梧桐庄矿是2003年正式投产的一座设计生产能力120万t/a的大型矿井，分南北两翼布置生产，主采山西组2#煤层。目前主要掘进巷道分别布置在北翼二采区和南翼的一、三采区，采区回采巷道除个别过断层、顶板破碎带地段采用U型钢可缩支架支护外，其余均采用锚网索梯支护，采区部分开拓准备巷道也采用了该支护方式。截止目前，已利用锚网索梯支护技术安全掘进煤巷两万余米。在煤巷掘进过程中，梧桐庄矿通过采取合理确定支护参数、强化现场施工管理和顶板监测，重点做好后路顶板维护和掘进工作面迎头工程地质条件监测等措施，成功杜绝了煤巷掘进顶板事故，取得了显著成效。
1 支护作用原理
煤巷锚网索梯支护是锚杆、锚索、塑料网、金属梯形梁或W钢带联合支护，共同支撑煤巷顶板的一种新型混合支护技术，它的作用原理就是利用锚网索梯支护强化和提高巷道顶板一定范围岩层的抗剪压能力，形成强化承压拱，抵抗巷道围岩变形，达到支撑维护巷道的目的。其具体作用就是通过对顶锚杆在一定预紧力作用下进行端锚，使端锚范围内的复合岩层在锚杆的弹性压缩下形成组合梁，同时利用锚固于稳定岩层中的锚索对给合梁在一定预紧力作用下进行悬吊，进一步增强组合梁的支护强度。
2 顶板事故预兆
煤巷锚网索梯支护是利用巷道围岩自身进行主动支护。围岩变形有一个从弹性到塑性，最后丧失抵抗力的过程，这种特性决定了锚网索梯支护的煤巷顶板变形要经过一定变形量的积累，当顶板变形量积累达到一定程度，就会导致煤巷顶板突然垮塌造成顶板事故。锚网索梯支护煤巷板变形过程往往引发一系列压力显现，出现顶板事故预兆：
1）顶板出现局部离层掉渣，在塑料网上形成网兜，严重时造成顶锚杆失效。
2）巷道两帮收敛，顶板下沉，梯形梁或W钢带开始出现折叠现象。
3）巷道底板鼓起，轨道变形，梯形梁变形，W钢带或顶锚杆断裂。
4）顶板岩层爆响，顶板离层监测仪显示离层加剧。
5）锚索承载力增大，锚索托盘变形，出现放射状绞理，严重时锚索断开失效。
3 顶板事故的预防
3.1 合理确定锚杆锚索支护参数
根据工作面地质条件，合理参照邻近工作面地质力学评估资料，依据秦巴列维奇理论按自然平衡拱原理对掘进工作面围岩破坏范围和围岩压力进行计算。并以此为依据，结合其他矿井的生产实践合理确定锚杆锚索支护参数。图1是秦氏理论的计算模型。
图1 秦氏理论的计算模型
3.1.1 巷道围岩破坏范围的计算
1）煤巷两帮煤体受压破坏深度
c=Htan(45-φ/2)
式中 c——煤体受压破坏深度，m；
H——巷道高度，m；
φ——煤的内摩擦角，φ=arctan(f)=45°，f=1
2）巷道顶板潜在的冒落拱高
b1=a1/u=(a+c)/(Rc/1 000)
式中 b1——巷道顶板潜在的冒落拱高，m；
a——承受弯曲的悬臂岩层的半跨距，m；
Rc——巷道顶板岩石的抗压强度，N/cm2。
3）顶板压力
Q=4a1b1r1/3=4(a+c) b1 r1 /3
4）两帮煤体侧向压力
Q′=(2b1r1/γ+H)/2H tan2(45-φ/2)
式中γ为煤的体积重量，kN/m3。
3.1.2 合理确定锚杆锚索支护参数
依据巷道围岩破坏范围的理论计算值，辅以工程类比，结合其他矿井的实践经验，回采巷道锚杆锚索支护参数确定如下：
1）回风顺槽 断面形状矩形，净宽3.4m，净高2.8m。顶板锚杆选用Φ20mm×2 400mm的20Mnsi左旋无纵筋螺纹钢。设计锚固力100kN，间距800mm，排距700mm。巷道顶弧靠近两帮各布置1根角锚杆，向煤壁斜上方倾斜15°。顶锚杆每排5，用1根长3.3m的W钢带或梯形梁连接起来，锚杆锚固剂选用Z2335，K2335型树脂药卷各1卷。
帮锚杆布置在两排顶锚杆之间，与顶锚杆交错布置。帮锚杆选用Φ16mm×1800mm的A3圆钢锚杆，挡圈距杆尾500mm。设计锚固力40kN，间距700mm，排距700mm。锚固剂选用K2335和Z2335型树脂药卷各1个。
顺槽顶板两端各布置1道锚索，锚索长7.0m，锚固长度1.5m，每条锚索采用CK2352，K2352，Z2352药卷各1卷，预紧力不小于150kN，锚固力要求在260kN以上，锚索距帮1.0m布置，间距1.6m，排距2.1m，每根锚索配1块300mm×300mm×16mm的钢托板。
2）运输顺槽 断面形状矩形，净宽3.8m，净高2.8m。顶帮锚杆参数、材质、锚固剂用量及型号同回风顺槽，间距720mm，排距700mm，巷道顶板靠近两帮各布置1根角锚杆，向煤壁斜上方倾斜15°。顶锚杆每排6根，用1根长3.7m的W钢带或梯形梁连接起来，锚杆锚固剂选用Z2335，K2335型树脂药卷各1卷。
运输顺槽帮锚杆布置同回风顺槽。
运输顺槽顶板两端各布置1道锚索，锚索距帮1.2m，间距1.6m，排距2.1m，其它要求同回风顺槽。
3）切眼 断面为矩形，净宽6m，净高2.8m。顶锚杆间距600mm，排距700mm，顶角锚杆布置同工作面槽，每排9根锚杆，用2根长3.0m的W钢带连接，锚固剂选用K2335、Z2335型树脂药卷各1卷。
帮锚杆布置在两排顶锚杆之间，与顶锚杆交错布置。空帮侧帮锚杆间距700mm，排距700mm，其参数、材质、锚固剂用量及型号同工作面顺槽。煤帮侧锚杆选用长1.5m的竹锚杆。
切眼锚索距帮0.85m布置，锚索间距1.5m，排距1.4m，每排4根锚索，其它要求同工作面顺槽。
4）其它材料
a.锚索 采用低延伸率钢绞线，直径15.24mm，由7根直径5mm钢丝组成，强度级虽1 860MPa，破坏负荷不低于260kN。
b.托板 每根顶锚杆配备1块直径120mm、厚10mm熟钢圆托盘，每根帮锚杆配备1块300mm×200mm×30mm的竹托板和1块与顶锚杆相同的熟钢圆托盘。
c.网 巷道全周边铺设双抗塑料网，顶帮辅严，网边搭接100mm，每200mm连1道整股塑料绳。
d.梯形梁（或W钢带） 回风顺槽锚杆采用宽80mm，长度为3 300mm的梯形梁或BHW-230-3-3300型W钢带。
运输顺槽锚杆采用宽80mm、长3 700mm的梯形梁或BHW-230-3-3700型W钢带。
切眼采用BHW-230-3-3000型W钢带。
3.2 加强施工现场管理，抓好锚杆锚索的安装质量
1）炮掘工作面全面推广煤巷光爆技术，充分利用手持式风动钻机钻头直径小和炸药小药卷技术，通过合理调整眼位和药量，尽量减少爆破作业对煤巷两帮的破坏，保证煤岩的完整性。机掘工作面综掘机司机要尽量将两帮煤壁割直旋齐，减少欠，超挖现象发生。
2）严格按设计要求的角度、间排距钻设锚杆（锚索）孔，落煤后及时组织人员找好顶帮，由当班质量验收员按设计要求定位标记锚杆（索）眼位，同时在钻杆上做标记，保证打眼深度，跟踪监督检查锚杆（索）的安装，确保锚杆（索）的安装质量。
3）施工打眼时要严格按标记深度钻眼，锚杆眼的深度应小于锚杆长度50mm，误差不超过10mm，以利于锚杆安装后托板贴紧煤壁。
4）锚杆（索）的安装必须按要求进行，锚固剂、锚杆、锚索、托盘和螺母等性能强度、结构必须与设计锚固力相匹配，各种材料入井必须有产品合格证。巷道顶帮锚杆的方向、位置和密度必须符合设计要求，托板和护板必须贴紧顶板和煤壁，不得松动，接触面积达到80％以上。出现顶帮锚杆不接顶铁帮时，要重新补打锚杆。网要展开铺平，贴紧顶板和煤帮，用锚杆托板压紧，搭接处每隔200mm，用整股塑料绳联结1道。螺母的拧紧力矩不小于100N·m，顶帮锚杆均要上2个螺母。锚杆、锚索安装前，必须用压风将孔内煤岩粉、水等吹洗干净。锚杆端部必须推至眼底，尾部外露长度不小于50mm。
5）锚杆、锚索安装，必须按作业规程规定的施工操作程序进行，先装快速药卷，再装慢速药卷，用锚杆（索）将药卷送至孔底后，用搅拌装置边搅拌，边用边迅速向孔底推进锚杆（索），待药卷得到充分搅拌后停机，搅拌时间为30s，搅拌要连续进行，中途不得停顿。锚杆搅拌后上托盘，1h后二次预紧，锚索搅拌凝固1h后上托盘张拉。其预紧力必须达到设计要求，托盘要紧贴岩面。
6）矿、区两级各自建立质量管理机构，区质量管理小组每天对所属掘进工作面锚杆、锚索的安装质量等进行日常考核验收，矿以生产安全部安监员巡查和综合安全质量大检查的形式对全矿锚网索梯支护巷道进行抽查，发现锚杆、锚索安装质量达不到设计要求的就严肃处理。
3.3 加强顶板观测，及时获得顶板稳定状况的信息
1）锚网索梯支护巷道按设计要求每隔50m布设1个观测点，断层及围岩破碎带、应力集中区、交岔点等特殊地点加设观测点，顶板离层仪安设在巷道顶板，巷道断面中部，深基点固定在顶板上方7m处，浅基点固定在顶板上方3m处。
2）顶板离层仪由施工队队长负责及时跟头安装（安装离层仪时距前头距离：机掘≤3m，炮掘≤10m）。
3）观测点实行挂牌管理，牌板上写明监测点号、安装人员、安装日期和初始数据，并指定专人负责观测数据，填写原始记录，建立观测档案。
4）观测人员每天及时上报观测数据。
5）矿负责部门对收集的观测数据进行认真分析，从中总结顶板变化的规律性，对观测数据异常点要进行现场调查，若现场确定该处巷道顶板活动异常威胁安全生产时，立即上报主管矿领导采取相应措施。
3.4 锚网索梯支护巷道出现顶板事故预兆要及时维护
1）井下作业人员随时观察巷道顶板及煤壁活动情况，一旦发现顶板异常，出现顶板事故预兆要及时向矿调度室和区队值班人员汇报并采取相应措施，杜绝事故发生。
2）顶板出现局部离层掉渣、顶锚杆断裂时，及时处理网兜、补打锚杆，确保复合顶板的完整性，尽量减小顶板离层的发展。
3）巷道出现两帮收敛、顶板下沉、梯形梁或W钢带折叠现象时，要根据巷道顶板变形程
