【正文】 小，巷道圍巖變形整體呈減小趨勢。兩幫相對移近量在一定程度上表現(xiàn)了幫錨桿對兩幫的控制效果，同理，頂?shù)装逑鄬σ平吭谝欢ǔ潭壬媳憩F(xiàn)了頂錨桿對頂板的控制效果。當間排距從1000mm1000mm 減小至900mm1000mm 時，幫錨桿的根數(shù)不變。當間排距繼續(xù)減小至800mm1000mm 時，幫錨桿增加一根，，再減小幫錨桿的間距對控制效果已沒有明顯的影響。幫錨桿的間排距采用800mm1000mm，，完全能滿足掘進期間生產(chǎn)和通風的需要，所以幫錨桿的間排距采用800mm1000mm。 （3）、其它錨桿支護參數(shù) 錨桿支護參數(shù)包括錨桿材質(zhì)、錨桿直徑、錨桿長度、錨桿間排距、錨固方式、預緊力、附件等。 1）錨桿材質(zhì) 所研究工作面軌道順槽、運輸順槽頂板和兩幫錨桿選擇材質(zhì)為 20MnSi 的左旋螺紋鋼高強度錨桿，其屈服強度和極限強度大，控制圍巖變形效果好，桿體表面具有凹凸紋理，能夠保證錨桿與錨固劑之間較大的粘結(jié)力。 2）預緊力 錨桿預緊力對控制圍巖變形有很重要的作用。據(jù)研究結(jié)果，認為錨桿預緊力的合理最小值為20～30kN。當預緊力小于此范圍時，圍巖變形量有較大增加，而預緊力大于此值時，對控制巷道圍巖變形的作用不明顯。因此，確定錨桿預緊力大于20kN，錨桿螺母上緊扭矩大于200Nm。 3）錨固劑及錨固長度 錨固劑采用樹脂藥卷，凝結(jié)速度為超快、中速，頂板、兩幫錨桿采用的樹脂藥卷均為CK2350 一支，錨固長度600mm。 4）錨桿支護附件 包括金屬網(wǎng)、托盤等，頂板、兩幫配套使用金屬網(wǎng)，所有托盤使用鋼托盤，托盤厚度10 mm。 錨桿、錨索支護參數(shù)匯總：頂板錨桿間排距9001000mm，每排5 根錨桿，錨桿均為直徑20mm、長度2000mm 的左旋螺紋鋼錨桿，錨固采用樹脂藥卷錨固，樹脂藥卷規(guī)格：CK2350 一支。兩幫采用錨桿間排距 8001000mm，低幫每排三個錨桿，高幫每排 4 根錨桿，錨桿均為直徑20mm、長度2000mm 的左旋螺紋鋼錨桿，采用樹脂藥卷錨固，樹脂藥卷規(guī)格：CK2350 一支。錨桿配套使用半球形墊圈、尼龍或樹脂減摩墊圈、金屬墊圈，快速安裝的高強螺帽。頂板、兩幫均鋪設金屬網(wǎng)和鋼筋梯子梁，鋼筋梯子梁采用直徑 14mm的圓鋼焊接。，單位：mm。 （4）、支護原則 所研究工作面軌道順槽和運輸順槽為 6m 大循環(huán)進尺快速掘進技術(shù)工業(yè)性試驗巷道，軌道順槽和運輸順槽均為梯形巷道，高幫高度為 ，低幫高度為 。大循環(huán)進尺能夠加快掘進速度，但也為圍巖控制帶來了困難，其主要困難在于：1）空頂長度大，頂板易發(fā)生離層；2）煤層節(jié)理發(fā)育，高幫易片幫。 針對大循環(huán)進尺條件下圍巖控制的困難，圍巖控制應滿足以下支護原則： ①高預緊力錨桿支護。為了防止頂板過早離層以及煤幫破碎區(qū)的發(fā)展，及時施加高預緊力，實現(xiàn)錨桿主動承載，抑制圍巖變形，強化圍巖力學參數(shù)，從而達到防止頂板冒頂、高幫片幫的目的。 ②高幫上部及時支護。頂板錨桿和高幫肩角錨桿同時打設，滯后打設高幫下部錨桿和低幫錨桿，實現(xiàn)頂板和肩角圍巖穩(wěn)定。采用FLAC2D 數(shù)值模擬方法，對高幫上部未及時支護和及時支護條件下的圍巖變形情況進行了模擬，、 所示。由圖可以看出，及時支護條件下，高幫上部位移明顯減小，由未及時支護條件下的120mm 減小至60mm。 支護質(zhì)量監(jiān)測 測站布置 為了觀測全長錨固及高幫及時支護條件下案例工作面軌道順槽、運輸順槽在掘進期間、掘后穩(wěn)定期間圍巖活動規(guī)律，研究支護參數(shù)的合理性，在巷道掘進過程中設置了表面位移觀測測站。 全長錨固及高幫及時支護開始即設置觀測測站，隔40m 設1 個測站，設置4 個測站，巖性或錨桿支護參數(shù)發(fā)生變化均增加測站觀測。在每個斷面的頂、底板和兩幫的中部各布置1 個測點， 所示。觀測方法：用卷尺或測桿進行量測。 巷道圍巖位移量 對各測站觀測數(shù)據(jù)進行匯總、平均，得出巷道表面位移隨著測站距迎頭的變化關(guān)系曲線。，巷道表面收斂量隨掘進頭的遠離（時間的延長）而遞增，變形速度逐漸減小。頂?shù)装逑鄬σ平亢蛢蓭拖鄬σ平孔兓厔菹嗤?，距掘進頭80m以后，巷道圍巖變形速度趨于穩(wěn)定，變形量增加不再明顯。頂?shù)装逑鄬σ平繛?2mm，兩幫相對移近量為102mm，巷道圍巖穩(wěn)定性較好。 經(jīng)濟效益分析 實施全長錨固及高幫及時支護工藝后，掘進速度大幅度提高，不但減少了人工費，節(jié)約了掘進費用；而且增加了掘進出煤量，增加了收入。 （1）、節(jié)約了巷道掘進人工費 原施工工藝采用“三八”工作制，每班24人，每人每天110元，1月份軌道順槽、按此計算軌道順槽、運輸順槽每米巷道的人工費為：。 實施全長錨固及高幫及時支護工藝后，采用“四六”作業(yè)制，三個班生產(chǎn)一個班檢修；每班20人，每人每天120元，3月的軌道順槽；此計算軌道順槽、運輸順槽每米巷道的人工費為：。 實施全長錨固及高幫及時支護工藝后，軌道順槽和運輸順槽每米巷道節(jié)約人工費分別為：。 （2）、增加了掘進出煤收入 原工藝條件下，1月份軌道順槽、軌道順槽毛斷面（寬*高）=*，運輸順槽毛斷面（寬*高）=*，179。，軌道順槽、運輸順槽掘進出煤分別為1302t、2101t，噸煤價格按600元/t計算，、。 實施全長錨固及高幫及時支護工藝后，3月的軌道順槽、掘進出煤分別為6106t、6884t，噸煤價格按600元/t計算，、。 實施全長錨固及高幫及時支護工藝后，軌道順槽、大大提高了掘進出煤收入。（3）、工作面形成生產(chǎn)系統(tǒng)時間比計劃時間提前 50 天，較好的緩解了該礦接續(xù)緊張的局面，為煤礦高產(chǎn)高效生產(chǎn)提供了保障，取得了巨大經(jīng)濟效益。 5 結(jié)論 通過以上工程實例的研究，我們知道在深井巷道中，由于圍巖應力比較大，圍巖變形速度快，圍巖塑性區(qū)也相應擴大，回采巷道高幫容易片幫。采用高預緊力錨桿全長錨固支護和高幫上部及時支護能有效地控制巷道變形及圍巖位移量。及時施加高預緊力，可以防止頂板過早離層以及煤幫破碎區(qū)的發(fā)展，提高錨固區(qū)內(nèi)巖體的峰值強度、峰后強度及殘余強度，實現(xiàn)錨桿主動承載，抑制圍巖變形，強化圍巖力學參數(shù)，從而達到預防深部巷道頂板易冒、高幫易片的目的，且在使用期間不用維修，支護成本低，我國在深部巷道應大力推廣高預緊力錨桿全長錨固支護和高幫上部及時支護技術(shù)。 參考文獻 [1] 陳炎光、陸士良.《中國煤礦巷道圍巖控制》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1994 [2] 錢鳴高、石平五.《礦山壓力與巖層控制》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2003 [3] 柏建彪、第35 卷（第2 期）：145148 [4] 錢七虎．非線性巖石力學的新進展——深部巖體力學的若干問題[A]．見：中國巖石力學與工程學會主編．第八次全國巖石力學與工程學術(shù)大會論文集[C]．北京科學出版社，2004．1017 [5] 錢鳴高．20 年來采場圍巖控制理論和實踐的同顧[J]中國礦業(yè)大學學報，2000，19（1）：l4 [6] 錢七虎．深部地下工程空間開發(fā)中的關(guān)鍵科學問題[A] 見： 第230 次香山科學會議—— 深部地F空間開發(fā)中的基礎研究關(guān)鍵技術(shù)問題[C].[]：[s:n]，2004 [7] 謝和平．深部高應力下的資源開采—— 現(xiàn)狀、基礎科學問題與展望[A].見： 香山科學會議4編 科學前沿與未來（第六集）[C]．北京：中國環(huán)境科學出版社，2002 179 一l91． [8] 何滿潮．深部開采工程巖石力學的現(xiàn)狀及其展望[A]．見：中國巖石力學與工程學會主編．第八次全國巖石力學與工程學術(shù)大會論文集[C]．北京：科學出版社，2004．88—94 [9] 侯朝炯、郭勵生、勾攀峰.《煤巷錨桿支護》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1999 [10] 陸士良、湯雷、楊新安.《錨桿錨固力與錨固技術(shù)》.北京：煤炭工業(yè)出版社，1998 [11] 郝海金、張勇、第18 卷（第4 期）：1517 [12] 康紅普、王金華、第32 卷（第12 期）：12331238 [13] 張雷、趙瑋. 深部巷道支護技術(shù)的探索與建議. ，第15 卷（第4 期）4849 [14] 侯朝炯. 煤巷錨桿支護的關(guān)鍵理論與技術(shù). ，第7 卷（第5 期）：25 [15] 徐濤、李化敏、第20 卷（第3期）：206209 翻譯部分英文原文:Optimization of soft rock engineering with particular reference to coal miningAbstractSoft rock engineering is a difficult topic which has received much attention in the field of rock mechanics and engineering. Research and practical work have been carried out, but much of the work has been limited to solving problems from the surface. For overing the difficulties of large deformations, long duration timedependent effects, and difficulties in stabilizing the soft rock, the problem should be tackled more radically, leading to a more effective method of achieving optimization of the engineering system in soft rock. A summary of the optimization procedure is made based on engineering practice. 1. Introduction There are many soft rock engineering problems around the world, involving engineering for mines, highways, railways, bridges, tunnels, civil subways, buildings, etc. Engineering losses have occurred because of volumetric expansion, loss of stability of the soft rock, etc. This has been an important question to which much attention has been paid in engineering circles, and in the field of academic rock mechanics. Since the 1970s, considerable research and practical efforts have been made in the field of soft rock engineering in various countries, but the major efforts were concentrated on such aspects as the method of construction, the design and reinforcing of the supporting structures, measurement and analysis of the rock’s physical and mechanical properties, its constitutive relations and engineering measurement. It has been found that the soft rock engineering problem involves plex systematic engineering including such subsystems as classification of soft rocks, judgement concerning the properties of soft rock, project design and construction. Only by considering the integral optimization of the system can we obtain an improved solution to the problem. Hopefully, a radical approach can lead to engineering feasibility, lower costs and engineering stability in order to achieve the engineering objectives. . Mechanical properties of soft rock and associated engineering Soft rock is an uneven and discontinuous medium. Its strength is low, with a uniaxial pressive strength usually lower than 30 MPa. Some soft rocks expand when they are wet. Cracks in some soft rocks will propagate easily —