mm。對頂板錨桿和幫部錨桿分別計算得出：頂板錨桿間排距a0=950 mm，幫部錨桿間排距a0=550 mm。頂板錨桿間排距為900 mm×900 mm，因巷道沿空側(cè)破壞嚴(yán)重，加強(qiáng)巷道幫部支護(hù)強(qiáng)度，幫部錨桿間排距選為800 mm×700 mm。

4.3 方案設(shè)計

3上411運(yùn)輸巷采用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+預(yù)應(yīng)力錨索+金屬網(wǎng)+鋼筋梯聯(lián)合支護(hù)形式。錨桿為Φ18/Q500左旋無縱肋高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿，預(yù)應(yīng)力為5.0 t；頂板錨桿長度為2.4 m，幫部錨桿長度為2.0 m；頂板錨桿間排距為900 mm×900 mm，幫部錨桿間排距為800 mm×700 mm；錨索為Φ17.8 mm×6 000 mm預(yù)應(yīng)力籠型錨索，預(yù)應(yīng)力為80～100 kN，間排距為1 400 mm×900 mm，垂直頂板非對稱布置；巷道表面鋪設(shè)冷拔焊接金屬網(wǎng)，采用Ф14鋼筋梯連接頂板和兩幫的錨桿，鋼筋梯長度為4 000 mm；圖5為3上411運(yùn)輸巷支護(hù)斷面圖，圖6為運(yùn)輸巷支護(hù)平面圖。

5 煤壁位移監(jiān)測結(jié)果

選取三組巷道觀測斷面，第一組觀測斷面、第二組觀測斷面和第三組觀測斷面分別位于工作面推采線前方59、88和129.5 m處。觀測錨桿壓力隨時間變化如圖7所示。

5.1 錨桿受力分析

由圖7(a)可知，對于頂板錨桿應(yīng)力來說，觀測斷面1應(yīng)力變化幅度最小，觀測斷面3應(yīng)力變化幅度最大，說明觀測斷面1受工作面采動影響最小，觀測斷面3受工作面采動影響最大，這與現(xiàn)場施工及觀測相吻合。

由圖7(b)可知，對于實(shí)體煤幫錨桿應(yīng)力來說，觀測斷面1應(yīng)力變化幅度最小，其余2個斷面應(yīng)力變化趨勢和幅度基本相同，表明巷道受工作面采動影響后，巷道實(shí)體煤幫處于穩(wěn)定狀態(tài)，支護(hù)系統(tǒng)對巷道實(shí)體煤幫進(jìn)行了有效控制。由圖7(c)可知，對于沿空幫錨桿應(yīng)力來說，斷面1應(yīng)力變化最小，斷面3應(yīng)力變化最大。斷面2、3均經(jīng)歷了工作面全動壓過程，表明該支護(hù)系統(tǒng)能夠有效控制該巷道沿空幫變形。

圖5 運(yùn)輸巷支護(hù)斷面圖Fig.5 Sectional view transportation laneway

圖6 上411運(yùn)輸巷支護(hù)平面圖

圖7 錨桿壓力隨時間變化圖

5.2 斷面位移分析

對每個斷面布置3個測點(diǎn)，編號為4測點(diǎn)、5測點(diǎn)、6測點(diǎn)。選取有代表性的斷面1和斷面3，進(jìn)行斷面位移分析，結(jié)果如圖8、圖9所示。

5.2.1 斷面1位移分析

由圖8可知，斷面1各測點(diǎn)頂板最大位移差別不大，最大值為40 mm，最小為34 mm；兩幫煤壁的頂部、中部和底部的累計最大變形量相差較小，底部的最大累計位移最大，為62 mm，采煤工作面過測點(diǎn)8～30 m范圍內(nèi)巷道變形量較大。

圖8 斷面1位移隨時間變化圖

5.2.2 斷面3位移分析

由圖9可知，斷面3各測點(diǎn)頂板累計最大位移差別不大，最大值為40 mm；兩幫煤壁累計最大位移為62 mm，位于與沿空幫的底部，實(shí)體煤幫和沿空幫的變形量差距較小，最大相差6 mm，當(dāng)采煤工作面經(jīng)過觀測斷面后，兩幫煤壁累計位移增長變快。

圖9 斷面3位移隨時間變化圖

5.3 支護(hù)效果觀察

由實(shí)際觀測可知：巷道兩幫最大移近量為62 mm，為巷道寬度的1.5%；頂板最大下沉量為40 mm，為巷道高度的1.1%；錨桿最大受力為13.5 t，錨索最大受力為23 t，錨桿、錨索技術(shù)參數(shù)選取較合理。動壓過后沿空幫錨桿支護(hù)效果良好，巷道整體變形不大，頂板未出現(xiàn)離層，小煤柱未出現(xiàn)整體片幫和垮塌，巷道支護(hù)效果理想。

6 結(jié)論

1) 針對巷道兩側(cè)圍巖破壞不均等的問題，采取非對稱支護(hù)方式使其達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)，對局部受力較大部分加大支護(hù)強(qiáng)度，提出平衡支護(hù)設(shè)計法。

2) 由于超前支撐壓力和側(cè)向支撐壓力的影響，巷道右上角及右下角地方應(yīng)力集中明顯。通過理論公式計算及推導(dǎo)分析，確定選用Φ18/Q500左旋無縱肋高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿，頂板錨桿長度為2 400 mm，間排距為900 mm×700 mm；幫錨桿長度為2 000 mm，間排距為800 mm×700 mm。通過現(xiàn)場觀測顯示，該支護(hù)系統(tǒng)支護(hù)效果明顯。

3) 通過現(xiàn)場觀測可知，巷道兩幫最大移近量為65 mm，頂板最大下沉量為40 mm，錨桿最大受力為13.5 t，錨索最大受力為23 t。錨桿、錨索技術(shù)參數(shù)選取較合理，動壓過后沿空幫錨桿支護(hù)效果良好，巷道整體變形不大，頂板未出現(xiàn)離層。

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(責(zé)任編輯：李 磊)

ResearchandApplicationofBalanceSupportDesignMethodforFully-mechanizedGob-sideEntryDrivingwithOppositeMiningDirection

LIU Limin1,2, ZHANG Jinpeng1,2, SUN Wei1, FU Biao1, YAN Xu1, WANG Zhikui1, CAO Junzhi3

(1.College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China; 2.State Key Laboratory of Mining Disaster Prevention and Control Co-founded by Shandong Province and the Ministry of Science and Technology, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China; 3.Tai’an Fangzhou Mining Technology Co. Ltd, Tai’an, Shandong 271026, China)

TD353

A

1672-3767(2017)06-0024-08

10.16452/j.cnki.sdkjzk.2017.06.004

2016-12-29

山東科技大學(xué)礦業(yè)學(xué)院學(xué)生科技創(chuàng)新基金項(xiàng)目(KYKC17009)

劉立民(1962—),男, 山東濰坊人,教授,博士,主要從事軟巖巷道支護(hù)、開采沉陷的研究工作. E-mail: lmliuhhu@163.com 張進(jìn)鵬(1992—),男,山東濟(jì)寧人,碩士研究生,主要從事動壓軟巖巷道支護(hù)及新材料的研究,本文通信作者. E-mail:zhljinpeng@163.com