井巷工程 难维护巷道围岩变形控制技术

井巷工程难维护巷道围岩变形控制技术第1页/共97页岩巷难维护的原因一、概述围岩松软破碎：单轴抗压强度<10～20MPa

深井（自重应力）

高应力采动应力（原岩应力的3～6倍）

构造应力

松软破碎＋高应力第2页/共97页该类巷道具有围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。巷道围岩变形少则几百毫米，多达1.0~2.0m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。破坏方式：软岩巷道破坏是一个渐进的力学过程，总是从某一个或几个部位开始变形、损伤，进而导致整个系统失稳。破坏过程：沿巷道断面各个方向的位移速度各不相同，总是从剧烈变形的部位发生裂纹，鳞状剥落，变形破坏区域逐渐扩大，最终导致整个支护系统的失稳难维护岩巷的变形破坏特点第3页/共97页第一类，围岩软弱型，即软岩巷道第二类，采动影响型，即动压巷道第三类，深井高应力型，即深井巷道第四类，上述三类巷道的复合型难维护岩巷的类型二、难维护巷道的类型第4页/共97页动压巷道煤层开采引起的采动应力通常在原岩应力的3~10倍左右，将造成回采巷道、受跨采影响等巷道的严重破坏。第5页/共97页软岩巷道是指在工程力作用下能产生显著显著的塑性变形和非连续变形的巷道。工程力指作用在巷道围岩的力之和，包括自重应力、残余构造应力、水的作用力，采动影响力及膨胀应力等。第6页/共97页地质软岩：单轴抗压强度在0.5~25MPa的松散、破碎、软弱及风化膨胀性一类岩体的总称。工程软岩：在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程岩体是软岩工程研究的主要对象，包括岩块、结构面及其空间组合特征。工程力是指作用在工程岩体上的力的总和，可以是重力、构造残余应力、水的作用力和工程扰动力以及膨胀应力等。显著塑性变形以塑性变形为主的变形量超过了工程设计的允许变形值并影响了工程的正常使用。包括显著的弹性变形、粘弹塑性变形，连续性变形和非连续性变形等。软岩的概念第7页/共97页深井巷道根据我国煤矿的巷道支护技术水平和地质条件，一般将800m作为深部开采的标准，部分软岩矿井的深部开采标准可定为600m或更浅。第8页/共97页我国国有大中型煤矿开采深度每年约以10m的速度向深部增加。一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。开采深度加大，岩体应力急剧增加，地温升高，当岩体应力达到或超过岩体强度时，有关岩体力学的若干问题由量变逐渐发生质变，造成资源开采的极端困难，并引发矿井重大安全事故危险性增加，严重威胁矿井的安全生产。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600m和1000m的储量分别占到73.19%和53.17%。难维护岩巷成为重点第9页/共97页式中：R－塑性区半径；a－巷道半径；P0－原岩应力；Pi－支护阻力；c－岩石内聚力；Φ－岩石内摩擦角；u0－巷道周边位移；G－围岩剪切模量。以往的研究多注重加固围岩和支护技术，但是位移u0随围岩应力P０的变化非常显著，对此却研究很少。故降低围岩应力是在深井、软岩、动压条件下保持巷道围岩稳定的重要技术发展方向。三、围岩应力转移的控制原理与技术第10页/共97页开槽孔巷道周边开槽孔后的应力分布Ⅰ－围岩应力较低区；Ⅱ－应力升高区；Ⅲ－原岩应力区开槽后应力向深部转移。槽孔可在底板、两侧或全断面第11页/共97页松动爆破第12页/共97页巷道一侧或两侧布置巷峒

巷道一侧布置巷硐后效果示意图第13页/共97页顶部构建软弱区应力转移原理与技术鲍店矿-430m水平胶带输送机硐室围岩松软，分层开采的采煤工作面多次从大巷上方通过，需保护受强烈采动影响的机头硐室。方案：硐室顶部构建弱化区。第14页/共97页技术关键：在硐室上方两侧开掘两条与硐室平行的小断面巷道，然后在巷道间进行松动爆破，在硐室上方构建一个宽19m、长60m的松动弱化区。效果：应力转移后最大应力集中系数仅为2.6，是无松动弱化区时的30%。实测表明：受采动影响期间，硐室顶底板移近量24mm，两帮移近量31mm，保持了硐室的长期稳定。第15页/共97页底部构建软弱区应力转移原理与技术蒋庄矿回采工作面从大巷胶带机硐室群上方通过，机头底部有1.8m深的基础，要求不底鼓，基础不受破坏。为此在巷道底板构筑松动弱化区，以降低硐室周围、特别是底板的围岩应力。硐室埋深约340m，围岩主要为砂质泥岩。第16页/共97页煤层开采影响第17页/共97页第18页/共97页硐室治理的技术思路第19页/共97页现场实施方案第20页/共97页技术关键：在硐室底板两侧开掘小巷道，两巷道之间深孔松动爆破形成弱化带，以达到应力转移的目的。第21页/共97页效果：应力转移后垂直应力减少了4/5左右。硐室两帮相对移近量小于40mm，底鼓量小于10mm，且为均匀底鼓，机头基础未受到破坏。第22页/共97页上行开采的应力转移原理与技术基本原理：下部煤层先行开采后，在采空区上方形成冒落带、裂隙带、缓沉带。此时上部裂隙带或缓沉带中的煤层巷道处于低应力区，维护十分容易。四煤采空区二煤层第23页/共97页孙村矿二煤在上，四煤在下，相距22m。水平应力大，二煤埋深千米。开掘二煤的4218、4219两工作面顺槽时，巷道前掘后修，顺槽无法维护而报废，掘不出顺槽工作面不能生产，两工作面申请并获省局批准报废。为此，提出了先采四层煤，使二层煤顺槽处于低应力区的上行开采方案。第24页/共97页效果：四煤上行开采后，二煤围岩中的垂直应力仅为原岩应力的36～61％，回采工作面前方支承压力系数仅为1.26～1.60。两巷顶底板及两帮移近量均小于250mm，用矿工钢支架即能维护且不需维修，顺利采出了4218、4219两工作面40万t煤炭。效果：上行开采后，采用矿工钢或锚带网即可正常维护巷道，项目研究后，孙村矿的二、四煤全部改为上行开采布置。第25页/共97页技术方案：底板半圆形面积内布孔，孔底松动爆破，应力转移至围岩深部且稳定后，注浆固结底板岩石。巷道底板深部反拱及应力转移原理与技术第26页/共97页实施效果：平顶山六矿上山绞车房埋深550m，围岩松软，掘后不久即因严重底鼓而破坏。采用应力转移技术后，绞车房底鼓显著降低，底鼓量仅为原底鼓量的1/3，硐室保持了长期稳定。第27页/共97页掘进工作面超前钻孔应力转移原理与技术基本原理：在迎头打超前钻孔将应力转移到深部后，迎头顶板应力减小，围岩变形量小，顶板完整，便于支护，解决了以前顶板破碎，锚杆无法施工的难题。第28页/共97页参数确定：钻孔长度、直径、位置。第29页/共97页实例：平顶山十一矿己16-1722120工作面顺槽埋深846～

925m，迎头顶板破碎打不上锚杆，应力转移后迎头顶板完整，不但顺利打上了锚杆，且降低了围岩变形量。第30页/共97页四、巷道围岩注将加固原理与技术设计断面为16m2的大巷，掘出数月，框式支架就严重损伤破坏极软岩锚网喷支护巷道，掘出数月，就坍塌破坏。第31页/共97页注浆固化稳定围岩机理提高围岩裂隙面的变形刚度和抗剪强度。浆液固结体的网络骨架作用。转变围岩破坏机制减小巷道围岩松动圈封闭水源提高锚杆锚固力第32页/共97页1—杆体；2—托盘；3—压紧螺母；4—螺纹丝扣；5—挡环；6—射浆孔；7—钻孔；8—环形密封锚固卷；9—注浆嘴；10—岩体注浆加固圈3第33页/共97页浆液扩散情况注浆围岩岩芯照片第34页/共97页锚注加固支护1—普通锚杆；2—注浆锚杆；3—金属网喷层；4—注浆加固圈；5—锚杆加固圈；第35页/共97页

注浆与锚杆共同作用效果锚注支护中的锚杆还可有效抑制结构面的错动，从而提高围岩整体承载能力。第36页/共97页祁南矿运输大巷锚注支护前后的状况第37页/共97页谢桥矿回风大巷锚注支护前后的状况第38页/共97页架棚：工字钢棚、U型棚及其它异型棚。锚杆支护体系：锚杆、锚索、桁架、三维锚索。砌碹类。其它组合支护（介绍几种目前较典型的）。五、合理的支护方法第39页/共97页支护的准则和要点主要有4点：①先让后抗；②先柔后刚；③二次支护；④控制底鼓。本质：让、抗、柔、刚的合理选择与匹配。关键：让、抗、柔、刚的的程度、强度。难维护岩巷的支护原则第40页/共97页设计尺寸预留尺寸设计尺寸掘进尺寸构筑柔性层第41页/共97页应用实例1：某矿-850m二采区轨道下山位于砂质页岩和中砂岩互层中。砂质页岩灰色、性脆、具贝壳状断口；中砂岩灰白色，钙质胶结，成分以石英长石为主，含较多暗色矿物，围岩抗压强度小。埋深998～1065m。巷道长期流变、大变形、维护困难，显现出深井、软岩岩巷围岩的变形破碎特征。第42页/共97页一次支护锚杆间排距为800×800mm，锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。一次支护有限让压控制围岩二次支护使围岩停止蠕变转化到稳定状态二次支护采用锚杆支护与注浆加固，二次支护锚杆布置与一次锚杆布置呈五花型，间排距为800×800mm，锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。注浆材料采用ZKD高水速凝材料，注浆孔深2.5m。第43页/共97页应用实例2：某矿井底车场巷道群埋深520m，所处地层为二叠系石盒子组下部，位于泥岩、砂质泥岩和粉砂岩互层中，被落差45～110m3条大断层切割，围岩呈碎裂结构，层理紊乱，节理发育，粉砂岩节理的平均间距小于、等于0.2m。围岩抗压强度小，泥岩中黏土矿物含量75%～78%，遇水易膨胀泥化。受围岩松软低强度和埋深及地质构造应力大的双重作用影响，巷道变形初期来压快、变形量大；稳定后围岩仍以一定速度长时间持续流变、大变形，巷道围岩变形强烈。第44页/共97页支护方式：一次支护：锚网喷，二次支护：锚网喷索第45页/共97页支护方式：一次支护：锚网喷、混凝土底拱，二次支护：锚网喷索第46页/共97页支护方式：一次支护：锚网喷，二次支护：全断面半刚性料石碹（单层）巷道变形速度曲线00.10.20.30.40.56月22日9月10日11月29日2月17日5月8日时间（天）变形速度（mm/d）第47页/共97页支护方式：一次支护：锚网喷＋扩刷，二次支护：全断面半刚性料石碹（双层）第48页/共97页二次支护后稳定期巷道变形速度第49页/共97页应用实例3：某矿西大巷埋深545m，位于泥岩和砂质泥岩互层中，构造复杂。水平应力22.0MPa，是垂直应力的2.0倍左右。水平应力与泥岩抗压强度之比为1.57，水平应力与砂质泥岩抗压强度之比为1.14。泥岩中粘土矿物含量为75～89％，其中伊蒙层含量为25～33％，伊利石含量为2～4％，高岭土含量为14～33％，绿泥石含量25～32％，强吸水、遇水急剧膨胀泥化，风化；层理破碎，层理节理裂隙十分发育。节理组≥3，节理数平均为12～32条/m3，平均间距≤0.2m。西大巷为典型的深井、软岩岩巷。第50页/共97页锚网喷＋网壳锚网喷＋注浆＋锚索锚绳喷＋锚注锚网喷＋拱形钢棚＋注浆西大巷原采用的具有代表性的支护方式第51页/共97页目前的支护方式：如锚杆支护、锚喷支护、锚杆＋网壳支护、锚杆＋钢丝绳支护、工字钢拱形支护等不能适应高应力软岩巷道剧烈变形，需要研究开发新型支护技术，控制该类巷道围岩变形。巷道掘进后，4～6个月巷道变形量就达到1000～2000mm，巷道变形表现为整体收敛变形的特点。

初期变形速度在10mm/d以上，半年以后，变形速度仍然保持在3～8mm/d。

1、变形量大原支护方式下围岩变形有如下特点：目前支护方式不能适应巷道剧烈变形

2、变形速度快3、变形持续时间长从已经施工的巷道维护状况来看，虽然巷道已经掘出多年，但巷道并没有稳定，每隔半年左右需要维修1次。第52页/共97页采用“先让后抗、先柔后刚”的原则，即围岩卸压与加固相结合的原则。应力转移，降低浅部围岩应力采用二次支护，合理确定二次支护时机和支护强度。提出：一次支护采用有控主动卸压技术（锚杆＋封闭式金属支架，有控主动破碎一定厚度的围岩）。二次支护采用锚杆＋注浆加固技术。采取的方法：第53页/共97页紧跟迎头安设封闭式工字钢圆形支架，按照一次支护的锚杆间排距安装锚杆；完成一次支护后，当围岩变形过大挤压支架、挤压力达到1MPa时，主动破碎一定厚度的围岩，周而复始，直至围岩变形速度稳定；二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。施工步骤第54页/共97页第55页/共97页合理的一次支护方法一：有限让压合理控制围岩技术。如锚喷网、可缩性金属支架。关键：确定合理的支护强度。选择不同锚杆间排距下锚固体对应的力学参数及原岩应力、岩体力学参数、巷道半径、锚固区半径值，研究支护强度与围岩塑性区范围的变化关系。支护参数的确定：根据变化拐点的支护强度进行相关支护参数的计算。第56页/共97页方法二：有控主动卸压技术。深部、软岩岩巷初期变形速度通常都在10mm/d以上，围岩剧烈破坏、支护体失效，掘进初期巨大的变形能必须以某种形式释放。关键：巷道掘进时紧跟迎头打设顶板锚杆保证安全、架设棚式支架，当围岩变形挤压支架时，主动破碎一定厚度的围岩，使围岩与支架之间留有一定的变形空间、释放变形能，将高应力向深部转移。第57页/共97页以往巷道卸压技术

卸压程度过高，塑性区范围急剧增大造成浅部围岩自身承载能力大幅度降低，不利于巷道维护。

卸压程度过低，应力转移效果将不明显，达不到卸压的目的。不易控制卸压程度有控主动卸压技术控制围岩变形空间（破碎围岩厚度）合理的卸压程度第58页/共97页二次支护时机

一次支护后形成的塑性区具有显著的流变性质。工程实践表明，二次支护过早将难以抗拒围岩的初期剧烈变形，二次支护过晚，围岩破坏加剧，自身承载能力又会急剧下降，即二次支护在时间上与围岩变形特性不能协调。二次支护时机是决定维护效果的关键因素。二次支护最佳时机是围岩应力、塑性区及变形速度趋于稳定，此时围岩的膨胀变形能得到了充分释放而围岩自身承载能力又没有太多的损失。该时机的掌握可以通过对巷道表面位移监测，当巷道表面位移速度由快到趋于平缓的拐点附近为二次支护的最佳支护时机。第59页/共97页变形速度/10-6ms-1t/105s一次支护后围岩变形速度随时间变化曲线第60页/共97页应力/MPat/105s一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线第61页/共97页难维护岩巷围岩产生大范围的破碎区、塑性区难以避免，一次支护控制高应力软岩巷道围岩大变形难以实现，应进行二次支护。二次支护时机是决定维护效果的关键因素。二次支护最佳时机是围岩应力、塑性区及变形速度趋于稳定，此时围岩的膨胀变形能得到了充分释放而围岩自身承载能力又没有太多的损失。该时机的掌握可以通过对巷道表面位移监测，当巷道表面位移速度由快到趋于平缓的拐点附近为二次支护的最佳支护时机。第62页/共97页软岩巷道的有效维护是煤矿开采面临的主要难题之一，目前国内外仍未形成一种普遍适用的技术方法；该类巷道的有效维护必须针对现场实际条件灵活运用锚杆、锚索、金属棚、注浆等技术互相组合，才能取得成功。在本研究中，应针对现场条件，加强围岩变形破坏的监测，用时调整支护方案和参数，反复实验以形成适用于煤矿的有效维护方法。结束语第63页/共97页六、工程实例问题提出卧龙湖煤矿南大巷前期调研结果采用的关键技术新掘巷道初步技术方案修复巷道初步技术方案第64页/共97页卧龙湖煤矿南翼主采煤层为10煤，且为矿井的首采区域，为此掘进了三条大巷：南运、南回和南轨。1：问题提出巷道位置第65页/共97页南翼运输巷起点标高为-481.913～-480.113m，岩性以泥岩、细砂岩为主，泥岩厚度为5m，细砂岩厚度为1.5m，巷道断面为直墙半圆拱形，断面规格：净宽×净高=3800×3200mm。南翼轨道巷起点标高为-478.537m，其顶板为细砂岩，底板为泥岩，巷道断面为直墙半圆拱形，断面规格：净宽×净高=4000×3600mm。南翼回风巷起点标高为-473.534～-472.494m，岩性以泥岩为主，巷道底板位于10煤上31.1～32.7m，巷道顶板为细砂岩，深灰色，块状泥盖质胶结，局部有可能有煤线、岩浆岩侵蚀。底板：灰黑色粉砂岩，块状构造，具滑面。巷道断面为直墙半圆拱形，断面规格：净宽×净高=4400×3400mm。巷道围岩状况第66页/共97页巷道支护状况第67页/共97页巷道在掘进后较短时间内就会发生较大变形，尤其在一些褶曲附近表现得更为显著，变形表现为严重的底鼓和巷道顶部严重破裂，部分锚杆托板变形或者锚杆破断，造成巷道失修工程量大，维护困难。出现的问题第68页/共97页巷道围岩变形破坏原因和状况的调查研究。巷道围岩地质力学综合评判。针对修复巷道，研究提出合理的围岩控制技术方案和参数。针对新掘巷道，研究提出合理的围岩控制技术方案和参数。研究巷道围岩控制的施工工艺、施工要点、施工机具与工艺配套体系。建立软岩巷道的支护质量检测标准和方法。主要研究内容第69页/共97页根据卧龙湖煤矿南翼大巷具体生产技术条件，2008年2月27日早班在南翼轨道和回风大巷中使用YS(B)钻孔窥视仪对围岩内部离层与变形情况进行了探测分析，共布置了23个观测孔，得到有利用价值孔21个。其中，由于南翼运输大巷目前没有施工队施工，无法进行钻孔窥视观测。对各孔进行探测后得到了钻孔内窥视录像，对获得的21个探测孔窥视资料处理后得到150多张图像，通过对这些图像的分析，得出了巷道变形破坏范围，为巷道支护参数的选取奠定了基础。2：卧龙湖煤矿南大巷前期调研结果第70页/共97页现场调研方案观测地点测面表面位移南翼轨道大巷修复注浆段1个测面无修复未注浆段1个测面无南翼回风大巷新掘段1个测面2个测面修复段1个测面无第71页/共97页南翼轨道大巷探测结果注浆段探测结果顶板探测孔0.3m、0.5m、1.0m、1.2m：0.5~1.5m范围内，顶板围岩呈现分段离层现象，间隔约0.2m；1.5m、1.8m、2.0m、2.5m：此范围内离层明显，其中在1.8~2.5m范围有3个较大离层存在；2.7m、3.0m、3.5m：2.7m处有离层，之外围岩完整。第72页/共97页帮探测孔0.2m、0.5m、0.6m、0.8m：0.5~1.5m范围内围岩十分破碎，注浆效果较差；1.0m、1.2m、1.5m、2.0m：巷道1.5~2.5m范围内围岩注浆效果较好；2.5m、3.0m、4.0m、5.5m：巷道2.5~5.5m范围内围岩完整，无明显离层和破碎带出现。第73页/共97页肩角探测孔0.3m、0.5m、0.7m、1.0m、1.5m：0.3~1.0m内围岩破碎，注浆效果很差；2.0m、2.3m、2.5m、2.7m、3.0m：1.0~2.0m内围岩较好；2.0~3.3m范围内出现程度不同的破碎带；3.3m、4.0m、5.0m、5.5m、6.0m：3.5~6.0m范围内围岩完整性好，没有明显破碎带出现。第74页/共97页底板探测孔0.2m、0.6m、1.0m：底板孔0.2~0.6m范围内围岩十分破碎，围岩完整性很差；0.6~1.0m范围内围岩完整性好，没有明显破碎带出现。第75页/共97页顶板探测孔0.2m、0.5m、7.0m、1.0m：0.2~1.5m范围顶板锚固区围岩破坏较为严重，顶板离层现象明显；1.5m、2.0m、2.5m、3.0m：1.5~2.5m范围内围岩整体性较好，没有明显破坏裂隙出现；4.0m、5.0m、6.0m：2.5~6.0m锚杆锚固区外围岩完整性较好，没有明显裂隙和破碎带出现。未注浆段探测结果分析第76页/共97页帮探测孔0.5m、1.0m、2.0m：0.5~1.0m范围内围岩存在变形破坏带；3.0m、4.0m、5.0m：1.0~6.0m范围内围岩完整性较好，没有明显破碎带出现。第77页/共97页肩角探测孔0.2m、0.5m、7.0m、1.2m：0.2~0.5m范围内围岩较为破碎，0.5~1.2m整体性较好；1.5m、1.7m、2.0m、2.3m：1.5~3.0m范围内间隔出现程度不同的破碎带，间隔约0.3m；2.7m、3.0m、4.0m、5.0m：3.0~5.0m范围内围岩完整性较好，没有明显破碎带出现。第78页/共97页底板探测孔0.2m、0.5m、7.0m：0.2~1.2m范围内围岩十分破碎；1.2m、1.5m：1.2~2.0m范围内围岩完整性较好，没有明显破碎带出现。第79页/共97页围岩变形在整条巷道内不一致，局部地段变形较大。巷道围岩变形主要表现为：顶部挤压破坏垮落、两肩角开裂和巷道较大的底鼓。巷道围岩的破坏范围在整个巷道表现为非均匀，其中顶部、肩角和帮部破坏深度较大，一般在距巷道3.0m范围内；底板破坏范围则在1.2m范围之内。巷道围岩塑性区、破碎区发展很快，范围大，故引起围岩强烈变形。3：采用的关键技术巷道变形特点第80页/共97页巷道围岩应力异常。巷道埋深约在500m，从变形看未表现出明显的水平应力大的特点，但局部地质构造带内应力的异常使变形明显显现。围岩具有松散、破碎、完整性差的特点。围岩主要由泥岩和砂岩组成，层厚变化大，围岩松散，整体强度低，这是巷道变形严重的主要原因。巷道服务年限较长，对维护要求高。巷道维护特点第81页/共97页国内外软岩巷道支护的准则和要点主要有4点：①先让后抗；②先柔后刚；③二次支护；④控制底鼓。我们的思路：摒弃①，坚持了③，发展了②、④，其准则是：高抗边让，二次支护，固结围岩，加固帮角和底板控制。目的：改善巷道围岩应力场，强化锚杆的承载能力、强化围岩整体强度、强化围岩承载结构。技术方法：分阶段喷、锚、注、架棚＋做底拱。修复巷道：以注浆为主，并根据巷道破坏情况补打锚杆和锚索。新掘巷道：坚持以成套的锚杆（索）强力支护为基础，必要时考虑注浆加固。围岩破坏严重或底鼓时：应考虑在以上基础上架棚，甚至做底拱。本研究的基本思路第82页/共97页锚杆：高强度螺纹钢锚杆，其中新掘巷道规格为M24-Φ22mm×2500mm、修复巷道为M22-Φ20mm×2500mm。附件齐全。锚杆托板：方形150×150mm、厚10mm钢板。锚固剂：Z2350型树脂锚固剂。每根锚杆用2卷。采用的关键技术之一：锚杆支护第83页/共97页锚杆布置：间排距一般在800×800mm左右。底角锚杆距巷道底板控制在300mm以内，角度为30°。其余锚杆布置均垂直岩壁，紧贴岩面。锚杆预紧力应在2t以上。第84页/共97页钢带（钢筋梯）：优先选用钢带；如采用钢筋梯，则梯用Φ16mm圆钢焊接，其主要尺寸如下。网：可用钢筋网或菱形金属网。钢筋网用Φ5.5mm钢筋焊接，宽度应在1.0m左右，网孔100×100mm；用菱形金属网时，网用8＃铁丝编织，宽度也应在1.0m左右。喷层：厚度以30－50mm为宜。第85页/共97页锚索：Φ17.8×6300mm钢绞线。锚索托板：方形250×250mm、厚20mm钢板。锚固剂：Z2350型树脂锚固剂。每根锚索用4卷。锚索布置：全断面布置5根锚索。拱顶布置与中间；两肩角巷道半圆拱中心呈45°角布置；两帮各1根，位于直墙与拱交接处，呈15°角布置。排距为1.6m。张拉力12t。采用的关键技术之二：锚索支护第86页/共97页浆液：优先选用化学浆液；采用水泥浆时水泥选用525＃普通硅酸盐水泥，水灰比0.7～0.9，添加水泥重量1.5～2.5%的UNF复合早强减水剂；注浆孔深：Φ28×3000mm。注浆锚杆：

Φ20×2500mm圆钢制成，孔口段加工螺纹，注浆后用作锚杆。自螺纹向里600mm处开始每间隔250mm加工一对Φ8mm出浆孔。封孔：可用质量可靠的水泥药卷封，长度为500mm。注浆控制：利用注浆量和注浆压力控制。当注浆到巷道表面大量跑浆时可停止注浆（但1小时后应进行复注）；或当注浆压力达到1.5Ma时停止注浆。注浆时间：修复巷道及早进行，新掘巷道在根据观测进行。注浆顺序：同一排由底角处依次向上注；排与排间交差进行。采用的关键技术之三：注浆加固第87页/共97页注浆孔布置：间排距为1.6×1.6m。各注浆锚杆布置方案如图。第88页/共97页底鼓机理：应力变化造成巷道底板岩层卸载产生弹塑性变形向巷道内鼓起；巷道两帮在垂直应力作用下挤压底板向巷道内鼓起；