特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制

董 合 祥

( 晉能控股集團有限公司，山西 大同 037001 )

放頂煤開采歷史悠久，20世紀50年代已經在國外成功應用。我國放頂煤開采技術雖起步較晚但發展迅速，經過幾十年的不懈努力，已形成一套特厚煤層綜放開采技術標準體系，并且在神華、同煤等煤炭企業得到了廣泛的應用[1-5]。現階段特厚煤層綜放開采過程中為了維持回采巷道的穩定，大部分選擇留設30 m以上的寬煤柱來保障回采工作面安全開采[6]。但由于留設煤柱寬度過大，通常導致巷道頂板下沉、兩幫偏移量大、超前支柱壓彎等現象，并造成大量煤炭資源損失；如果留設煤柱寬度過小，又很難維持巷道圍巖的穩定。由此可見，煤柱寬度過大或過小與現階段資源節約型和安全高產型礦井建設理念不符，因此選擇合理的煤柱寬度對特厚煤層沿空掘巷安全開采至關重要。

近年來，國內學者在沿空掘巷煤柱寬度的確定和沿空巷道圍巖控制方面進行了大量研究，并取得了一系列成果。王紅勝[7]等基于關鍵巖塊B對基本頂斷裂形式和窄煤柱穩定性的分析，指出基本頂斷裂線位置在位于沿空巷道外側時，最有利于巷道維護；查文華[8]等在力學模型的基礎上對基本頂的斷裂位置進行研究，結合具體實例確定了煤柱的合理寬度；張科學[9]等結合數值分析與現場實際以及極限平衡理論，得出了確定煤柱寬度的合理計算方法，并應用于實際；文獻[10-15]詳細研究了可變形基礎邊界條件下沿空煤巷區域基本頂結構破斷規律；李化敏[16]等以塔山礦特厚煤層大采高綜放工作面為研究對象，分析了大采高綜放工作面端部覆巖活動范圍、裂隙場分布、運動特征及結構特征，得出了與同等條件下的大煤柱相比，小煤柱沿空掘巷能降低巷道變形量，更有利于巷道支護的結論。

以上研究表明，我國學者對沿空掘巷合理煤柱寬度的計算方法進行了深入研究，并掌握了沿空掘巷窄煤柱圍巖的控制技術，但是對于厚度高達12 m以上的特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖巷道控制鮮有研究。本文基于以上學者的研究內容，以某礦特厚煤層綜放開采為背景，確定了特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱的合理寬度，并分析了特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制難點，從頂板、煤柱幫和實體煤幫3個方面考慮，提出了強力聯合支護方案，實現了5305巷道圍巖的穩定性控制，有效保障了8305工作面的安全開采。

1 工程地質條件

某礦8305工作面以侏羅系c3-5號煤層為主采煤層，煤層開采標高為+834～+846 m，地面標高+1 284～+1 394.3 m，煤層傾角1°～4°，平均傾角2°，全煤厚度6.59～15.88 m，平均厚度13.05 m，煤層的變異系數為0.66%，密度為1.46×103kg/m3，煤層堅固性系數2～3，煤層較穩定。煤層結構復雜，煤層中含6層夾矸，夾矸厚度最小0.10 m，最大0.25 m。巖性為砂巖、砂質泥巖和炭質泥巖，頂底板柱狀如圖1所示。瓦斯相對涌出量1.6 m3/t，絕對涌出量6.7 m3/min。煤層具有爆炸危險性，爆炸指數為50.67%。煤層容易自燃，自然發火期為1～4個月。

圖1 煤層頂底板柱狀 Fig. 1 Histogram of coal seam roof and floor

某礦8305工作面采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤開采的采煤方法，8305工作面為“一進二回”3巷布置，2305巷、5305巷沿c3-5號煤層底板布置，8305頂抽巷與5305巷內錯20 m平行布置。與8305綜放工作面相鄰的8307綜放工作面煤層平均厚度為13.67 m，8305綜放工作面回風巷( 5305巷 )與8307綜放工作面進風巷( 2307巷 )之間留設窄煤柱，8305綜放工作面布置如圖2所示，其中 8307綜放工作面已采完。

圖2 8305綜放工作面布置 Fig. 2 Layout of 8305 fully mechanized caving face

該礦以往相鄰的綜放面區段煤柱寬度大多為30～40 m，以二盤區8203工作面為例，在8203工作面回采期間，臨空巷5202巷壓力顯現明顯，巷道出現多處底臌，嚴重影響行車和膠帶運輸。特別是在8202工作面形成后，由于較大的臨空壓力影響，使得5202巷頂板下沉量大、底臌現象嚴重、大量錨桿和錨索斷裂，由此在開采期間造成的經濟損失為215.85萬元[11]。

由此可知，留設30～40 m寬煤柱時巷道圍巖 活動劇烈，開采難度大且煤炭損失率較高。因 此選擇合理的煤柱寬度及安全的支護方式對 資源節約型和高產高效型礦井的建設具有重要意義。

2 13 m特厚煤層綜放開采沿空掘巷煤柱合理寬度確定

2.1 基本頂斷裂位置確定

2.1.1 由內外應力場理論確定

由內外應力場理論可知，基本頂斷裂時采場上覆巖層傳遞到周圍煤體和巖層上的支承壓力分為內應力場寬度S1和外應力場寬度S2兩個部分，內、外應力場分布如圖3所示?；卷敾剞D、下沉是內應力場S1支承壓力的主要來源，基本頂上覆巖層總體自重應力是外應力場支承壓力S2的主要來源，內、外應力場以基本頂斷裂線為界，其分布特征取決于上覆巖層產生的作用力和邊界條件等因素[17]。

圖3 內、外應力場分布 Fig. 3 Distribution of internal and external stress fields

內應力場S1計算公式為

式中，L為工作面長度，L=200 m；L1為頂板初次來壓步距，L1=30 m；SP為超前壓力影響范圍，SP=20 m；h為弧形三角塊厚度，h=12.3 m；K為應力集中系數，K=1.4；H為巷道埋深，H=500 m。

將以上數值代入式( 1 )可得S1=3.02 m。

2.1.2 由極限平衡理論確定

由極限平衡理論可知[18]，巷道開挖后其周圍的圍巖體應力重新分布，巷道兩側的煤體承受較大的應力首先發生破壞，并且破壞逐步向更深處的煤體延伸，直至彈性區域應力邊界，基本頂的斷裂位置與彈性區邊界重合，基本頂斷裂線位置距采空區煤壁側的距離x0為

式中，M為工作面采高，m；A為側壓系數；φ0為煤體內摩擦角，( ° )；C0為煤體黏聚力，MPa；γ為上覆巖層平均體積力，mN/m3；H為巷道埋深，m；P為上區段工作面巷道煤幫的支護阻力，MPa。

由8305工作面地質生產條件和礦壓規律實測可知，M=3.9 m，A=0.9，φ0=30°，C0=6.8 MPa，K=1.4，γ=0.03 mN/m3，H=500 m，P=0.15 MPa。代入式( 2 )得x0=3.06 m。

2.2 合理煤柱寬度確定

由式( 1 )，( 2 )得出基本頂斷裂線位置距離采空區3 m，由文獻[8]可知，當基本頂斷裂線位置與采空區煤壁的距離小于6 m時，應將巷道布置在應力降低區內且煤柱寬度不低于3 m。此時，基本頂斷裂位置位于煤柱上方，使得基本頂的回轉、下沉對巷道造成的影響較小，使巷道處于較穩定的環境，便于巷道的維護。

基本頂斷裂線位于煤柱上方，導致煤柱的載荷較大，若煤柱寬度尺寸過小，兩幫通常出現一定范圍的拉應力，致使實體煤幫破碎，從而導致窄煤柱失穩[9]。若煤柱的寬度尺寸過大，會造成大量煤炭資源浪費。因此為了更好地維持巷道圍巖的穩定性，并最大限度地減少煤炭資源損失，根據文獻[9]得出合理煤柱寬度的計算模型如圖4所示，計算公式為

圖4 窄煤柱寬度計算 Fig. 4 Calculation chart of narrow coal pillar width

式中，B為煤柱寬度，m；X1為工作面開采后在采空側煤體中產生的塑性區寬度，m；X3為錨桿有效長度，取1.2 m；X2為考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩定系數，按(X1＋X3)( 30%～50% )計算。

根據以上條件進行估算，X1=3 m，X3=1.2 m，X2=1.26～2.1 m，得出B=5.46～6.3 m。為了減少煤炭資源的損失，最終確定煤柱寬度為6 m。

3 特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制難點

13 m特厚煤層沿空掘巷窄煤柱綜放開采最大的特點就是工作面推進速度快( 日進8刀 )、工作面開采高度大、煤柱寬度小。工作面推進速度快，使得基本頂回轉、下沉速度快，嚴重影響巷道周圍錨桿支護的穩定性，可能導致整個結構的失穩。開采空間大，導致基本頂回轉、下沉幅度大，在基本頂大幅度回轉、下沉的影響下，窄煤柱將承受較大壓力并且兩幫會產生一定范圍的拉應力，較大的壓力和拉應力影響下可能會導致窄煤柱的破碎，不利于巷道圍巖穩定性的控制[6]。當基本頂斷裂線位于窄煤柱之上時，巷道圍巖穩定性控制難點主要如下所述。

3.1 頂板圍巖控制難點

5305巷道沿c3-5號煤層底板布置，巷道頂板受到本工作面掘進和回采的影響，使得頂板煤層微結構發生改變，煤層的黏聚力和內摩擦角變小，導致頂板煤層自身穩定性變差，且c3-5號煤層結構復雜，煤體松軟，平均含夾矸6層，使5305巷工作面頂板易產生離層、冒落和彎曲等破壞與變形現象，影響工作面正常的移架銜接任務，從而延誤工作面開采正常進度，給礦井正常生產帶來安全隱患。

3.2 窄煤柱幫圍巖控制難點

在5305巷道掘出后，窄煤柱兩側均存在破碎區，使得煤柱承載能力較小，并且在8305和8307工作面綜放開采形成的超前支承壓力作用下，使得煤柱的裂隙發育明顯、裂隙端部應力集中明顯、裂隙擴展機制較好，導致煤柱承載能力和抗變形破壞能力變弱。而且煤柱與頂煤聯動性大，煤柱的破壞使頂煤的穩定性減弱，導致巷道壓力和變形量都急劇增加，大大增加了巷道的支護難度。

3.3 實體煤幫圍巖控制難點

實體煤幫作為特厚煤層沿空掘巷關鍵支撐點之一，維持實體煤幫的穩定性對特厚煤層安全開采具有重要意義。在相鄰綜放開采工作面的影響下，側向支承壓力峰值進一步向煤體深部轉移，塑性破壞范圍更廣，圍巖力學性質更加惡劣、穩定性差。由現場實際情況可知，實體煤幫變形大，不僅導致頂煤穩定性變弱，使實體煤幫易破碎、片幫，而且還將進一步加劇窄煤柱應力集中，使得煤柱及頂煤結構的穩定性更加難以維護。 圍巖控制對策，如圖5所示。

圖5 圍巖控制技術 Fig. 5 Control technology of surrounding rock

4.1.1 頂板圍巖控制對策

針對某礦特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱條件下5305巷頂板易產生離層、冒落和彎曲等破壞與變形現象的特點，提出了錨桿+高強度JW型鋼帶+拱形托盤、多錨索-鋼帶桁架、組合錨索聯合支護的頂板圍巖控制技術，其能夠有效改善頂煤的力學性質，并形成保持頂煤穩定性的系統承載結構，最終形成大范圍強承載結構( 圖6 )[19]，從而實現對特厚煤層沿空掘巷頂板的有效控制。

圖6 頂板聯合支護 Fig. 6 Roof joint support diagram

4 特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制技術

4.1 特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制對策

針對13 m特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制難點，特提出13 m特厚煤層綜放沿空掘巷

( 1 ) 高強高預應力錨桿支護系統：特厚煤層沿空掘巷頂板高強高預應力錨桿支護系統由高強高預應力錨桿、高強度JW型鋼帶、拱形托盤以及相應支護構件組成。高強度高預應力錨桿具有較強的抗剪、抗拉能力，能夠有效控制錨固區圍巖離層、滑動、裂隙張開、新裂紋產生等不連續擴容變形，同時能夠改善圍巖深部的應力分布狀態，有效控制圍巖的不連續變形，保持圍巖的完整性[20]。通過鋼帶將數根錨桿連接在一起，能夠均衡錨桿受力，形成組合支護系統，進而擴大錨桿的作用范圍，更好地支護巷道表面和改善深部圍巖應力分布狀態，同時降低錨桿尾部的應力集中，擴大預應力作用范圍，減少預應力損失，提高支護系統的整體剛度，從而提升支護效果[21]。高強度高預應力錨桿、JW型鋼帶、拱形托盤聯合作用改善了淺部圍巖的力學形狀，增強了圍巖完整性，形成了淺部整體承載結構。

( 2 ) 多錨索-鋼帶桁架支護系統：特厚煤層沿空掘巷頂板多錨索-鋼帶桁架支護系統由多根高強預應力錨桿、鋼帶桁架以及相應支護構件組成。多錨索-鋼帶桁架系統配合厚鋼帶能增強頂板錨桿預應力場的擴散，改善更大范圍、更深層次的圍巖應力狀態，提高頂板圍巖的承載能力及兩幫圍巖的支護強度。

( 3 ) 組合錨索支護系統：特厚煤層沿空掘巷頂板組合錨索系統由長度不同的錨索、多孔托盤以及相應支護構件組成。不同長度的錨索在較小的范圍內集中支護，不僅能夠提高整體抗拉和抗剪性能，多錨索配合高強度多孔托盤，能夠形成范圍更廣、應力值更大的預應力場，而且不同長度的錨索能夠形成多層位錨固，使得錨固區域進行疊加，增加整體支護效果。

圖7為安裝錨桿后巷道頂板預應力場分布情況，由圖7可知，巷道頂板采用錨桿支護后在巷道淺部形成錨桿預應力場，使得淺部圍巖處于三向受壓狀態，提高了淺部圍巖的圍壓，有利于維持淺部圍巖的完整性。在此情況下，進行組合錨索的施打，不僅對錨桿預應力場具有強化作用，而且錨索還在圍巖較大的松弛范圍內形成錨索預應力場，對圍巖深部產生擠壓作用，提高深部圍巖的自承載能力。錨索穿過錨桿形成的預應力承載結構錨入深部彈性巖體中，將淺部錨桿形成的承載結構與深部錨索形成的承載結構連接起來，形成圍巖深淺部相連接的大范圍承載結構，極大地限制了巷道圍巖大面積失穩。

圖7 頂板預應力場 Fig. 7 Roof prestress field

4.1.2 煤柱側控制對策

煤柱側采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+JW型鋼帶、錨索+高強度拱形托盤+噴漿+補強錨索支護( 圖8 )，其具有承載能力強、抗側彎能力大等優點，能夠有效解決裂隙發育而引起的窄煤柱支撐力不足、易片幫、垮幫等控制難題。

圖8 煤柱側支護結構 Fig. 8 Side support structure of coal pillar

該系統能夠通過高強度錨桿、錨索支護系統加固煤柱側巷道表面淺部煤體。該系統結合煤柱側噴漿，能進一步改善煤體的力學性能，提高煤體的抗拉抗剪強度，增大內摩擦角和黏聚力。同時噴漿能夠封堵裂隙，減弱裂隙端部的集中應力，提高煤柱的承載能力和抗變形破壞能力[22]。

圖9為安裝錨桿( 索 )后煤柱側預應力場分布情況。

圖9 煤柱側預應力場 Fig. 9 Prestress field at coal pillar side

由圖9可知，高強預應力錨桿可在淺部圍巖形成承載結構，改變了淺部巖層的圍巖應力狀態，同時錨桿可產生對煤柱側淺部巖層沿層面與節理裂隙剪切錯動等的橫向約束作用以及巖層膨脹變形破壞產生的軸向約束作用。高預應力錨索可錨入深部較為穩定的巖層中，使深淺部圍巖相連接，有效限制煤柱變形，保障了巷道的穩定。

4.1.3 實體煤側控制對策

實體煤幫受高集中應力的影響，致使實體煤幫變形量大，易發生片幫、垮幫現象，為了減弱實體煤幫的高集中應力，首先在實體煤幫進行鉆孔卸壓處理。在實體煤幫鉆孔卸壓之后，為了能進一步抑制煤幫側的變形破壞，改善實體煤幫側的圍巖應力狀態，進而為維持整個巷道圍巖的穩定性提供保障，提出在實體煤側采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+W型鋼帶、錨索+高強度拱形托盤進行加強支護。

( 1 ) 鉆孔卸壓機理：向實體煤內部進行鉆孔可以破碎和軟化煤體，在鉆孔周圍形成一個較大范圍的破碎區，破碎的煤體不能承受較大應力，因此實體煤幫表面的高應力區向更深處轉移，實體煤幫淺部由高應力區轉變為可支護的低應力區，從而達到卸壓的作用。

( 2 ) 錨桿、錨索支護系統：實體煤幫作為沿空掘巷頂板關鍵支撐點之一，對維護巷道的穩定性起著至關重要的作用。實體煤幫頂部選用斜向上方的高強錨桿、底部選用斜向下方的高強錨桿支護，傾斜錨桿提供的橫向約束力能夠阻止煤幫發生側向片幫，縱向約束力能夠阻止煤幫沿裂隙水平下滑，實體煤幫中間采用錨桿、錨索交替布置，對煤幫側進行進一步加固，同時在底部布置有泄壓槽，以防止底臌現象的發生( 圖10 )。

圖10 實體煤側支護結構 Fig. 10 Solid coal side support structure diagram

圖11為安裝錨桿( 索 )后實體煤側預應力場分布情況，由圖11可知，高強預應力錨桿( 索 )使得實體煤側淺部圍巖承載區和深部圍巖承載區相連，可提高實體煤強度，保障實體煤的穩定性。后期通過鉆孔卸壓處理，使得實體煤幫淺部由高應力區轉變為可支護的低應力區，達到卸壓的作用。因此，上述整體支護措施可顯著提高實體煤的抗壓、抗剪、抗變形能力，提高承載能力，確保實體煤側的穩定。

圖11 實體煤側預應力場 Fig. 11 Prestress field of solid coal side

4.2 特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制技術

結合現場實際地質條件和工程實踐，確定了特 厚煤層沿空掘巷圍巖支護方案，具體支護參數如圖12所示。

圖12 5305回風巷巷道支護 Fig. 12 Support drawing of 5305 return air roadway

4.2.1 5305巷頂板支護技術

5305巷頂板采用錨桿+W型鋼帶+拱形托盤、錨索+JW型鋼帶+球型托盤、角錨索+短節工字鋼+球型托盤、組合錨索、菱形金屬網聯合支護。

( 1 ) 高強度高預應力錨桿支護：每排6根φ22-m24-2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+4 800 mm× 280 mm×3.75 mm W型鋼帶+150 mm×150 mm×10 mm高強度拱形托盤，錨桿屈服強度不低于500 MPa，間排距900 mm×( 900/1 800 )mm，距巷道兩幫350 mm各打1根錨桿，錨桿與水平面夾角75°，其他錨桿垂直頂板。

( 2 ) 多錨索-鋼帶桁架支護：每間隔2排錨桿打1排φ21.8-1×19-6 300錨 索+5 000 mm×330 mm× 6 mm JW型鋼帶+200 mm×200 mm×12 mm高強度球型托盤，每排布置3根錨索，間排距2 400 mm× 2 700 mm，均與頂板垂直；兩腮布置φ21.8-1×19-5 300 mm角錨索+600 mm短節工字鋼+300 mm× 300 mm×14 mm高強度球型托盤，角錨索排距1 800 mm。

( 3 ) 組合錨索支護：2排錨桿中部加2組φ21.8-1×19 mm鋼鉸線組合錨索+600 mm×600 mm×16 mm托盤，中間鋼絞線10 300 mm，對角布置8 300，6 300 mm鋼絞線各2根，組合錨索間排距2 400 mm×2 700 mm。

( 4 ) 噴漿支護：靠煤柱側的頂部噴漿長度為1 500 mm。

4.2.2 5305巷煤柱側支護技術

采用每排3根φ22-m24-3 000 mm左旋無縱筋螺紋 鋼+450 mm×280 mm×4.75 mm W型 鋼 護 板+150 mm×150 mm×10 mm高強度拱形托盤，錨桿屈服強度不低于500 MPa，間排距900 mm×900 mm。距巷道頂板400 mm打1根φ17.8-1×7-4 300 mm錨索+300 mm×300 mm×10 mm高強度拱形托盤，與水平方向夾角10°( 向上偏 )；距巷道底板700 mm打1根錨桿與水平方向夾角20°( 向下偏 )，中間2根錨桿( 交替換成φ17.8-1×7-4 500 mm錨索+300 mm×300 mm× 10 mm高強度拱形托盤，排距1 800 mm )垂直巷幫。巷道底板兩側及中部卸壓槽斷面規格寬×深＝ 100 mm×250 mm。

4.2.3 5305巷實體煤側支護技術

( 1 ) 鉆孔卸壓：實體煤幫鉆孔布置方式為2種，一種為距巷道底板900 mm處和1 900 mm處各布置1個鉆孔，另一種為距巷道底板1 500 mm處布置1個鉆孔，2種鉆孔布置方式交替進行，2種鉆孔布置方式排距為900 mm。具體布置如圖13所示。

圖13 卸壓孔布置 Fig. 13 Layout of pressure relief hole

( 2 ) 錨桿、錨索支護：采用每排4根φ22-m24-3 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+450 mm× 280 mm×4.75 mm W型 鋼護 板+150 mm×150 mm× 10 mm高強度拱形托盤，錨桿屈服強度不低于500 MPa，間排距900 mm×900 mm。距巷道頂板400 mm打1根錨桿，與水平方向夾角10°( 向上偏 )，底部錨桿與水平方向夾角20°( 向下偏 )，中間2根錨桿( 交 替 換 成φ21.8-1×19-5 300 mm錨 索+300 mm× 300 mm×14 mm高強度拱形托盤，排距1 800 mm )垂直巷幫；距巷道底板2 200 mm布置1排φ21.8-1×19-5 300 mm錨索+2 300 mm×330 mm×6 mm JW型鋼帶+200 mm×200 mm×12 mm高強度拱形托盤，錨索間距900 mm。

5 工程實踐

通過以上分析并結合某礦生產實際，為研究該礦特厚煤層窄煤柱開采沿空掘巷5305巷道支護效果，回采期間在距切眼60，100和120 m處布置3個測點，采用十字交叉法對巷道頂板及兩幫變形進行表面位移監測，具體監測結果如圖14所示。

圖14 回采期間各測點的位移量 Fig. 14 Displacement of each measuring point during mining

監測結果表明，正常回采時兩幫最大移近量為325 mm，平均移近量為228 mm；頂底板最大移近量為276 mm，頂底板平均移近量為258 mm。

根據現場實踐可知，8305綜采工作面每天進8刀，工作面采出率95%、放頂煤采出率不低于80%。在推進速度快、采出率高、采出空間大的條件下，整個回采工作面并未出現漏矸、冒頂和擴幫等現象，說明5305巷道布置于應力降低區域，并且留設的6 m窄煤柱和頂板、實體煤幫、煤柱幫的強力聯合支護方案能夠維護5305巷道在掘進和回采期間的穩 定，確保綜采工作面安全開采。

6 結 論

( 1 ) 理論分析表明，基本頂在距采空區煤壁側3 m處發生斷裂。綜合考慮5305巷道的穩定性、可支護性以及盡可能減少煤炭資源的浪費，并根據合理煤柱寬度的計算公式，最終確定煤柱寬度為6 m。

( 2 ) 針對特厚煤層綜放開采沿空掘巷窄煤柱圍巖控制難點，對頂板圍巖采用錨桿+W型鋼帶+拱形托盤、多錨索-鋼帶桁架以及組合錨索聯合支護的頂板圍巖控制技術；實體煤幫選用鉆孔卸壓與錨桿、錨索支護體系進行聯合支護；煤柱幫選擇錨桿支護+噴漿的支護方案，有效改善了5305巷道圍巖的應力狀態，進而有力保障了8305綜采工作面的順利開采。

( 3 ) 工程實踐結果表明，在高強度聯合支護條件下，正常回采時兩幫最大移近量為325 mm，平均移近量為228 mm；頂底板最大移近量為276 mm，頂底板平均移近量為258 mm。巷道圍巖的穩定性得到了改善，為綜采工作面的安全生產提供了保障。表明在13 m特厚煤層綜放開采沿空掘巷條件下，選擇窄煤柱和強力聯合支護措施是可以確保工作面安全開采的。