地下工程课程设计.docx
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地下工程课程设计
土木建筑学院
课程设计说明书
课程名称：
地下工程
设计题目：
新河煤矿-760m暗斜井碎胀软岩支护设计
专业（方向）：
土木工程（岩土工程）班级：
06
设计人：
王文远
指导教师：
乔卫国
山东科技大学土木建筑学院
09年07月17日
课程设计任务书
专业（方向）：
岩土工程班级：
土木06-1
学生姓名：
王文远学号：
200601020326
一、课程设计题目：
新河煤矿-760m暗斜井碎胀软岩支护设计
二、原始资料：
1、新河煤矿-760m暗斜井工程概况
2、地质条件
3、巷道破坏状况
三、设计应解决下列主要问题：
1、巷道破坏机理分析
2、支护方案选择
3、支护参数设计
四、设计图纸：
1、巷道支护设计断面图
五、命题发出日期：
09.7.6设计应完成日期：
09.7.17
设计指导人（签章）：
系主任（签章）：
日期：
年月日
指导教师对课程设计评语
指导教师（签章）：
系主任（签章）：
日期：
年月日
课程设计说明书（题目一）
1原始条件
1.1暗斜井工程概况
新河煤矿-760水平暗斜井是由济南煤矿设计院设计。
其中回风暗斜井全长851.83m，倾角250；轨道暗斜井全长960m，倾角220；胶带暗斜井全长996m，倾角210；-760m水平三条暗斜井设计断面均为直墙半圆拱形，支护方式为锚带网，其中锚杆直径为18mm、长为2m的等强金属螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm，金属网为直径4.5mm、网孔100mm×100mm的冷拔丝焊结而成。
新河矿暗斜井断面图
三条暗斜井均于2005年2月16日前后破土动工，现已掘进300m左右。
其中回风和轨道暗斜井破坏最为严重，后经修复之后，目前仍处于不稳定状态。
1.2地质条件
-760m水平三条暗斜井均位于坡刘庄保护煤柱内，其中向北邻近一采区，向东北邻近工业广场保护煤柱，当三条暗斜井即回风暗斜井、轨道暗斜井及胶带暗斜分别到达大约-430、-456和-512水平时，将穿越嘉祥支三大断层，该断层倾角300，落差在120m～600m之间，预计断层附近断裂构造将较为发育，也有可能伴生其它构造，另外，由于对嘉祥支三大断层勘探资料较少，对断层的赋水性、导水性、断层带的宽度、充填状况、胶结程度等还有待于进一步查明，或者当工程快接近该断层时，用打超前钻孔的办法详细查明断层的赋存状况，以便为采取有针对性的措施提前作好准备。
总之，-760m水平三条暗斜井将绝大部分在3煤顶板岩层中掘进，预计到达-750m水平左右时可能穿过3煤并进入底板岩层中。
1.3围岩状况分析
-760m水平三条暗斜井所穿越的岩层从下往上为细砂岩、3煤、粉砂岩、中砂岩、泥岩、细砂岩、泥岩等等，而目前掘进实际揭露的顶底板及围岩却为泥质软岩，平均坚固性系数在3左右，其特征是易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变性能大等特征，这是泥岩类中属于质量最差、最难控制的一类泥质软岩。
根据现场实际观测、岩样初步实验及数码照片的仔细研究，得出了两点初步结论:
（1）三条暗斜井目前已揭露的围岩属于标准的不良地层，其特点是：
易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变大等特点，对该类围岩有效控制变形难。
（2）三条暗斜井的围岩经过定量的划分，属于Ⅴ类围岩，该类围岩的力学特点是：
不稳定、无自稳能力或自稳时间很短；其破坏方式为：
易冒顶、易片帮、易底臌、并随时间的延续会发生较大的塑性流变变形。
1.4围岩破坏状况
-760m水平三条暗斜井几乎是平行掘进，各条掘进进尺大约都在300m左右，比较这三条暗斜井围岩破坏状况可以发现，胶带暗斜井围岩破坏状况稍轻，回风暗斜井和轨道暗斜井破坏状况却极为严重，后经修复加固之后，目前仍处于极不稳定状态。
目前暗斜井的破坏状况如图1—图4所示。
图1–760m水平回风暗斜井距掘进工作面5m处顶板破坏状况
图2–760m水平回风暗斜井掘进工作面泥岩结构状况
图3–760m水平回风暗斜井右帮围岩破坏状况
图4–760m水平回风暗斜井底臌及侧帮破坏状况
根据现场的实际考察和对图1～4的分析研究，暗斜井围岩的破坏状况具有以下特点：
（1）爆破后，若支护不及时，顶板岩层便发生大面积的冒落，其冒落高度还有待于进一步观测。
图2～3为顶板岩层在及时支护的情况下，在不到几天的时间里，顶板便发生了严重变形，下沉量达半米之多，同时还出现了喷层剥落及钢筋裸露等现象，并伴有3～5cm宽的顶板断裂缝隙，断缝深度有待测试。
（2）两帮变形也极为严重，在没有及时支护的情况下，将出现大面积的塌落或滑塌。
图4为及时支护之后两帮的变形和破坏情况，虽然没有出现大面积的整体滑塌现象，但却出现了向临空间的整体移动，使得两帮的相对移近量近一米，这样已严重影响了行人安全和设备的正常运转。
（3）底板变形破坏极为严重，即底臌量大，截止到目前为止，底板累计底臌量已达近一米，出现了道轨扭曲，行人台阶松动变位等现象。
图5为最近卧底之后在不到几天的时间里所表现出现的破坏状况，可见底板变形仍处于极不稳定状态，并随着时间的延续还在继续发展，其性质具有塑性流变性。
总之，-760m水平暗斜井无论是顶板、底板、还是两帮其矿压显现都极为严重，这种矿压显现将不同于一般的矿压显现，它还具有随着时间的延续而表现出来的塑性流变性。
所以，针对这种特殊性质的矿压显现，必须采取一种特种支护体系，才能长期而有效的控制住暗斜井变形破坏。
2巷道破坏机理分析
2.1岩体自身属性
2．1．1软弱破碎围岩的定义和力学属性
对于软弱围岩，一般来说通常可以分为地质软岩和工程软岩，地质软岩是指强度低、孔隙度大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量膨胀性粘土矿物的松、散、软、弱岩层；工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。
地质软岩强调了软、弱、松、散的地质特点，而工程软岩强调软岩强度和工程力荷载的对立统一，揭示了软岩的相对实质，即取决于工程力和岩体强度的相互关系。
根据原始地应力条件的分析，新河煤矿地区的岩体其特征是易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变性能大等特征，这是泥岩类质量最差、最难控制应该属于地质软岩、V类围岩、塑性围岩。
2.1.2围岩变形破坏特征
（1）变形破坏方式多变形破坏方式一般有顶底板下沉、坍塌、片帮和底鼓等，围岩表现出强的整体收敛和破坏，变形破坏方式既有结构面控制型，又有应力控制型，以应力控制型为主。
（2）变形量大拱顶下沉大于10cm，不到几天的时间下沉量达到0.5米，两帮挤入20~80cm，相对移近量近一米，底鼓强烈累计底鼓量已达近一米。
（3）变形速度高软弱破碎围岩初期收敛速度快，在使用施工常规的喷锚支护以后，围岩的收敛速度仍然很快，而且其变形收敛速度降低缓慢。
（4）持续时间长由于软弱破碎围岩具有强烈的流变性和低强度，巷道掘进后，围岩的应力重分布持续时间长，围岩变形破坏持续时间很长。
（5）围岩破坏范围大由于软弱破碎围岩的强度与地应力的比值很小，因而围岩的破坏范围大，特别是当支护不及时或支护不及时。
（6）变形破坏位置不一在巷道周边不同部位，变形破坏程度不同，这反映了软弱破碎围岩所处的地应力的强度因方向而异，而且岩体具有强烈的各向异性。
变形破坏在方向上的差异性往往导致支护结构受力不均，在支护结构中产生巨大的弯矩，这对支护结构稳定是非常不利的。
（7）来压快软弱破碎围岩变形收敛速度高，在很短时间内，围岩即与支护结构接触，产生压力。
围岩与支护结构相互作用后，围岩变形破坏并不立即停止，而是继续下去，这是因为围岩具有流变性，在围岩流变过程中，围岩的强度降低，因此，地压随时间而逐步增长。
2.2围岩变形、破坏的影响因素
影响巷道围岩变形的因素很多，总体分为地质因素和非地质因素两种类型。
地质因素是影响围岩变形和稳定的基本的决定性因素，主要包括巷道埋深、围岩强度、地下水、岩体结构及裂隙分布、围岩地应力、岩层倾角、特殊地质条件和时间的影响等。
非地质因素是通过地质因素作用而起作用的，主要包括：
巷道断面、巷道布置、巷道爆破方式、支护设计不合理的影响。
2.2.1地质因素的影响
（1）巷道埋深巷道埋深是确定巷道围岩稳定性的基本因素之一，直接决定自重应力的大小。
当巷道围岩处于弹性状态时，围岩变形量不大，围岩变形量与自重应力即巷道埋深成线性关系。
随着矿井开采深度的加大，岩体强度明显降低，围岩移近量将不断增加。
由于采深增加，巷道周边的集中应力超过了围岩的自身强度，致使巷道变形加剧，巷道周边塑性区范围扩大，从而使巷道塑性区范围内岩石内聚力和内摩擦角迅速下降，引起巷道失稳。
此外，巷道埋藏深度增加，使地温升高。
而温度升高会促使岩石由脆性向塑性转化，也容易使巷道围岩产生塑性变形。
因此，巷道维护更加困难。
（2）围岩强度岩石块体自身质量的好坏表现在它的强度、变形和均一性方面，其中强度是最主要的，所以围岩强度是决定巷道变形与破坏的主要因素。
存在软弱岩石或膨胀性岩石的巷道，不仅变形与破坏的速度加快，而且变形与破坏的形式也趋于多元化。
统计资料表明，在－500m水平以下，软岩巷道的破坏率占56%，而在所有变形破坏巷道中，软岩巷道占84%。
（3）地下水地下水对软弱破碎围岩稳定变形的影响分为四个方面：
一是对透水围岩来讲，洞室开挖形成的临空面成为地下水的排泄通道，在洞周围产生渗压梯度，在围岩中产生指向洞内的推动力。
二是由于静水压力作用，饱和水部分岩体中有效压应力减小，其应力状态趋于恶化，其抗剪强度减小。
三是围岩内的水降低了结构面摩擦系数和粘聚力。
四是地下水溶解、搬运矿物颗粒或同矿物成分发生化学作用，使围岩强度进一步恶化。
（4）围岩地应力地应力主要有自重应力和构造运动产生的或者残留的应力两种，其对巷道的稳定主要看最大主应力与最小主应力的差值；主应力大小、方向；各主应力构成特征如何、以及主应力与工程相对方位，与岩层主要节理的夹角而定。
在软弱破碎围岩中应力重分布后会产生较大的塑性区及松动区，引起围岩随时间而增大的大变形和挤压破坏。
在洞顶表现为塌落，在侧帮产生挤压和片帮破坏，在底板产生底鼓等。
（5）特殊地质条件当巷道穿过断层破碎带、强风化带、岩溶地区时，巷道围岩变形大，稳定性差而难以维护，在这种地质条件下，往往地下水活动强烈，有强烈的地压现象，围岩属松软破碎的散体结构。
一般来讲，强烈挤压的断层破碎带，紧密褶皱带和较宽的张性断裂以及几条断层交会的地带，是工程不良地质地段。
（6）时间的影响软弱破碎围岩变形和失稳破坏往往是经过一段时间后开始显现，这主要是由于围岩流变性质决定，即围岩的蠕变和松弛现象。
另外时间的增长加剧了围岩的弱化过程，使围岩变形增加、塑性或松动区扩大。
2.2.2非地质因素的影响
（1）巷道断面巷道断面的大小与巷道围岩变形量有密切关系。
即巷道宽度增加，顶底板移近量增加；巷道高度增加，两帮移近量也增加。
（2）巷道布置巷道布置于采动影响带，受采动影响，巷道变形明显加快。
而巷道受初次采动影响产生的变形又明显比受二次采动产生的变形大。
（3）巷道爆破方式采用钻眼爆破破岩，爆轰波对围岩具有一定的破坏作用。
尤其对软岩，放炮产生的爆轰波，可使围岩产生1~1.5m的松动圈。
直接破坏了围岩的整体结构，降低了围岩的强度。
（4）施工因素
1）爆破掘进中的错误操作由于管理上的原因及操作素质问题，“多打眼少装药原则”没有得到规范实施，并且由于缺少准确实验数据，以致措施中的爆破图表难以在现场实施。
结果巷道围岩破坏，围岩自身的承载能力大大降低；同时巷道成形凸凹不平，使巷道支护力远低于设计值，在这种情况下，巷道凸起的地方就会首先被破坏。
2）工序的错误先打锚杆挂网、后喷浆、再注浆是普遍做法，施工方便，然而这种做法极不合理。
第一是围岩风化破碎，使围岩自身的承载能力降低；第二是打锚杆时，围岩容易片落，使托盘、网不贴岩面，托盘对围岩没有紧固力，使锚杆初期支护作用大打折扣，围岩初期变形加大，锚喷支护体系有效支护期缩短；第三是软岩极易风化，如果喷浆时间太晚，外层围岩己经破碎剥落，围岩破坏向里层层传递，最终使锚杆随岩体一起移动，失去锚固作用。
3）喷层厚度不均局部的喷层太薄，支护必然最薄弱，首先遭到破坏，才导致支护的最终失效，从而使巷道失修。
4）锚杆角偏度小锚杆打的角度太小，造成锚杆有效锚固长度减小，同时如果锚杆角度太小，则上托盘时锚杆产生剪力：
如果锚固力越大，则剪力越大，最终锚杆被剪断，从而使巷道破坏失修。
5）偷工减料，不按要求施工主要表现为两个方面：
一是锚杆间距过大，喷层厚度不足，造成支护能力达不到设计要求；二是以次充好，或减少水泥配比，或配料搅拌不均匀，使喷层的刚度及柔韧度受到不同程度的减弱，不但支护体不能承受设计要求的载荷，而且也不能承受设计所要求的变形量，致使巷道过早地遭到破坏。
（5）支护设计不合理
1）以锚、喷、带联合支护中的钢带为例，通常的设计往往起到相反作用当巷道拱顶处采用钢带，拱顶下沉时，如果两锚杆间距缩小，钢带不是受拉力，而是受压弯曲，并将外围喷层破坏；当巷道平顶采用钢带，拱顶下沉时，钢带受到张拉，但两条钢带在锚杆连接处对将连接锚杆剪断，造成此处支护体的破坏。
2）轻视底板支护由于底板无支护，使压力沿底板释放，底朦严重并使两帮底角向内空收敛，造成两帮的破坏失修。
2.3支护结构
按现有锚杆支护理论，锚杆支护作用主要有悬吊理论、组合梁理论、加固拱理论、构造应力作用理论、提高围岩强度理论等。
2.3.1悬吊理论
悬吊理论认为:
锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性。
这种支护理论应用比较广泛，但存在以下明显缺陷
（1）锚杆受力只有当松散岩层或不稳定岩块完全与稳定岩层脱离的情况下等于破碎岩层的重量，而这种条件在巷道中并不多见。
（2）没有考虑锚杆安设后对破碎岩层变形和离层的控制作用。
特别是当水平应力比较大时，顶板离层很大。
为了减小破碎岩层的离层，保持顶板的稳定性，锚杆工作阻力必须增大。
（3）当锚杆穿过破碎岩层时，锚杆提供的径向和切向约束会不同程度的提高破碎岩层的整体强度，使其具有一定的承载能力，从而减小锚杆受力。
总之，悬吊理论在分析过程中不考虑围岩的自承能力，而是将锚固体与原岩体分开，与实际情况有一定差距.悬吊理论只适用于巷道顶板，不适用于巷道帮、底，支护强度低。
经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调查之后，结合锚喷支护机理，依松动圈的大小将围岩分为小松动圈（0~0.4m）、中松动圈（0.4~1.5m}和大松动圈（>1.5m）三大类六个小类（见表2-2所示）。
2.3.2组合梁理论
组合梁理论认为:
如果顶板岩层中存在若干分层，顶板锚杆的作用，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象;另一方面，锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，防止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板的锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）（见图4.1）。
组合梁理论充分考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用，原理上对锚杆作用分析的比较全面，但它存在以下缺陷：
（1）组合梁有效厚度很难确定。
它涉及到影响锚杆支护的众多因素，目前还没有办法可比较可靠的估计有效组合的厚度。
（2）没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。
在水平应力较大的巷道中，水平应力是顶板破坏失稳的主要原因。
3支护设计
3.1锚注支护机理
在锚喷支护基础上或在原金属支架、砌谴支护基础上，进行壁后注浆，可以增强支护结构的整体性和承载能力，保证支护结构的稳定性，既具有锚喷支护的柔性与让压作用，又具有金属支架和砌谴等支护方式的刚性支架的作用，组成联合支护体系，共同维持巷道的稳定性。
3.1.1其支护机理包括以下几个方面
（1）采用注浆锚杆注浆，可以利用浆液封：
堵围岩的裂隙，隔绝空气，防止围岩风化，能有效防止围岩被水浸湿而降低围岩本身的强度；
（2）注浆后将松散破碎的围岩胶结成整体，提高了岩体的内聚力、内摩擦角和弹性模量，从而提高了岩体强度，可以实现利用围岩本身作为支护结构的一部分；
（3）注浆后使得喷层壁后充填密实，这样保证荷载能均匀地作用在喷层和支架上，避免出现应力集中点而首先破坏；
（4）利用注浆锚杆注浆充填围岩裂隙，配合锚喷支护，可以形成一个多层有效组合拱，形成的多层组合拱结构扩大了支护结构的有效承载范围，提高了支护结构的整体性和承载能力，如图3.1、3.2所示；
喷层组合拱厚度由喷层（
）和岩石拱（
）组成，
即：
（3.1）
（3.2）
式中，
—喷层弹性模量
—围岩弹性模量
岩石均匀压缩带厚度
（3.3）
一般锚杆的间排距是相等的，即a=b，且对于破裂体来说锚杆的控制角
可按
计算，偏于安全，则：
（3.4）
式中，
—锚杆间排距；
—锚杆的有效长度；
—锚杆在松散体中的控制角。
岩石均匀压缩带与喷层组合拱之间的距离可按下式计算：
（3.5）
所以由锚喷支护形成的组合拱厚度为
（3.6）
利用注浆锚杆注浆支护后，组合拱厚度为
（3.7）
式中，
—锚注加固拱厚度，一般取决于浆液的扩散半径和注浆锚杆的长度及孔深。
（5）注浆后使得作用在拱顶的压力能有效的传递到两墙，通过对两墙的加固，又能把荷载传递到底板。
由于组合拱厚度的加大，不仅减小作用在底板上的荷载集中度而且也减小了底板岩石中的应力，减弱底板的塑性变形，减少底朦量。
底板的稳定，有助于两墙的稳定，在底板、两墙稳定的情况下又能保持拱顶的稳定；顶板的稳定不仅仅取决于顶板荷载，在非破坏带中关键取决于底板和两墙的稳定，因此锚注技术支护的重点就是保证底板和两墙的稳定，从而保证整个支护结构的稳定。
（6）注浆锚杆本身为全长锚固的锚杆，通过注浆也使端锚的普通锚杆变成全长锚固锚杆，从而将许多层组合拱联成一个整体，共同承载，提高了支护结构的整体性。
（7）注浆使得支护结构断面尺寸加大，围岩作用在支护结构上的荷载所产生的弯距减小，从而降低了支护结构中产生的拉应力和压应力，因此能承受更大的荷载，提高了支护结构的承载能力，扩大了支护结构的适应性；
（8）注浆后的围岩整体性好，与原岩形成一个整体，从而在高应力下保持稳定而不易产生破坏。
3.2支护方案选择
3.2.1设计课题的工程概况
根据新河煤矿矿井的破坏机理分析，三条暗斜井所穿越的岩层从下往上为细砂岩、3煤、粉砂岩、中砂岩、泥岩、细砂岩、泥岩等，掘进实际揭露的顶底板及围岩却为泥质软岩，平均坚固性系数在3左右，其特征是易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变性能大等特征，这是泥岩类中属于质量最差、最难控制的一类泥质软岩，围岩的力学特点是：
不稳定、无自稳能力或自稳时间很短；其破坏方式为：
易冒顶、易片帮、易底臌、并随时间的延续会发生较大的塑性流变变形，围岩的松动圈较大属于V类松动圈不稳定围岩，松动范围200～300cm。
3.2.2支护设计原则
（1）保证巷道支护后，能够保持稳定，不需进行返修，特殊情况可考虑局部加固；
（2）从支护方案及支护机理上，要着眼于锚注联合支护，充分利用围岩自身承载能力，实现主动支护，保证支护结构的稳定。
（3）要充分考虑到极不稳定煤巷的特点，采用全断面支护，重点在于底角和底板的治理；
（4）加强对水的治理，改善围岩物理力学性能，提高支护结构的承载能力；
（5）支护方案在满足技术要求的前提下，确保安全生产，力争尽量降低成本，加快施工速度，降低劳动强度，提高经济效益。
3.2.3支护方案选择
从目前各类巷道的支护形式及支护效果上来看，该巷道的支护方案有三种，第一种为锚梁网和拱形支架联合支护；第二种方案是以锚喷支护和注浆支护为核心的改善巷道岩体力学性能的支护形式；第三种方案是以从根本上改变岩体结构及力学性能的以锚喷、注浆和锚索为核心的主动加固形式。
（1）锚梁网和拱形支架联合支护是一种预留刚隙柔层支护,其力学原理如图7所示。
预留刚隙柔层支护从力学上讲,是在支护体内设置刚性层和柔性层,在刚性层和柔性层之间预留一定量的间隙,使其能够大幅度地吸收高应力软岩的大变形。
这样就形成了所谓的刚隙柔层,它具有充分的柔度和间隙适应高应力软岩的大变形,同时又在一定的时刻（间隙压密,刚柔层相接时）具有充分的刚度限制围岩的有害变形,从而使之成为高应力转化最多、围岩强度保护最好的一种支护技术。
（2）锚喷支护和注浆支护锚注支护是兼有锚杆支护与注浆加固共同优点的一种支护方式。
锚注加固是在岩体锚杆加固与注浆加固的基础上，利用特种中空锚杆兼作注浆管，对岩体实施外锚内注加固的一种巷道加固方式即。
根据不稳定地层的具体情况,针对不同类型的巷道采用不同类型的锚注支护结构。
1）掘巷道。
对于新掘巷道均需采用二次支护的方法进行施工，且根据所用锚杆类型分为两种支护形式。
一种是一次支护采用普通锚杆进行锚喷支护，二次支护时采用内注浆锚杆注浆加固及喷网带支护，要求注浆压力较小时采用普通式锚杆，注浆压力较大时采用端锚式；另一种是一次支护直接采用端锚内注浆锚杆进行锚喷支护，同时预留及保护好内注浆锚杆的孔口和螺纹，二次支护时再进行注浆加固及喷网带支护。
2）固巷道。
这里主要指因局部变形破坏而影响稳定，但断面仍满足要求的巷道，或经修复后围岩仍较完整的巷道。
当裂隙极其发育时可采用普通内注浆锚杆；裂隙发育情况一般时，可采用端锚内注浆锚杆，以便于加大注浆压力。
3）复巷道。
指经过多次破坏修复后又出现严重破坏的巷道。
此时可采用：
一是锚注与锚喷的联合支护，也就是先进行注浆加固，然后涮大断面，再采用内注浆锚杆进行一次支护，最后再进行锚注加固；二是型钢与锚注的联合支护结构，也就是涮大断面，采用型钢支架一次支护，然后用普通内注浆锚杆进行加固。
（3）锚喷、注浆和锚索为核心的主动加固形式。
是掘进过程中利用锚杆及时支护，将顶板岩层组合成一悬臂梁,利用长锚索将悬臂梁悬吊固定在顶板稳定岩层中，使其不发生弯曲、断裂、冒顶。
改善了巷道支护状况。
锚网支护是主动支护，能及时加固围岩，并利用围岩自身强度减小围岩变形，提高巷道支护的可靠性。
同时，全锚网支护将顶板组合成一整体，防止松动圈的扩大，增加了支护的安全性。
而且其施工工序简单，减少了金属支架架设和回撤工作量，减轻了辅助运输中职工的劳动强度。
其支护工艺过程是开挖→初次喷射混凝土→加锚杆→锚索→复喷→锚注能有效的控制软岩巷道围岩的变形。
1）喷射混凝土在软岩巷道开挖初期压力不大的情况下可以及时的封闭围岩，防止围岩的风化;也可以起到一定的承载能力。
2）开挖初喷后安装锚杆一是可以阻止各岩层沿锚杆轴向移动，以实现各岩层紧密结合，从而防止离层、碎胀等情况发生;二是提高岩层间的抗剪强度，增加岩层彼此之间错动的阻力。
3）安装锚杆后加锚索，可以及时的将锚固体悬吊于稳定坚硬的老顶上，从而避免了锚固体离层及可能出现的整体下沉或跨落，加大了支护长度，提高了锚固效果。
4）然后复喷可以修复初喷后脱落的部分，进一步封闭围岩，防止围岩的风化。
5）最后进行锚注是因为此时围岩的裂隙有了一定的发育，是进行锚注的最佳时机。
采用注浆锚杆注浆，可以封堵围岩裂隙，防止围岩风化；可以将松散破碎的围岩胶结成整体，从而提高了岩体的强度;配合锚喷支护形成多层有效组合拱，有效的改善了应力分布状况，使较高应力向深部转移，减少了巷道的位移量，从而提高了支护结构的整体性和承载能力，有效的控制了围岩的变形。
（3）新河煤矿的支护方案确定
根据施工
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