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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 — wh。采用高預(yù)緊力錨桿全長(zhǎng)錨固支護(hù)和高幫上部及時(shí)支護(hù)能有效地控制巷道變形及圍巖位移量。（3）、工作面形成生產(chǎn)系統(tǒng)時(shí)間比計(jì)劃時(shí)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(jì)效益。 實(shí)施全長(zhǎng)錨固及高幫及時(shí)支護(hù)工藝后，3月的軌道順槽、掘進(jìn)出煤分別為6106t、6884t，噸煤價(jià)格按600元/t計(jì)算，、。 （2）、增加了掘進(jìn)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(yùn)輸順槽毛斷面（寬*高）=*，179。 實(shí)施全長(zhǎng)錨固及高幫及時(shí)支護(hù)工藝后，采用“四六”作業(yè)制，三個(gè)班生產(chǎn)一個(gè)班檢修；每班20人，每人每天120元，3月的軌道順槽；此計(jì)算軌道順槽、運(yùn)輸順槽每米巷道的人工費(fèi)為：。 經(jīng)濟(jì)效益分析 實(shí)施全長(zhǎng)錨固及高幫及時(shí)支護(hù)工藝后，掘進(jìn)速度大幅度提高，不但減少了人工費(fèi)，節(jié)約了掘進(jìn)費(fèi)用；而且增加了掘進(jìn)出煤量，增加了收入。頂?shù)装逑鄬?duì)移近量和兩幫相對(duì)移近量變化趨勢(shì)相同，距掘進(jìn)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。 巷道圍巖位移量 對(duì)各測(cè)站觀測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行匯總、平均，得出巷道表面位移隨著測(cè)站距迎頭的變化關(guān)系曲線。在每個(gè)斷面的頂、底板和兩幫的中部各布置1 個(gè)測(cè)點(diǎn)， 所示。 支護(hù)質(zhì)量監(jiān)測(cè) 測(cè)站布置 為了觀測(cè)全長(zhǎng)錨固及高幫及時(shí)支護(hù)條件下案例工作面軌道順槽、運(yùn)輸順槽在掘進(jìn)期間、掘后穩(wěn)定期間圍巖活動(dòng)規(guī)律，研究支護(hù)參數(shù)的合理性，在巷道掘進(jìn)過(guò)程中設(shè)置了表面位移觀測(cè)測(cè)站。采用FLAC2D 數(shù)值模擬方法，對(duì)高幫上部未及時(shí)支護(hù)和及時(shí)支護(hù)條件下的圍巖變形情況進(jìn)行了模擬，、 所示。 ②高幫上部及時(shí)支護(hù)。 針對(duì)大循環(huán)進(jìn)尺條件下圍巖控制的困難，圍巖控制應(yīng)滿足以下支護(hù)原則： ①高預(yù)緊力錨桿支護(hù)。 （4）、支護(hù)原則 所研究工作面軌道順槽和運(yùn)輸順槽為 6m 大循環(huán)進(jìn)尺快速掘進(jìn)技術(shù)工業(yè)性試驗(yàn)巷道，軌道順槽和運(yùn)輸順槽均為梯形巷道，高幫高度為 ，低幫高度為 。頂板、兩幫均鋪設(shè)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。兩幫采用錨桿間排距 8001000mm，低幫每排三個(gè)錨桿，高幫每排 4 根錨桿，錨桿均為直徑20mm、長(zhǎng)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。 4）錨桿支護(hù)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。m。當(dāng)預(yù)緊力小于此范圍時(shí)，圍巖變形量有較大增加，而預(yù)緊力大于此值時(shí)，對(duì)控制巷道圍巖變形的作用不明顯。 2）預(yù)緊力 錨桿預(yù)緊力對(duì)控制圍巖變形有很重要的作用。 （3）、其它錨桿支護(hù)參數(shù) 錨桿支護(hù)參數(shù)包括錨桿材質(zhì)、錨桿直徑、錨桿長(zhǎng)度、錨桿間排距、錨固方式、預(yù)緊力、附件等。當(dāng)間排距繼續(xù)減小至800mm1000mm 時(shí)，幫錨桿增加一根，再減小幫錨桿的間距對(duì)控制效果已沒有明顯的影響。兩幫相對(duì)移近量在一定程度上表現(xiàn)了幫錨桿對(duì)兩幫的控制效果，同理，頂?shù)装逑鄬?duì)移近量在一定程度上表現(xiàn)了頂錨桿對(duì)頂板的控制效果。、 所示。通過(guò)對(duì)四種方案對(duì)巷道圍巖的維護(hù)效果進(jìn)行比較，從中選優(yōu)。頂錨桿的間排距采用900mm1000mm，完全能滿足掘進(jìn)期間生產(chǎn)和通風(fēng)的需要，所以頂錨桿的間排距采用900mm1000mm。當(dāng)間排距繼續(xù)減小至800mm900mm時(shí)，頂錨桿的根數(shù)又增加一根，幫錨桿的根數(shù)沒有變化。當(dāng)間排距從1100mm1200mm 減小至1000mm1100mm 時(shí)，頂錨桿和幫錨桿的根數(shù)沒有發(fā)生變化， ，兩幫相對(duì)移近量減小 。 中可以看出，隨著錨桿間排距的減小，巷道圍巖變形整體呈減小趨勢(shì)。四種頂錨桿間排距方案分別為：11001200mm 、1000mm1100mm 、900mm1000mm 、800mm900mm。 錨桿間排距確定 （1）、頂錨桿間排距的確定 對(duì)巷道支護(hù)整體結(jié)構(gòu)而言，間排距過(guò)大，支護(hù)強(qiáng)度變小，甚至不能形成連續(xù)的承載結(jié)構(gòu)，難以有效控制巷道圍巖變形。由表 和圖 可見，隨著錨桿長(zhǎng)度的加長(zhǎng)，巷道頂?shù)装?、兩幫的變形?guī)律如下：當(dāng)錨桿長(zhǎng)度從1600mm 增大至1800mm 時(shí)，；當(dāng)錨桿長(zhǎng)度從1800mm 增大至2000mm 時(shí)，當(dāng)錨桿長(zhǎng)度從2000mm 增大至2400mm 時(shí)。已確定錨桿直徑為20mm，數(shù)值計(jì)算中，在采用相同錨桿間排距的基礎(chǔ)上改變錨桿長(zhǎng)度，不同錨桿長(zhǎng)度對(duì)應(yīng)的軌道順槽、?？紤]施工機(jī)具因素，確定頂板錨桿直徑、兩幫錨桿直徑均為 20mm，能夠滿足高錨固力、材料節(jié)約、施工方便的要求。另一方面需考慮錨桿直徑與鉆孔孔徑的合理匹配，錨孔與錨桿直徑相差 6~12mm，錨固力較大。 巷道錨桿支護(hù)參數(shù)的確定 錨桿直徑確定 為有效地控制巷道圍巖的變形和離層，錨桿必須給圍巖可靠的支護(hù)阻力。 、 所示， 為劈裂試驗(yàn)前完整的泥巖試塊， 個(gè)泥巖試塊的破壞情況。 所示， MPa， MPa， MPa。 D—試件的直徑，單位mm。根據(jù)布辛奈斯克半無(wú)線體上作用著集中力的解析解，求得試件破壞時(shí)作用在試件中心的最大拉應(yīng)力為： 式中：σt—試件中心的最大拉應(yīng)力，即為抗拉強(qiáng)度，單位MPa。 泥巖的抗拉強(qiáng)度 泥巖抗壓強(qiáng)度一般比抗拉強(qiáng)度大很多，因此泥巖直接頂巷道一般發(fā)生拉破壞而導(dǎo)致巷道失穩(wěn)。判斷泥巖壓破壞時(shí)， MPa 為準(zhǔn)。由于試件尺寸，加工精度統(tǒng)一，使試驗(yàn)結(jié)果具有較好的可比性。此外對(duì)試件的加工也有一定的要求。 d—試件的直徑，單位mm。即 式中：Rc—單軸抗壓強(qiáng)度，有時(shí)也稱作無(wú)側(cè)限強(qiáng)度，單位MPa。當(dāng)直接頂為泥巖時(shí)，要論證頂板穩(wěn)定性，首先應(yīng)測(cè)試泥巖強(qiáng)度，最常用的強(qiáng)度指標(biāo)為單軸抗壓強(qiáng)度和和抗拉強(qiáng)度。9802 所示。條痕黑褐色，內(nèi)生節(jié)理發(fā)育，性脆，硬度Ⅱ~Ⅲ，為光亮型煤。 的砂質(zhì)泥巖，深灰色，含砂不均，致密性脆，含植物根系化石碎片。基本頂為35m 的中細(xì)砂巖，灰白色，成分以石英、長(zhǎng)石為主，層理不明顯，含有黃鐵礦結(jié)核，工作面中東部為9煤直接頂。 4 工程實(shí)例 工程地質(zhì)條件 所研究的回采巷道位于720 m 水平，巷道斷面為梯形斷面。錨桿與弱面