N11502运输顺槽110工法设计方案最新.docx

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N11502运输顺槽110工法设计方案最新

**煤业（集团）有限责任公司**矿

N1-1502工作面110工法关键技术研究及应用

设计方案

北京中矿创新联盟能源环境科学研究院

**煤业（集团）有限责任公司**矿

二〇一九年七月

一、工程概况

1.1矿井概况

**煤业（集团）有限责任公司**矿位于我国东北老工业基地腹地辽北地区，地处辽宁省调兵山市东南部。

1971年10月开始建井，于1980年9月28日建成投产，2010年正式核定生产能力为210万吨/年。

截止2012年末保有煤炭资源/储量计8656.3万吨，其中可采储量3666.1万吨。

**井田内煤质牌号以长焰煤（包括弱粘结煤）为主，气煤次之，各煤层灰分在15～20％之间，低～中硫、低磷。

1）矿井位置及井田范围：

**矿地处辽宁省调兵山市的**镇及铁岭县的大青乡和蔡牛乡，距调兵山市中心15km。

其具体位置：

北到薄家窝棚、姜家窝棚；南到矿工住宅区及蒋家洼子；西到左家岗子、汪荒地；东到宋荒地、前往户屯、后往户屯。

**矿所处的地理座标位于3°带的第21带，东经123°为起点，海拔+57～+75m。

**矿北以FW3-13号断层为界与小青矿相邻；南以煤层最低可采边界线为界，上煤组局部以人为技术边界与长铁煤矿相邻；西以F3、F2、F35-1号断层为界与大兴矿相邻；东至14煤层最低可采边界线。

**井田南北走向长约5.35km，东西宽约4.307km，总面积约为23.0432km2。

**矿交通位置见图1.1。

2）矿区地形地貌及构造：

**矿位于辽河冲积平原腹地，因山麓洪积而成，本区西部稍高，为低山丘陵，东部为平原，区内植被覆盖较好，地势平坦开阔，海拔标高为+57～+75m。

区内无大河流发育，仅有两条季节性河流流过。

在夏季河流水量较大，在冬季干涸，因井田西南部地势稍高，这两条季节性河流总体由西向东在前往户屯汇集后转向南流入辽河。

**井田位于**断陷盆地的东南角，井田内的构造线与区域构造线的方向基本一致。

褶曲及断裂等宏观构造都不同程度的发育。

井田内的主体构造为宽缓的北北东向褶曲，即**背斜，两翼地层倾角为4～13°，井田南部发育有北西西向的次级褶曲。

井田内的断裂以北北东－北东向为主。

**井田为中等构造和煤层较稳定型，即中等类型。

图1.1交通位置图

3）含煤地层及水文地质条件：

**煤田内下白垩统阜新组共发育20个煤层，**井田仅14个煤层普遍发育，该地层总的含煤系数为2.14%。

**井田普遍发育的煤层14个，分别是2、4-1、4-2、7-1、7-2、8、9、12、13、14、15-1、15-2、16-2、17-1，其中4-2、7-2、14、15-1其中四个煤层为**矿主要可采层，其中14煤层：

煤层总厚度0～5.62m，平均1.23m；可采厚度0.80～4.20m，平均1.30m，煤层含夹矸0～14层，一般2层，以泥岩、炭质泥岩、粉砂岩为主，厚度0～1.44m，平均0.17m。

井田内发育普遍，井田中西部厚，结构也简单，井田内大部分可采，煤层结构简单至复杂，煤层较稳定，煤质较好。

与上覆局部发育的13煤层层间距为4.45～19.55m，与下伏15-1煤层层间距为12.23～66.27m。

**井田内水系较不发育，仅在井田北部和中部有两条小河沟。

这两条小河流在往户屯西汇合，自北向南流经韩家林子、长沟沿等地，汇入辽河。

这两条河沟虽然常年流水，但季节性变化很大，在雨季水量剧增，而旱季几乎断流。

井田距其它大的地表水系较远，并且其间岩层渗透性很差。

4）瓦斯及煤尘自然、爆炸情况：

**矿自建井以来，未发生过突出、喷出现象，相邻矿井大兴煤矿为突出矿井。

2010年9月，委托中国矿业大学对12、13、14、15煤层进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结果为非突出矿井。

2017年委托中国矿业大学对北翼采区15煤层深部进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结果为非突出煤层。

2018年**矿瓦斯测定结果为高瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为40.93m3/min，相对瓦斯涌出量为9.77m3/t。

14煤层实测瓦斯含量样18个，测得煤层瓦斯含量为1.99～9.64m3/t，平均为4.96m3/t。

14煤层瓦斯含量在井田北中部呈现由北向南、由东向西逐渐增大的趋势，但在W3采区西北部也出现有小范围的大值区；井田呈现由东南向西北瓦斯含量逐渐增加的趋势，W2、E3、E1、W3向斜的轴部附近地段瓦斯含量普遍较大。

瓦斯含量较大的地段煤层厚度、煤层埋藏深度有较好的正相关关系。

虽然瓦斯含量横向变化较明显，但变化幅度并不大。

14煤层自燃倾向性等级属Ⅱ类，为自燃煤层。

**矿投产后每年都对煤尘进行鉴定，煤尘属强烈爆炸性煤尘。

1.2工作面概况

N1-1502工作面位于北一采区西部。

南以北一15层中巷保护煤柱为界与南翼采区相邻；北部与北二采区相邻；东部为N1-1506工作面（尚未开拓）；西以F2断层为界与大兴井田相邻。

N1-1502工作面主采15-1#层煤，煤层厚度1.20m～2.03m，平均厚度1.46m。

煤层倾角为3～7°（平均5°）。

工作面长210m，工作面运顺长1285m，回顺长1243m，开采长度1185m，采高1.46m，储量49.5万吨。

N1-1502工作面基本情况见表1-1。

表1-1N1-1502工作面基本情况

煤厚

1.46m

井下标高

-569～-612m

采高

1.46m

煤层倾角

3～7°（平均5°）

走向回采长度

1185m

倾向长度

210m

N1-1502工作面运输顺槽进行切顶卸压无煤柱开采施工，由于断层的存在，留巷长度为760m，施工位置示意图如图1.2所示。

图1.2施工位置示意图

1.3工作面地质条件

煤层顶板：

该工作面煤层顶板由伪顶、直接顶及基本顶组成。

伪顶由泥岩粉砂岩组成，厚度0.40～0.65m，平均0.52m。

直接顶由中砂岩组成，厚度4.35～6.85m，平均4.82m。

基本顶由细砂岩、泥岩、中砂岩组成，厚度19.08～34.26m，平均26.67m。

。

15#煤层上部为14#煤层，厚度为1.29-1.81m，平均1.58m，与15#煤层间距为34.8～40.9m，平均为37.7m。

煤层底板：

15-1#煤层底板为泥岩粉砂岩。

15-1#煤层下部为15-2#煤层，厚度为0.57～0.65m，平均0.62m，与15-1#煤层间距1.79-3.07m，平均为2.68m。

15层煤顶底板岩性情况见表1-2，N1-1502工作面综合柱状图见图1.3。

表1-215层煤顶底板岩性情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度/平均厚度（m）

特征

伪顶

粉砂岩

泥岩

0.40～0.65/0.52

粉砂岩：

灰黑色，有滑面，含植物化石碎片，夹煤线。

泥岩：

灰黑色，有滑面，含煤线。

直接顶

中砂岩

4.35～6.85/4.82

中砂岩：

白色，成分以石英为主，砂质胶结，坚硬，致密，无层理，夹细砂岩。

基本顶

细砂岩

粉砂岩

19.08～34.26/26.67

细砂岩：

灰白色，成分以石英为主，泥质胶结，坚硬，致密，近水平层理，夹粗砂岩。

粉砂岩：

灰色，成分以石英为主，粒均，近水平层理，夹细砂岩，含植物化石。

直接底

粉砂岩

6.16～6.55/6.3

灰色，坚硬、致密，泥质胶结，含植物化石碎屑,夹中砂岩。

图1.3N1-1502工作面综合柱状图

1.4巷道稳定性分区

1）巷道与煤厚的关系

通过在N1-1502工作面运顺每隔100m测量一次煤厚，绘制了N1-1502工作面运顺煤层厚度变化图，如图1.4所示。

煤层厚度在1.20m～2.03m，平均厚度1.46m。

图1.4N1-1502工作面运顺煤厚变化图

2）巷道与覆岩的关系

为掌握N1-1502工作面运顺顶板岩性，在N1-1502工作面运顺施工2个深度为6m的顶板岩性探测孔，绘制的顶板岩性分布情况如图1.5所示。

图1.5N1-1502运输顺槽顶板岩性剖面图

该工作面煤层顶板由伪顶、直接顶和基本顶组成。

伪顶由泥岩粉砂岩组成，厚度0.40～0.65m，平均0.52m。

直接顶、基本顶由细砂岩、中砂岩组成。

15#煤层上部为14#煤层，厚度为1.29-1.81m，平均1.58m，与15#煤层间距为34.8～40.9m，平均为37.7m。

对比2个钻孔内的岩性分布情况可知，N1-1502工作面顶板以粉粗砂岩为主，顶板岩层赋存较为稳定。

3）巷道稳定性分区

**矿N1-1502工作面顶板比较完整，无明显破碎、下沉情况；综合考虑，将N1-1502工作面运顺划分为稳定区。

1.5原巷道支护形式

1、N1-1502工作面运顺断面为宽5600mm、高3000mm矩形巷道，回顺断面为宽5000mm、高2900mm矩形巷道，采用锚网支护。

N1-1502工作面顺槽顶锚杆间距850mm，排距900mm；帮锚杆排距900mm，帮锚杆间距均为1000mm，3层布置；顶板锚索排距900mm，为2-1-2-1布置方式。

2、巷道顶板锚杆均采用φ22×2200mm全螺纹等强锚杆，装药量CKZ23120树脂药卷1支，锚固力不小于100KN；帮锚杆均采用φ22×2000mm全螺纹等强锚杆，装药量为Z2370树脂药卷1支，锚固力不小于50KN；运输顺槽、回风顺槽断面均采用φ21.8×5200mm钢绞线，装药量为Z2370树脂药卷2支或M28120树脂药卷1支，锚固力不小于180KN。

配规格为300mm×300mm×12mm压制预应力锚索托盘；钢筋梯采用软钢带。

铺设菱形金属网，网孔规格为80mm×120mm。

N1-1502运顺原巷道支护形式见图1.7。

图1.7N1-1502工作面运顺原支护设计

二、方案设计

本设计采用以“切顶卸压+恒阻大变形锚索支护”为主体的设计方案，通过预裂切缝爆破，在局部范围切断工作面顶板应力传递，减弱巷道顶板压力，且预裂爆破能够很好地保护巷道顶板完整性。

利用恒阻大变形锚索进行补强加固，控制顶板下沉，使所留巷道围岩能够最大限度地发挥自身承载作用，减少巷道变形，保证留巷效果。

工作面推进过程中，所留巷道会受到动压影响，需要对所留巷道采取相应的支护措施。

根据上述思路，结合以往工程经验和矿方意见，提出了以下设计方案。

2.1顶板预裂切缝设计方案

1）回采巷道顶板预裂切缝

采用双向聚能爆破预裂技术，将特定规格的炸药装在两个设定方向有聚能效应的聚能装置中，炸药起爆后，炮孔围岩在非设定方向上均匀受压，而在设定方向上集中受拉，依靠岩石抗压怕拉的特性，使岩石按设定方向拉裂成型，从而实现被爆破体按设定方向张拉断裂成型。

该爆破技术是在对比研究多种聚能爆破和定向爆破方法的基础上发展起来的一种新型聚能爆破技术，施工工艺简单，应用时只需要在预裂线上施工炮孔，采用双向聚能装置装药，并使聚能方向对应于岩体预裂方向。

爆轰产物将在两个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，使预裂炮孔沿聚能方向贯穿，形成预裂面。

由于钻孔间的岩石是断裂的，爆破炸药单耗将大大下降，同时由于聚能装置对围岩的保护，钻孔周边岩体所受损伤也大大降低，可以达到实现预裂的同时又可以保护巷道顶板。

根据以往切顶卸压沿空留巷经验及《无煤柱自成巷110工法规范》，合理预裂切缝深度（H缝）设计一般大于等于2.6倍采高，即H缝≥2.6H采高；

另外预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，一般通过如下方式确定：

H缝=（H采高-ΔH1-ΔH2）/（k-1）

式中：

ΔH1：

顶板下沉量，m；

ΔH2：

底臌量，m；

k：

碎胀系数，1.3~1.5；

**矿采空区顶板冒落煤矸石碎胀系数取1.4，砂岩碎胀系数取1.3，综合得平均碎胀系数1.35，根据掘进资料显示，煤厚变化不大，在不考虑底臌及顶板下沉的情况下，工作面采高H煤为1.46m时，计算得H缝=3.8m。

由于巷道已揭露厚约700mm顶板岩层，综合考虑上述计算结果，为了施工方便，将预裂切缝孔深度设计为H缝=3.5m。

根据以往的成功经验，薄煤层切缝孔布置在距正帮200mm处，与铅垂线夹角为15°，切缝孔间距为500mm。

切缝钻孔布置剖面图2.1所示。

进行顶板预裂爆破前，首先根据爆破设计方案进行单孔试验，装药结构及药量试验方案如表2-1所示，确定合理的装药量和封泥长度，再进行间隔爆破，观察两相邻装药孔间空孔内裂纹情况。

若两相邻装药孔间空孔裂纹未达到裂缝率要求标准，再进行一次连续爆破试验，如图2.2所示，最终确定一次爆破孔数以及爆破方式等。

表2-1爆破试验装药方案

编号

聚能管/m

装药量/卷

封泥/m

编号

聚能管/m

装药量/卷

封泥/m

1

1.5+0.5

3+1

1.5

4

1.5+0.5

4+1

1.5

2

1.5+0.5

3+0.5

1.5

5

1.5+0.5

4+0.5

1.5

3

1.5+0.5

3+0

1.5

6

1.5+0.5

4+0

1.5

（a）断面图

（b）平面图

图2.1预裂切缝爆破孔设计

图2.2炮孔参数试验方案

双向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外径为42mm，内径为36.5mm，管长1500mm。

聚能爆破采用煤矿三级乳化炸药，拟用药卷规格为Φ35mm×200mm/卷。

现场试验时，聚能管安装于爆破孔内，根据现场试验情况及时调整装药结构和装药量，爆破孔口采用专业设备用炮泥封孔。

2）切眼预裂爆破

为减弱老顶初压强度及来压步距，消除隅角瓦斯聚集区，在切眼内实施预裂爆破。

切缝钻孔及爆破施工位于切眼副帮侧顶板，并在切眼内30m（N1-1502运顺侧）范围进行切缝钻孔与爆破施工，炮孔位于副帮与顶板夹角，预裂切缝孔深度设计为7m，偏向回采方向，与铅垂线夹角为5°，切缝孔间距为500mm，每孔3根聚能管，采用3-3-3的装药方式（经现场试验确定），封孔长度2.5m（如果无法完全进行封孔，可根据现场实际情况进行调整）。

工作面切眼附近预裂爆破示意图如图2.3所示。

切眼爆破施工断面图如图2.4所示。

图2.3工作面切眼预裂爆破示意图

图2.4工作面切眼预裂爆破断面图

2.2恒阻大变形锚索设计方案

为了保证切顶过程和周期来压期间巷道的稳定性，在对巷道顶板进行预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强加固。

为使恒阻锚索在留巷的过程中发挥较好的悬吊作用，同时有效保护锚固端，因此恒阻锚索长度一般设计为H缝+2m，并确保锚固端位于较稳定岩层内。

结合**矿普通锚索施工经验，恒阻锚索设计长度5200mm。

恒阻锚索支护

恒阻锚索补强支护密度一般为每米补打1~2根锚索，另外恒阻锚索主要布设于切缝侧对于顶板支护更为有利。

根据以往工程经验，结合巷道原有支护形式和参数，恒阻大变形锚索垂直于顶板方向布置，共布设2列，第一列恒阻锚索距留巷正帮600mm，排距900mm；第二列恒阻锚索距留巷正帮1500mm，排距1800mm。

最终形成恒阻锚索+普通锚索联合支护的3-3-3-3支护形式。

恒阻锚索补强支护设计见图2.5。

恒阻大变形锚索钢绞线直径取为21.8mm，长度取为5200mm，安装有效长度5000mm，恒阻器长500mm，外径79mm，最大允许变形量350mm，恒阻值为30±2t，预紧力不小于28t，托盘规格300×300×16mm，中间扩孔直径100mm+1mm。

为了提高巷道顶板的整体性，在采用恒阻大变形锚索加固支护的基础上，切缝侧第一列恒阻锚索之间采用W钢带进行连接，恒阻锚索支护参数不变。

相邻W型钢带搭接长度不小于300mm，W型钢带尺寸如图2.6所示。

（a）断面图

（b）平面图

图2.5恒阻锚索支护设计

图2.6W钢带尺寸及结构图

2.3挡矸及临时支护设计方案

工作面推进过程中，不同位置巷道受采动影响不同。

工作面超前段会受到超前压力的影响。

工作面开采后，顶板开始垮落，且从垮落到稳定需要一定的时间，在此期间，巷道将会受到断裂拉扯、垮落冲击等动压影响，因此距工作面较近的架后区域不仅需要进行顶板支护，还需进行挡矸支护。

随着工作面继续推进，当巷道距工作面较远时，顶板运动基本会趋于稳定，此时可将架后用于临时支护的设备撤掉，只进行挡矸支护即可。

根据以往现场监测数据，将工作面附近巷道划分为三个区：

超前支护区，架后临时支护区（架后0m-150m）和成巷稳定区（架后150m之后），其中架后临时支护区设计为0m-150m，实际情况需按照矿压监测结果来确定。

不同区域根据需要采取不同的支护措施，分区如图2.7所示。

图2.7巷道临时支护设计分区

2.3.1架后临时支护区（架后0-150m）

1）架后临时顶板支护

此段巷道位于工作面超后影响区，采空区顶板岩石垮落会对巷道顶板产生一定的摩擦作用，巷道受动压影响明显，顶板压力较大。

因此，在架后0~150m范围内，顶板需要临时加强支护。

架后顶板临时支护采用单体支柱+π型钢联合支护形式。

为适应刨煤机的使用空间要求，**矿顺槽宽度达到5.6m，架后顶板支护采用4列单体，同排单体通过π型钢搭接支护顶板。

近切缝侧布置3列，间距900mm，其中第一列单体距碎石帮600mm；第四列单体距副1200mm；单体排距900mm。

顶板临时支护断面图示意如图2.8所示。

（a）断面图

（b）平面图

图2.8架后顶板临时支护

2）架后挡矸支护

为了防止采空区的矸石蹿入采空区，同时需要挡矸支护。

采用钢筋网与36U型钢进行联合挡矸支护。

可伸缩U型钢排距600mm，临时支护侧视图如2.9所示。

图2.9架后挡矸支护

钢筋网采用直径为6.5mm的钢筋焊接网，顶板钢筋网捆扎在一起，钢筋网尺寸为2000mm×1100mm，钢筋网与钢筋网之间重叠100mm，并用铁丝捆扎，钢筋网与原支护的金属网搭接。

若出现较严重漏矸，钢筋网里边可增添菱形金属网加强挡矸支护。

北一15煤平均厚度1.46m，巷道揭露顶板0.7m，揭露底板0.7m。

可伸缩36U型钢采用上下两节可缩性搭接，上部U型钢长2200mm，下部U型钢2300mm（可根据巷道高度自行设计），搭接长度1200mm，搭接位置近煤层底板。

采用两副卡缆连接，卡缆上下沿距U型钢搭接端头各50mm。

36U型钢埋入底板以下300mm，相邻可伸缩36U型钢可用连接杆连接，以增加整体稳固性。

U型钢尺寸见图2.10。

2.3.2成巷稳定区（架后150m之后）

此段巷道受采动影响很小，根据矿压监观测结果，当顶底板移近量及顶板锚索受力趋于稳定时可认为该区域顶板已趋于稳定状态，可将临时支护的单元式支架（或者单体支柱）撤掉，只保留可伸缩U型钢进行挡矸支护，如图2.11所示。

严格保证施工质量，加强矿压监测，确保巷道满足通风行人需要。

根据碎石帮稳定情况，可确定碎石帮侧喷浆处理的合理位置，累计喷浆厚度100mm。

图2.10U型钢尺寸图

图2.11成巷稳定区支护设计

2.4通风及防漏风设计

N1-1502工作面采用“两进一回”的Y型通风方式，N1-1502运输顺槽和N1-1502入风改造道（即1506运输顺槽）进风，N1-1502回风顺槽回风，通风系统如图2.13所示。

图2.13110工法Y型通风系统图

1）喷浆防漏风

为防止漏风现象发生，可采用KA-GK快速密闭喷涂材料或者混凝土喷浆材料对巷道顶部和碎石帮打钻压注或对巷道顶帮喷涂施工，进行堵漏风。

采煤工作面采空区有自燃征兆或着火时，可在工作面上、下隅角建临时密闭进行封闭，并对上、下隅角10m范围内的巷帮、工作面架后及架顶喷涂。

根据以往留巷矿压观测统计，架后0~60m区段为顶板运动剧烈阶段。

在滞后工作面距离大于60m后，围岩运动减弱，可进行初次喷涂，根据现场矿压监测情况，待巷道围岩运动基本稳定后（预计滞后工作面150m）进行复喷。

混凝土喷浆时，必须清除墙脚的岩渣、堆积物，并对受喷面进行冲洗，然后调节好风水压和水灰比（水灰比为1：

0.5），先凹后凸的顺序喷浆，喷嘴距岩面0.8～1.2m均匀喷射，喷射后以表面光泽，无干斑、下坠为宜。

2）加强自然发火标志性气体监测

建立健全“通风系统稳定可靠、超前预报及时准确、防灭火系统完善、防灭火装备先进、防灭火机构齐全、治理技术先进有效、火灾应急处理到位”的矿井防灭火工作体系。

建立健全束管系统，每隔50m设置一组测点；同时采用人工监测、采样分析等方法，以CO气体为早期预测预报的主要气体，以CO、烯烃类气体为判断自然发火阶段和程度的标准性气体，辅以空气温度指标和空气气味、水雾等表象类特征对火灾进行预测预报。

2.5材料消耗及效益分析

N1-1502工作面110工法设计方案材料消耗情况详见表2-2，施工成本见表2-3。

表2-2材料消耗表

分类

型号及具体规格、用途

单价

单位消耗量

切缝

聚能管BTC-1500（长1.5m）

35元/米

单耗4根/m

煤矿三级乳化炸药直径Φ35mm×200mm（按单孔4卷计）

6.84元/kg

单耗8卷/m

雷管（非延时）

2.5元/个

单耗2个/m

恒阻锚索加固

恒阻器（配合Φ21.8mm钢绞线）

270元/个

单耗1.67个/m

钢绞线（Φ21.8mm×6000mm）

6000元/吨

单耗1.67根/m

树脂药卷（2卷K2550，2卷Z2550）

1.3元/根

单耗6.67卷/m

恒阻锚索托盘（300×300×16mm）

50元/个

单耗1.67个/m

W钢带（长3.3m，宽300mm，厚5mm、孔直径100*200mm）

75元/根

0.3根/m

恒阻器扩孔钻头φ95

25个

锚索张拉机TMQ22-520（额定张拉力520KN）

2组（1组备用）

挡矸临时支护

钢筋网（2000×1100mm，φ6mm螺纹钢）

150元/m2

单耗1.73片/m

36U钢（间距600mm，单根长度2200mm、2300mm）

120元/套

单耗2套/m

单体支柱

1100元/根

4根/0.9m

π型钢

270元/根

1根/0.9m

喷浆

500元/m

三、监测方案设计

3.1监测目的及内容

（一）监测目的

自成巷在线矿压监测系统主要是对留巷位置的压力及位移进行监测，通过对自成巷在线矿压监测系统监测数据进行分析，其目的在于：

1）掌握巷道围岩动态及其规律性，为巷道支护进行日常动态化管理提供科学依据；

2）为检验支护结构、设计参数及施工工艺的合理性，修改、优化支护参数提供科学依据；

3）监控施工质量，对支护状况进行跟踪反馈和预测，及时发现工程隐患，以保证施工安全和巷道稳定；

4）为其它类似工程的设计与施工提供全面的参考依据；

5）通过监测资料，可作为判断巷道工程的质量检查和验收的标准。

（二）监测内容

（1）巷道表面位移监测

通过巷道表面位移监测数据可较好地判定巷道围岩的运动情况，分析围岩是否进入稳定状态。

巷道表面位移监测包括两帮相对移近、顶底板相对移近、顶板下沉、底臌四项内容。

（2）巷道顶板离层监测

顶板失稳往往造成冒顶事故，顶板的稳定性是各类巷道围岩稳定性判定的核心，在锚网索支护巷道中更是如此。

为此，在本次支护实施过程中，要及时掌握巷道顶板在锚固范围之内与锚固范围之外的离层情况，以及早发现顶板失稳征兆，避免冒顶事故发生，同时还可为完善支护参数提供依据。

（3）锚索受力和变形量监测

锚索受力监测通常指的是锚索锚固力监测和锚索载荷监测。

通过仪器监测锚索的受力情况，以及时了解锚索的工作状态以及钢绞线与恒阻器的相对位移量。

（4）单体支柱受力及缩量监测

切顶成巷内单体支柱的受力可间接反映巷道的稳定情况。

当巷道稳定后，受力及压缩量