四种处理均可提高土壤含水率，但小区最终产量都低于对照，因此该技术还有待进一步研究。
摘要是对论文内容不加注释和评论的简短陈述，独立成章，摘要中应含有研究的目的、方法、结果和具体的结论。
采用第三人称，具体明确，语言精练。
摘要中一般不出现公式，去掉“本文、本人”等第1人称字样，不出现参考文献序号。
（“摘要”宋体、五号、加粗，中间空2字符，具体内容楷体、五号）
关键词：
三软煤层；回采巷道；矿压显现；平衡拱；支护（“关键词”宋体、五号、加粗，中间空2字符，具体内容楷体、五号）
关键词主要用于文献检索，尽量使用通用名称，专业范围宽窄适宜。
关键词尽量选用规范词，一般列4～8个关键词，词间加分号。
收稿日期、基金项目及作者简介需用脚注形式标出，严禁采用页眉页脚形式编辑。
收稿日期：
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作者简介：
姓名（出生年—），性别，民族（汉族可省略），籍贯，职称，学位，研究方向。
基金项目：
形式为项目名称（项目编号）多个项目间用分号隔开。
不加“引言”、“前言”、“绪论”等标题.此部分应引述在这一领域的最新进展与问题，从而引出本工作的价值。
三软煤层即“顶板软、底板软、煤层软”，这在我国有许多矿区存在。
长久以来，“三软”煤层回采巷道的支护问题一直是困扰生产的技术难题[1~4]。
郑煤集团白坪煤业主采的二1煤层属于典型的“三软”煤层。
采区回采巷道变形破坏严重，虽然矿上采用了单一U型钢可缩性拱形支架进行支护，但效果却不十分理想，返修率较高。
为此，矿上通过立项对三软煤层回采巷道的支护进行了较为详细的研究论证，通过采用U型钢棚+锚网索支护技术，有效控制了巷道围岩的变形破坏[5]。
一、回采巷道变形破坏特征（宋体、五号、加粗）
（一）回采巷道围岩地质条件（楷体、五号）
11211综放工作面位于白坪煤业的11采区，平均采深约619m，主采的二1煤层平均厚度为5.5m，倾向135°，倾角最大4°，最大28°平均10°，煤层普氏硬度系数f=0.15，容重1380kg/m3，煤层呈黑色，块状、粉末状，具有玻璃光泽，半亮型煤，煤层赋存疏松，属于典型的松软不稳定煤层。
老顶（直接顶）为中粒砂岩，厚度为15.3m，灰色，成分以石英、长石为主，含少量岩、炭屑，具断续的缓波状及交错层理。
直接底为砂质泥岩，深灰色，厚度为5.37m，成分以石英、岩屑为主，泥质胶结，缓波状、脉状层理。
老底为石灰岩，厚度为1.55m，深灰色，隐晶质，呈参差状断口，含大量腕足类动物化石及碎屑。
二1煤层顶底板岩层厚度及力学性质见表1。
文中的层次编号用汉字小写数字和阿拉伯数字，并以“一”、“
（一）”、“1.”形式编排。
文中尽量不用“我们”字样。
一级标题“一、”二级标题“
（一）”占一行不接排，三级标题“1.”句号后正文接排。
表1围岩的物理力学参数
岩性名称
密度
kg/m3
岩层厚度
/m
体积模量
10/MPa
剪切模量
10/MPa
内摩擦角
/（0）
粘聚力
C/MPa
（老顶）中粒砂岩
2643
15.3
2.37
2.6
45
47.6
二1煤
1380
5.50
1.04
1.12
31
25.4
（直接底）砂质泥岩
2775
5.37
0.533
2.18
34
17.3
（老底）石灰岩
2735
1.55
3.53
2.16
35.5
48.67
（在正文中必须有与图、表呼应的文字，且叙述应与图、表结果相符。
图、表按照出现的顺序编号，如表1、表2、表3。
图1、图2、图3）。
表的上方须注出表序和表题，采用小五号黑体居中排列。
表的结构应简洁，采用三线表。
表头物理量对应数据应纵向可读。
表中物理量表示方法，如，体积模量/MPa。
表注分两种：
一种是对全表的综合性注释，以不加括号的阿拉伯数字编号，数字前冠以“注：
”，注文回行时左边顶格，每注末加句号；另一种表注与表内某处文字或数字对应，这时表内文字或数字右上角加“*、**”字样，表注也以“*、**”引出注释文字。
表内物理量尽量用符号表示。
物理量与单位间用斜线，两者不能并列时，斜线与单位一起排于物理量下方。
表格应尽量采用word提供的模板，表中数值应可以从表里分离出来，即不要做成图片格式。
1.巷道原支护方式。
（宋体、五号）11211综采工作面位于11采区东翼，工作面基本沿走向布置，工作面回风顺槽、运输顺槽均选用29U型钢半圆拱形支架支护，沿底掘进。
回风顺槽和运输顺槽的掘进断面积均为12.7m2，并采用U型钢支架支护。
投入生产后，回风顺槽、运输顺槽均要进行超前5-10m替棚，替棚后回风槽规格为4.0×3.0m，运输顺槽规格也为4.0×3.0m。
（二）回采巷道变形破坏特征（楷体、五号）
选11211综放工作面的回采巷道进行围岩变形观测，围岩变形破坏特征如图1所示。
围岩的两帮和顶底板移近量分布规律见图2和图3。
根据实测得到巷道围岩变形破坏有如下规律：
（1）巷道围岩强度低。
巷道两帮因为二1煤层，煤质松软且破碎；直接顶为砂质泥岩，顶板裂隙，节理，层序发育；直接底为泥岩、砂质泥岩，水平层理，遇水易软化膨胀。
（2）巷道围岩变形剧烈。
巷道总体变形量明显，在工作面超前支承压力带内巷道断面收缩率达50%以上，具体表现为四周移近变形、两帮内移、顶板下沉、底板鼓起。
巷道围岩两帮最大变形量600mm左右；围岩顶底板最大移近量在1000mm左右。
（3）11211综放工作面巷道超前支承压力峰值在煤壁前方12m左右，超前支承压力带的影响范围在距煤壁0~69m左右，距煤壁0~44m为采动影响明显区，在距煤壁0~30m范围内影响较为剧烈。
图1巷道变形破坏特征
（在正文中必须有与图、表呼应的文字，且叙述应与图、表结果相符。
图、表按照出现的顺序编号）。
图的下方须注出图序和图题，采用小五号黑体居中排列。
坐标图，端线尽量取在刻度线上。
图内的空间较大时可将图注列在图内空白处。
横、竖坐标必须垂直，坐标刻度线的疏密程度要相近，刻度线朝向图内，去掉无数字对应的刻度线，不用背景网格线。
标度数字尽量圆整，过大或过小时可用指数表示，如102、10-2。
图注的各项间用分号，最后无标点；横纵坐标的物理量尽量用中文，如，注水压力/MPa.
对于相似的图像应尽量予以合并，做成分图形式（a）,（b）,（c）…
图2围岩两帮移近量曲线图3围岩顶底板移近量曲线
图4BP-GA计算过程
流程图、设备图要合理、简洁，不列与正文无关的内容。
注意流程图箭头走向。
计算机框图要按规定画，如起始和结束用、判断用◇等。
二、围岩的自稳平衡拱理论（宋体、五号、加粗）
在无支护的情况下，假设巷帮垮落角在45°左右，巷道片帮冒落的极限深度最大为
（
为巷帮高度）。
此时，平衡拱再次稳定后也将会变到最大，称为“极限自稳平衡拱”[6-7]，其方程为：
（1）巷道顶板松动区域的高度
由自稳平衡拱方程：
可知当
=0时，
（1）
公式依出现的顺序编号（如果在下文中没有提到此公式，可以不编号）。
变量注意用斜体。
在正文文字中出现的物理量、字符、字母以及其他符号，要尽量不用公式编辑器（列出的公式除外）。
（2）在无支护的情况下，假设巷道片帮冒落的极限深度最大为
时，则巷道顶板的“极限自稳平衡拱”的极限高度为：
当
=0时，
（2）
式中：
：
巷道原始宽度，m；
：
抗拉强度，MPa；P0：
原岩应力，MPa；
：
抗拉强度，MPa；L：
片帮深度，m；hw：
巷帮高度，m。
物理量符号在文中首次出现时，前面应有其中文名词或对其进行解释，后文重复出现时可直接用符号表示；物理量符号解释的顺序要以在式中出现的顺序为依据。
一个符号只代表一个物理含义，一个物理量只用一个符号表示。
符号尽量简化，最好以单字母表示。
物理量符号采用国家标准中的规定，不可使用非法定计量单位。
在正文文字中出现的物理量、字符、字母以及其他符号，要尽量不用公式编辑器（列出的公式除外）。
三、锚杆（索）支护参数设计（宋体、五号、加粗）
支护试验巷道为11采区11211回风巷。
支护试验巷道为拱形，断面宽4m，高3m。
根据煤岩体的物理力学参数及围岩变形破坏的规律分析，采用U型钢+锚网索支护方式来研究控制围岩。
考虑到受回采的影响，按照自稳平衡拱支护理论来确定锚杆（索）基本参数[8-9]。
（一）原巷道断面情况（楷体、五号）
巷道断面为拱形，支护形式为29U型钢支护。
巷道断面面积为S=12.7m2：
巷道原始宽度为3.7m，巷帮高度为1.3m，拱高度为1.8m。
（二）巷道围岩松动区域的确定（楷体、五号）
当原岩应力:
kN/m2（取上覆岩层容重为26.4kN/m3）；在无支护情况下，巷道冒落片帮的极限深度最大为
；岩体的抗拉强度取：
1.98MPa。
带入式
（1）得巷道顶板平衡拱高度为：
带入式
（2）得巷道顶板极限平衡拱高度为：
（三）锚杆（索）支护的参数确定（楷体、五号）
根据以上自稳平衡拱的曲线方程，经计算得到巷道顶板的自稳平衡拱高度为：
ymax=2.98m；巷道顶板的极限平衡拱高度经计算为：
ymax=6.26m，若达到极限平衡拱最大高度，则普通锚杆就难以达到理想的支护效果，此时就要改选锚索进行支护比较合理。
（1）锚杆（索）长度的确定
顶板锚杆长度：
顶板锚索长度：
帮部锚杆长度：
其中，
：
锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和，取0.5~0.7m；
由上述公式，经计算确定，顶板锚杆长度为：
=3.5m；顶板锚索长度为：
=7.0m；帮锚杆长度为：
=1.2m，结合实际情况，取2m。
（2）锚杆间排距
其中，Z：
锚杆锚入自稳平衡拱范围之外的额定深度，取0.35m；a：
巷道的半跨距，m；b：
自稳平衡拱高度，m。
=0.62m
由计算确定锚杆的间排距为0.65m。
（3）金属钢筋网
由于巷道顶板岩层松软破碎，选用金属网来加强锚杆间松碎围岩的防护，金属网的规格选用10＃铁丝菱形网，网格50×50mm。
四、支护效果（宋体、五号、加粗）
在巷道内设置一组观测站，对巷道表面位移量进行观测，检验支护效果如图4所示。
测站巷道顶底板变形1个月内就趋于稳定，顶底板平均变形速率约0.67mm/d，近2个月才趋于稳定，两帮平均变形速率约1.1mm/d。
两帮和顶底板最大移近量分别为63mm和25mm。
观测结果表明，采用联合支护技术后，11211工作面回风巷道维护状况良好。
图4测站围岩表面位移观测结果
结论（居中、中间空2字符、宋体、五号、加粗）
根据对“三软”煤层回采巷道的支护实践，得到了以下几点结论：
（1）“三软”煤层的巷道围岩具有不稳定、易破碎、强度低、变形大、难支护等特点。
（2）11211工作面超前支承压力峰值在煤壁前方12m左右；超前支承压力带的影响范围在距煤壁0~69m；距煤壁0~44m为采动影响明显区；在距煤壁0~30m左右范围内影响剧烈。
（3）自稳平衡拱确定了巷道顶板的松动范围在3m左右，极限松动范围为6m左右。
（4）锚网索配合U型棚支护能有效控制三软不稳定煤层巷道围岩的离层和不协调变形，有效加固和控制了三软煤层巷道围岩。
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