为了尽可能的降低煤炭资源的浪费，工作面交替进程中的保护煤柱的尺寸规格不能偏大，下一工作面巷道受到的应力在上一工作面残余支承压力的作用下，出现了急剧的应力集中现象，在这种应力集中状态下，当工作面为松软或者破碎煤层时，维护巷道工作性能稳定的措施更加困难。以外采取的单一支护技术不能满足承载结构的支护要求，对采煤巷道围岩的不均匀变形不能起到有效的支撑作用。钢制支架（u型）、管棚锚索耦合、锚杆钢丝网索以及超前小导管注浆等围岩变形控制技术是目前采煤巷道在采动影响下所采取的只要支护措施，根据地质条件和采矿外界条件的不同，每一种控制围岩变形的措施带来的处理效果是不同的。本文选取的案例煤矿中4328工作面是5号煤层第6采煤区的扫尾工作面，其长度约为120米，与4329工作面相邻区域的回采工作已基本完成。5号煤层的有效出煤层厚度约为6.5米，煤层存在一定的倾斜角度，倾斜角度平均约为5度，埋置深度大约在490米左右。
1 巷道产生变形失去稳定的原因
1.1 影响巷道围岩稳定性因素分析
利用flac2d数值模拟软件，依据地址条件特点，建立4328工作面力学模型。模型的长度为150米，宽度为90米，在模型上部施加均匀荷载，荷载强度为11mpa，为了便于计算，模型上部边界简化为自由边界，模型的左侧简化为支承边界，模型的右侧也简化为支撑边界，模型的下边界与模型的上边界相反，简化为固定边界。模型的破坏标准采用摩尔-库伦法则进行破坏试验。（1）4328工作面进风巷道沿着3号煤矿的底面支撑板进行挖掘前进。3号煤层主要成分为块粉煤，块粉煤的煤质硬度小且较为松软，其中碎粒、糜棱煤均有零星的分布。深灰到黑灰色泥岩位于3号煤层顶板处、节理和裂隙十分发育的深灰到黑灰色泥岩平均厚度2.3米。粉砂岩是巷道底层的主要成分，粉砂岩的平均厚度为2米左右，由以上数据可知，4328工作面的整体强度是非常低的。（2）回采作业完毕的4329工作面，应力明显降低区与煤壁距离在0-5米之间，应力明显升高区与煤壁距离在5-60米之间，原始岩应力区在距离煤壁60米之外的地方基本恢复。在距离煤壁大约12米的地方出现应力峰值，最大应力峰值为23mpa，原始岩应力为12mpa。
1.2 巷道围岩位移
在煤巷道的实际掘进中，4328工作面巷道顶面的实际位移量为1.85米，巷道两帮的实际位移量略小于顶面的位移量，两帮的位移量约为1.56米。4329工作面巷道顶面的实际位移量为0.655米，巷道两帮的实际位移量与顶面的位移量基本相当，两帮的位移量为0.656米。从flac2d数值模拟软件的模型中可以看出，与煤巷道实际掘进中顶面和两帮的位移量进行对比，顶面的位移量增加了251个百分点，两帮的位移量增加了320个百分点，这说明巷道发生剧烈变形的主要原因是，4328工作面进风巷受4329工作面侧向残余支承压力作用引起的。
2 控制巷道围岩变形的技术
2.1 巷道支护的技术措施
4328工作面巷道为直墙半圆形拱门式，巷道净截面长度为4.6米，巷道净截面宽度为3.2米。考虑到巷道煤质硬度小且较为松软，其中碎粒、糜棱煤均有零星的分布，以及巷道在上工作面侧向残余支承压力产生的变形特点，基于围岩变形规律设计了钢制支架（u型）配合自攻全程螺旋锚固锚杆补强技术措施。
2.1.1 钢制支架（u型）支护
钢制支架（u型）支护技术措施中，支架采用3节u29型钢支架，3节钢支架之间的搭接均为0.5米，管棚使用间距为0.7米的2副卡缆，卡缆为双槽夹板式。管棚背后接顶采用原木，护表采用钢筋网。
2.1.2 钢制支架（u型）配合自攻全程螺旋锚固锚杆
配合自攻全程螺旋錨固锚杆中的钢制支架（u型）架设方式与2.1.1 中钢制支架（u型）支护程序一样，在该程序完成后，采用自攻全程螺旋锚固锚杆配合厚度为0.9米的槽钢进行托梁处理，全程螺旋锚固锚杆的尺寸为0.022米×2.5米。
2.2 支护方案模拟分析
当不对4328工作面进风巷道采取任何支护措施时，巷道顶面位移量为0.655米，巷道两帮位移量为0.656米。当对巷道采取钢制支架（u型）支护措施后，巷道顶面位移量为0.285米，下降幅度为56个百分点，巷道两帮位移量为0.249米，下降幅度为62个百分点；当采用钢制支架（u型）配合自攻全程螺旋锚固锚杆措施后，巷道顶面位移量为0.183米，下降幅度为72个百分点，巷道两帮位移量为0.175米，下降幅度为73个百分点。由此可见，从巷道顶面位移量来说，采用钢制支架（u型）配合自攻全程螺旋锚固锚杆比钢制支架（u型）支护降低了35个百分点，从巷道两帮位移量来说，采用钢制支架（u型）配合自攻全程螺旋锚固锚杆比钢制支架（u型）支护降低了29个百分点。综合以上分析，采用钢制支架（u型）配合自攻全程螺旋锚固锚杆比单纯的钢制支架（u型）的支护效果更显著。所以，4328工作面进风巷最终采用该技术方案。