1工程地质概况
口孜东矿1304工作面机巷为矩形断面，净宽*净高=5.0m*3.7m。考虑3#煤层赋存特征、顶板岩性、后期工作面生产需要以及冲击地压影响，巷道设计沿煤层自顶板向下约3m位置夹矸跟顶施工，全煤巷道，在掘进过程中煤炮声频繁，围岩压力大，顶板及帮部容易冒顶或片帮，巷道变形严重。
2巷道支护参数设计
2.1锚杆参数确定
(1)锚杆材质。为了提高单根锚杆的支护强度，降低支护密度，选用Φ22mm、BHRB335高强左旋无纵筋螺纹钢锚杆。
(2)锚杆长度。煤巷支护中，顶板锚杆一般起悬吊作用，帮锚杆起固帮作用。锚杆长度计算式为L≥L1+L2+L3
式中:L - 锚杆长度，m;
L - 锚杆外露长度，取决于锚杆类型与锚固方式，一般取0.15m;
L - 锚杆有效长度，不小于不稳定岩层厚度，m;
L - 锚杆锚固长度，端部锚固一般取0.3m~0.4m。
根据普氏理论计算自然平衡拱状态下巷道顶板潜在松动范围，计算公式为
式中： - 巷道煤帮破坏深度，负值则煤体稳定，正值则煤体发生破坏，m;
h- 巷道顶板岩层的破坏深度，m;
Kcx- 巷道周边挤压应力集中系数，取1.5;
γ- 巷道上覆岩层平均容重，kN/ m3，取25;
H1- 巷道埋深，m，取500;
K- 应力扰动系数，取1.5;
f- 岩层硬度系数，取2.044;
H- 巷道高度，m，取3.7;
Φ- 顶板岩层的内摩擦角，° ，取33;
B- 巷道宽度，m，取5.0;
α- 岩层倾角，°，取3;
kу- 顶板岩层的稳定性系数，取0.9。
将各参数代入式(2)和式(3)计算得， C= 0.75m， h= 1.77m，
取锚杆有效长度为帮顶松动及破坏深度，将各参数代入式(1)得顶锚杆长度：L≥0.15 + 1.77 + (0.3 ~ 0.4) = 2. 22 ~ 2.32 (m)
帮锚杆长度：L≥0.15 + 0.75 + (0.3 ~ 0.4) = 1.2 ~ 1.3 (m)
结合1304工作面地质条件，通过实际测量得出巷道开挖后围岩塑性区范围，帮顶分别为14m和1.7m。
2.2锚索参数确定
(1)锚索直径。应优先选用直径20mm及以上的锚索;考虑锚索延伸率，1 * 19结构(19芯)锚
索延伸率约是1 * 7结构(7芯)的2倍。因此，锚索选用1 * 19结构、21.8mm的钢绞线。
(2) 锚索长度。锚索应将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部围岩相连，发挥深部围岩的承载能力，提高预应力承载结构的稳定性。
(3) 因此，锚索应锚固在围岩内部相对较稳定的岩层中。锚索长度计算式为≥++
(4)式中: - 锚索长度，m;
- 锚索外露长度，一般取0.3m ~ 0.4m;
- 潜在的不稳定岩层厚度，m;
- 锚索锚固长度，一般取1.2m ~1.5m。
考虑侧压系数时，自然平衡拱状态下巷道顶板潜在松动范围为
其中 
和α分别为
式中：h - 巷道顶板潜在的松动岩层厚度，m；
λ- 侧压系数，取0.8；
B- 巷道宽度，m，取5.0；
H- 巷道高度，m，取3.7;
Φ- 顶板(煤)岩层的内摩擦角，°，取33。
将各参数代入式(5) ~(7)计算得 h= 5.59m。
顶板潜在不稳定岩层厚度取5.2m，，将相应参数代入式(4)，则锚索长度为 = (0.3~0.4) +5.59 +(1.2-1.5) =7.09~7.49( m)
因此，锚索长度取7.3m。
(3)锚索间排距。锚索间排距选为1600mm x1600mm。
2.3锚杆(索)预紧力确定
(1)锚杆预紧力设计。一般锚杆预紧力为杆体屈服载荷的30%~50%。锚杆杆体屈服强度σ=335MPa，即预紧力取值为31. 56kN ~ 52.59kN。
锚杆预紧力主要是通过拧紧杆体尾部螺母、压紧托盘实现的，生产实践表明，锚杆预紧力与螺母预紧力矩存在如下关系
式中:P-锚杆预紧力;
M -锚杆预紧力矩。
由式(8)得，锚杆预紧力矩为189. 36N. m ~368. 13N. m。实践证明，帮顶差异管理更有益于支护效果，因此，顶板锚杆预紧力矩不小于300N.m，两帮锚杆预紧力矩不小于240N. m。
(2)锚索预紧力设计。锚索与锚杆相比，具有长度大.拉断载荷高等特点，因此锚索的预紧力应更大，其设计原则为:锚索与锚杆预紧力形成的有效压应力区相互连续、重叠，形成以锚索为骨架、锚杆为连续带的骨架网状结构，对锚杆(索)之间围岩起到有效的主动支护作用。
2.4其他支护材料参数确定
根据巷道断面尺寸、锚杆(索)参数及施工效果等确定网片、钢带、托盘和树脂锚固剂等参数，具体如下:
(1)网片。金属网片:采用8号镀锌铁丝网，网幅14000mm x 1000mm，网格60mm x 60mm。
(2)钢带。顶板锚杆(索)与W钢带配合使用，帮部锚杆与平钢带配合使用，各自规格为①w钢带:厚度8mm，宽度200mm;②平钢带:厚度8mm，宽度100mm。
当巷道压力较大时，托盘容易压入或压穿平钢带，出现剪切和撕裂破坏，导致钢带失效。Q235材质钢带抗拉强度为380MPa， 抗剪强度为266MPa，取1= 8mm，d =30mm，假定钢带拉断力等于422mm BHRB335高强左旋无纵筋螺纹钢锚杆杆体屈服载荷时，则钢带宽度为
考虑1.1倍的安全系数，即平钢带宽度为
B= max(72 ，90) x1.1 =99( mm)
因此，取平钢带宽度为100mm。
(3)托盘。①锚杆托盘使用150mm x 150mmx10mm碟形托盘;②锚索托盘使用300mmx
300mm x 15mm碟形托盘。
3矿压监测
3.1顶板钻孔窥视
为观测该段巷道顶板离层情况，采用钻孔成像仪进行窥视观测(每个木垛周边各施工3个窥视孔，共计12个) ，结果发现:该段巷道顶板2.5m范围内，煤体呈现不同程度破碎，完整性差;3.5m范围内煤体基本完好，纵向裂隙发育程度低;深部煤体基本完好或完好，纵向裂隙呈不同程度发育。
3.2顶板离层观测
在巷道内每50m布置一个顶板离层监测站，紧跟掘进迎头布置的表面位移测站，两测站距离不超过800mm，以期监测结果相互验证。其中巷道49m和14m处深浅部出现不同程度的离层变形，深浅部离层变形分别为25mm、123mm和7mm、64mm。
4结论
针对该矿3#煤层顶板具有明显的层状结构，综合巷道断面形式、大小、用途、围岩特征、埋深等因素，采用工程类比、理论计算方法对锚网梁索支护参数(锚杆、索直径、长度，钢带参数等)进行了合理选取，并严格实施，同时采取了顶板钻孔窥视、巷道表面位移、顶板离层和锚杆受力等矿压监测手段，进一步监测巷道围岩变形与破坏情况，对现有支护的安全可靠性进行评价。该支护方式的选取及监控方案的实施，极大地降低了巷道支护风险，对矿井安全生产具有实际意义，为同类矿井支护参数选取与矿压观测研究提供了依据。
参考文献:
[1]吴增光.潞安矿区深部高地应力大变形巷道锚杆支护设计方法[J].煤矿开采，2009，(10).
[2]康红普，等.预应力锚杆支护参数的设计[J]，煤炭学报2008，(7).
[3]康红普.煤矿预应力锚杆支护技术的发展与应用[J].煤矿开采2011，(6).
[4]公令卫，等放顶煤回采巷道掘进支护方案优化及应用[J].科技风，2015，(7).
