煤矿支护技术及新发展.doc

中智工程 DALIAN ZHONGZHI ENGINEERING MATERIAL MANUFACTURE CO.,LTD.煤矿支护技术的新进展0引言煤巷锚杆支护顶板的失稳垮冒问题软岩巷道的综合治理深井高应力巷道的支护问题1煤巷锚杆支护顶板的失稳机理与控制对策1.1问题的提出1.1.1复杂条件煤巷基本特点：1) 煤层赋存条件多样、结构复杂，部分条件顶板结构异常复杂，软弱夹层和层理十分发育，稳定性很差，极易发生离层垮冒；即使在同一巷道内顶板赋存状态也是频繁变化，构造影响随处可见、随时可遇； 2) 煤层硬度系数普遍低于1.0，煤体松散破碎，锚固性能差，变形强烈；结构复杂，多数煤层含有硬度系数仅为0.20.5的软弱煤线。3) 采深普遍达到500600 m，部分进入800 m以下；区域构造应力十分突出。1.1.2 使用锚杆支护存在的问题1)锚杆使用密度很大，围岩变形仍十分剧烈，支护效果很不理想；变形量大：10002000mm以上；超出树脂锚固系统的极限，锚固实效，500600mm以后的变形量失控。2)不能有效控制顶板离层，恶性冒顶事故时有发生。垮冒现象频繁出现，安全事故时有发生。冒顶率：万分之五；事故率：五万分之一；导致金属支架类被动支护使用抬头。有些矿区在总结锚杆安全事故的教训时，单纯从提高锚杆的规格和加大使用密度的支护思想出发，成本增加很大，但事故仍不能避免。实际上，绝大多数煤巷支护失效表现为锚固区整体垮冒，其中锚杆受力很小，几乎没有杆体破断现象。因此锚固区外的弱面离层是高强锚杆支护技术面临的一大挑战，必须围绕确保大大减缓顶板离层或根本消除离层这一中心开展控制理论和技术研究，才可能取得突破。1.2 煤巷锚杆支护顶板的失稳机理1.2.1复杂条件下煤巷顶板离层失稳的原因顶板的稳定性取决于锚固区内外的离层状况。采用高强树脂锚杆后，锚固区岩体得到有效加固，能有效限制锚杆长度范围内岩体的变形，但锚固区外的弱面离层是高强锚杆支护技术面临的一大挑战1)松散变形的持续发展；大部分软弱煤层巷道在锚杆支护起作用前，都有100200 mm的围岩变形量2)锚杆支护的实际状态不良；工作载荷很低；锚杆实际工作载荷可分三种情况：安装时没有初锚力，工作载荷始终为零；安装时初锚力很小，低于15 kN，工作载荷增长缓慢，稳定段载荷值较低；安装时提供超过20kN的预紧力，工作载荷增长快，稳定段载荷值高3)大变形后锚固力衰减，锚固实效；端锚时在围岩变形量达到100 mm时即开始失效，全长锚固时锚杆的可靠性虽大大提高，但围岩变形达到200300 mm时锚固力也开始降低，达到500 mm时即完全丧失。1.2.2控制顶板离层的基本原理1)控制围岩弱化区的发展，消除松散变形提供的高张拉力不仅完全克服了松动岩体的自重，并将该部岩体和更上部挤压在一起，阻止了围岩的进一步松动，消除岩体松散变形。2)改善锚杆受力状况，提高锚杆的支护效能支护效能，式中：s为巷道变形量，单位，mm；F(s)为锚杆的工作载荷，单位，kN假设，F0为设计工作载荷，S0为巷道允许变形量，则设计支护效能W0= F0* S0一种支护是否起作用，其状态是否合理则可以采用能效系数(C)描述，C=W/ W0，高预拉力支护C值可达到0.70.9，初锚力较低的普通锚杆支护C值仅为0.20.3 事实上，根据锚杆的实际受力状况和支护能效，在很多情况下可以适当降低锚杆规格，在淮北矿区大量采用杆体直径16 mm、18 mm的高性能锚杆代替普通20 mm的高强锚杆，并取得了更好的支护效果3) 消弱水平应力对顶板的破坏作用在富含软弱夹层的薄层状顶板中，由于弱面和夹层强度很低，自重应力就可导致破坏，表现为随掘随冒，高地应力区的强水平应力必然作用于更大范围内顶板岩层，产生剪切破坏，诱发顶板离层。加锚裂隙岩体的研究表明，锚杆的强度和对裂隙面产生的径向作用力可以极大的提高裂隙弱面的强度，增加锚杆布置密度、提高锚固力，可以有效地提高锚固体的E、C、 值，提高锚固体的强度和残余强度，从而在根本上改善裂隙岩体的承载性能，促使巷道顶板由不稳定向稳定转化。4) 形成预应力承载结构高强预应力支护改善顶板的应力状态，消除顶板中部的拉应力区，同时减弱两个顶角的剪切应力集中程度。通过强化顶板弱面，消除拉伸破坏，控制围岩弱化区的发展，使锚固区载荷趋于均匀并实现连续传递，从而形成预应力承载结构。当关键层距离巷道顶板较近时可以按关键岩梁结构模型分析，当关键层距离巷道顶板较远时可按顶板松散煤岩体的强化承载拱结构模型分析。1.2.3 两种状态下顶板离层的控制思路1）实体巷道顶板：控制松动变形后，强化锚固区，提高其强度，减小弯曲变形；加大锚固范围，利用锚索支护；2）沿空掘巷顶板：由于关键岩层的破断、回转和下沉，锚固区外必然出现离层区域。建立锚固区和稳定关键层间的联系；在关键层下面的厚层松散体内建立自稳结构：桁架系统。图1沿空掘巷状态下顶板关键块体的结构形态1.2.4设计方法的进展煤巷预应力支护设计方法仍然是以计算机数值模拟为基本手段开展的动态系统设计方法，但如下3点变化使得该设计更科学：1) 充分考虑水平地应力影响，因而多数条件不能简化为二维问题；2) 以锚杆预拉力为主要设计参数，这在其它设计中常常被忽视；3) 以顶板离层，而不是以围岩变形为巷道稳定性评判标准。该设计方法大大提高了支护方案的安全可靠性。相应的支护监测则以锚杆工作载荷和顶板离层为中心开展。1.3 高强预应力支护技术提高锚杆初锚力，提高附件刚性，形成群锚效应，消除锚杆间松动；提高初锚力的办法：A，高性能锚杆的研制，机械安装钻机的扭矩；B，附件刚度：M型钢带的研制提高初锚力的深层次意义：提高锚杆支护能效，形成锚固岩梁，保持锚固区的稳定。1.3.1概念按钢材屈服强度s大小进行的锚杆分类 3：s 340 MPa，为普通锚杆；340 MPa s 600 MPa，为高强锚杆；s 600 MPa，为超高强锚杆我国煤矿目前推广应用高强锚杆，多采用人工拧紧螺母的方式安装锚杆，初始径向支护力一般低于10 kN，和圆钢锚杆维持在同一水平，同属于低初锚力的支护技术而煤巷复合顶板通常有12 m厚的松动层(顶板煤岩互层)，其负荷大致为2040 kN/m2这种低初锚力的支护尚不足于平衡松动岩体自重，更谈不上有效地加固顶板，控制弱面离层，因而不能形成有效的主动支护煤巷高强预应力支护技术的概念：指能够在支护构件和顶板间实现明显超过松散岩体自重的预张力、形成顶板预应力承载结构，并有效控制顶板离层的高强支护技术这是有别于低强度低初锚力的锚杆支护阶段和高强度低初锚力的锚杆支护阶段的一个相对的阶段性概念，是锚杆类支护技术发展的一个新阶段，近几年高性能锚杆等新型支护手段的研制和应用、大扭矩钻机的开发和推广等相关技术正是按照这一思路迅速发展的，并初步形成高预拉力、高可靠性和大间排距的新技术特征。这里为区别初锚力的传统概念，把安装时超过顶板松动岩层自重并形成预应力承载结构效应的锚杆初始径向作用力叫锚杆预拉力。1.3.2几项技术1) 进一步细化锚杆钻孔、杆体、树脂卷三种直径的合理匹配技术，解决松散煤体的锚固技术传统煤巷锚杆支护中，锚杆的“三径”匹配不合理，由于煤体松散，采用大孔径时，塌孔率高，净直径超大，成孔质量差，锚杆与围岩之间的锚固强度低，甚至锚固失效。经过大量的地面和现场试验，淘汰了43mm钻孔18mm杆体35mm树脂卷的落后的“三径”匹配模式。根据锚杆规格，推广应用科学合理的“28mm20mm25mm”、“27mm18mm23mm”、“30mm22mm25mm”等三种新“三径”匹配模式，锚固力比原来提高120147%。2) 预拉力钢绞线桁架系统控制厚层复合顶板离和松散煤顶层垮冒的技术针对顶板松动范围大，地质异常带等特殊地段，将处于受压状态的巷道两肩角岩体作为锚固点和支护结构的基础，通过抗剪切的预应力钢绞线传递张拉力，直接作用于顶板浅部围岩的一种支护方式，该系统结构简单，直接利用M型钢带作受力基础，并由专用机具实现初张力。图2 预拉力钢绞线桁架系统支护原理该系统作用方式较锚索有很大改进，表现如下：肩角作为锚固点的可靠性大大加强，在围岩变形过程中基本保持稳定；锚索与顶板围岩是点接触，而桁架则是拉紧的钢绞线与顶板形成线或面接触，作用范围大，松散破碎的顶板岩体受力状态好；锚固深度一般只需要3.04.0m，施工方便，而复合顶板超过68 m后锚索使用受到限制；桁架施加的水平预拉力可以改善顶板的应力状态，在巷道顶板内产生一对对称弯矩，消除了由于顶板弯曲而产生的拉应力区，并产生向上的垂直位移，抵消顶板的下沉量，这对改善顶板的稳定性有着重要的作用。支护原理示意如图3。该系统取消了普通锚杆桁架所必须的复杂结构，同时大大提高了系统的抗剪切性能，而倾斜锚杆的螺纹部分很容易被剪断，起不到桁架的作用。3) 煤巷顶板的几种组合支护技术根据不同的巷道围岩分类，顶板结构特性和复杂程度，采用不同的组合支护方式，如图4所示：a) 预拉力锚带网支护； b) 预拉力锚带网索组合支护；c) 预拉力锚带网索(桁)架组合支护。 a) 预拉力锚带网支护b) 预拉力锚梁网索组合支护 c) 预拉力锚带网索组合支护d) 预拉力锚带网索（桁）架组合支护图3 几种常用的组合支护型式4)超前预拉力锚杆控制顶板垮冒的施工技术离层破碎型煤巷顶板的自稳时间极短，常常随综掘机割煤出现垮冒，顶板稳定性极差，影响锚杆支护的实施，甚至无法正常安装。在单排循环的基础上，割煤前，超前斜角施工预拉力锚杆，通过大扭矩钻机的安装，在两排钢带之间安装34根高性能锚杆，可以很好地稳定住顶板松动岩层，锚杆规格一般采用M161800 mm。1.3.3几项高性能产品提高支护产品技术性能的主要途径是研究新产品、新结构，使其适应煤巷破碎围岩条件，提高锚杆支护能效。本项研究建立了由高性能锚杆、钢绞线预拉力桁架及M型钢带等多种支护形式和结构组成的预拉力(锚杆)支护体系，实现了锚杆支护的机械安装，大大提高了锚杆支护的安全可靠性，为解决复杂困难条件下的支护问题提供新途径。1) 高性能(预拉力)锚杆针对我国目前锚杆加工、使用中存在的缺陷和问题，从锚杆杆体材质及表面结构的选择、锚杆快速安装螺母的研制、丝扣加工及技术要求、提高锚杆预拉力的措施等几个方面研制新型锚杆的结构和性能，并率先提出高性能锚杆的概念，明确规范了新型锚杆的技术性能及加工要求。常见规格实物如图5所示，有6大特点：1) 采用专用规格的无纵筋左旋螺纹钢加工，其强度和延伸率符合高强度锚杆对材质的要求，杆体表面凸纹能够满足搅拌阻力和锚固要求，有效内径和螺母匹配；2) 外端滚压成圆，螺纹滚丝加工，3) 扭矩螺母实现快速机械安装； 4) 双垫片减摩结构，调整螺母和托盘接触状态，改善锚杆外端杆体受力； 5) 有醒目的标志直观显示安装施工质量；6) 螺母、托盘、钢带等附件尺寸匹配、强度相当，性能优越。典型的几种杆体配制的高性能锚杆如图5所示。该类锚杆比普通高强锚杆具有两方面优势：1) 安装可靠性高，能够实现高预拉力；2) 通过扭矩螺母实现机械安装，通过双重减摩垫圈保证必需的预拉力，结合垫圈变形直接显示。安装质量显性化，确保安全。从99年开始研制该锚杆以来，截止03年底，已在淮北矿区使用440万套，安全支护巷道37.68万米。2) 钢绞线桁架连接装置高预拉力钢绞线桁架系统是控制厚层复合顶板离层的有效手段，设计的双孔环形连接器可以十分方便地连接两根钢绞线，如图6所示，并实现连续传递高张拉力，施工工艺和张拉过程与小孔径预拉力锚索完全一致。 3) M型钢带针对国内常用的型钢带容易撕裂和燕式异型钢带刚度小的问题研制出新型M型钢带，如图7所示，与国外普遍采用并在我国广泛推广的W型钢带相比，M型新型钢带具有如下几个优点：其抗弯截面模量为W型钢带的3倍左右，因此节省钢材，价格低廉；高翼缘形断面，抗撕裂性好，解决了W型钢带容易撕裂的问题；两个方向的截面模量差别大，向下截面模量是向上的2.75倍，因此很容易与顶板密贴，同时向下截面模量很大，能有效控制锚杆间的围岩松动，维持顶板预应力结构效应。通过调整厚度，M型钢带已形成系列产品，可以适应不同地质条件、不同的支护强度的要求。 图4几种新型的高性能预拉力锚杆图5钢绞线桁架连接装置 图6 型钢带1.4安全质量保障体系煤矿巷道围岩赋存复杂多变，并具有不确定性，地质预测预报手段落后，不能满足煤锚支护对要求；施工和工程质量等仍存在人为因素和隐蔽性，因此推广锚杆支护仍存在一定的安全隐患，锚杆支护技术的大范围应用是一把双刃剑，应用不当，可能产生重大的安全隐患。我国锚杆支护巷道每年发生的冒顶事故高达数百起，严重影响了该技术的推广。根据2000年统计，我国国有重点煤矿每年煤巷掘进量高达5000余公里，锚杆支护的比重约为21%，其中冒顶比重约占万分之五，其使用比重、使用范围和安全可靠性都大大低于美国、澳大利亚、英国等国际先进技术水平。因此，研究推广中的规律十分重要。1.4.1冒顶显现特征及原因分析冒顶特征：1)冒顶段普遍较小，且都发生在地质条件变化的地段，如小断层、岩石破碎、顶板裂隙发育或近距离煤层的层间距变小、顶板锚固区边缘有极易发生离层的弱面存在等等；2)大多发生在成巷部分，且大多有明显预兆，如巷道变形量大，片帮、锚杆失效、顶板离层并有明显弯曲下沉；3)沿空掘巷冒顶比重相对更高。冒顶原因：1) 不能及时准确把握复杂多变的地质条件对迎头顶板条件变化掌握不及时，分析不深入，特别是小班施工过程中，基本不观测、不汇报顶板条件变化，区队技术人员或技术科不能及时掌握和了解施工现场的顶板情况，无法采取及时有效的措施来应对条件的变化，是导致事故的主要原因之一。2) 存在设计质量差、应用水平低的问题由于缺乏基础研究及资料，不能定量开展围岩分类，准确把握巷道的稳定性类别，因而不能很好地应用设计规范。各矿的冒顶事故点都是在推广已有的成果中发生，即简单地套用研究应用阶段由科研院所提供的针对性专门设计，把同一煤层的巷道归为同类别巷道，不能深入把握设计思想和技术实质，设计质量差。3)管理方面尚有缺陷处理不及时；第一，从小班施工人员到区队技术人员对地质条件变化不敏感，或认识不到位，不注意观测，不能及时发现问题；即使发现问题也不及时汇报，信息反馈速度慢，当然也做布道及时改变支护形式，或修改支护参数；第二，发现条件变化，需对巷道进行加强支护，并提出补强措施后，但在决策过程中，往往抱着等等看的侥幸心理，采取措施不果断；或即使决策了，基层区队不重视，往往不是因急于进尺，边进尺边加固；就是因现场无备用料，使措施得不到及时的落实，延误了处理时间，最终酿成冒顶。第二种情况居多。忽视成巷的维护与管理，成巷后出现的问题责任不明，职责不清，掘进迎头备料不全，处理问题不方便。4)施工质量较稳定，但也存在问题爆破控制技术问题、5)技术本身的不尽完善地质条件的预测预报技术落后。设计文本不规范，缺少控制爆破、支护材料和机具性能要求及常规检测方法、施工质量监测和支护效果评价等重要内容。锚索的内在缺陷；6)矿压观测工作重视不够，观测仪器性能很差。1.4.2安全质量保障体系1)先进的预应力支护理论指导，是本质安全的理论保障2)控制离层的系统动态设计方法，是本质安全的设计保障3)一整套新型高性能预拉力支护手段，是本质安全的产品保证体系4)围绕锚杆受力状态和顶板离层开展的矿压监测，是本质安全的监测体系5)施工管理规范和三级质量管理制度，提供了本质安全的管理监控保障。2软岩动压巷道动态支护原理和分步加固技术2.1软岩巷道的矿压特征巷道地压基本上属于变形地压，局部地区存在松散地压，膨胀性岩体内存在膨胀地压。变形地压的产生是一个复杂的过程，它可能包括：弹性恢复、塑性变形、粘塑性变形、破裂面的产生和沿结构面的挤压错动、膨胀岩体的遇水膨胀、空间效应等，由于岩性和岩体结构不同，各种变形及其对支护的影响也不同。从软岩巷道变形的宏观表现看，有如下特点：1）来压快、压力强度大、持续时间长；2）压力分布不均匀；3）塑性变形大，具有明显的流变性质，很容易产生松散地压；4）具有明显的时间效应5)巷道围岩变形具有明显的阶段性软岩巷道大量的井下实测都显现出变形的阶段性：1)掘巷之初的剧烈变形和应力调整阶段，随巷道围岩裂隙的发育，变形速度快速衰减，同时围岩变形量增长很快。2)二次应力场初步形成，破裂范围趋向稳定的稳定变形阶段，围岩变形速度基本保持一致，位移量表现为缓慢增长。3)应力扰动、围岩长时强度降低、采动影响等导致围岩稳定性降低，围岩进一步加速变形阶段。当围岩极其软弱、高地应力作用、支护选型不合理，初期的松动破坏范围大，可能导致第二阶段不明显，或几乎没有稳定变形阶段；事实上第二阶段的相对稳定在很大程度上取决于第一阶段的支护及围岩所能保持的承载性能。从巷道开挖后围岩的破坏及应力调整规律看，阶段性特征是始终存在的。2.2软岩巷道的动态支护原理在软岩巷道围岩控制理论和技术研究中，如下几点已得到广泛的认可：1)支护与围岩关系的对立统一支护围岩关系是对立统一的，支护特性曲线应于软岩变形特性曲线匹配，但是目前任何一种单一的支护方式都不能满足围岩变形的要求，客观上要求通过综合治理联合支护来维持软岩稳定。巷道开挖导致的应力再分配及围岩变形范围是有限的，支护结构所能作用的范围也是有限的。围岩不仅是传递和产生载荷的介质，同时能够与各种在其内部加固或在其外部支撑的支护结构相互作用，形成统一的承载体，控制并允许围岩有限制的变形。因此支护技术已发展到充分利用和调动巷道围岩强度和自身承载能力的围岩控制阶段，这是现代岩石力学和支护理论发展的必然结果。2)巷道围岩与支护的相互作用是一个非线性动态响应过程不同应力路径下岩体强度特性的研究揭示出岩体的变形破坏与其内在结构和所处的应力环境密切相关，由于应力路径不同，导致的岩体变形破坏过程也不同。施加应力的方式可分为加荷和卸载两种，而巷道的开挖对围岩具有卸荷作用，支护则是加载或增加约束的过程。开挖与支护方式、支护时机的不同组合导致的围岩变形和破坏应该是不同的。复杂岩体的施工与维护是一个非线性的力学过程，其稳定性与支护路径有关，有必要运用动态规划原理进行科学的分析，根据岩体及工程特点运用合理施工方法和支护技术，始终保持对围岩的稳定控制，监测围岩的动态响应，并在巷道维护的过程中进一步调整。目前，软岩巷道的支护理论和技术更多地是仅从支护前的巷道工程地质条件出发，采用静态的观点分析问题，很少从巷道维护的全过程出发，也很少考虑开挖后围岩对支护的动态力学响应，并从围岩稳定性能的变动规律上分析，因而很多软岩巷道稳定性问题解决的不够理想。采用常规支护时，巷道在整个维护期间稳定性都在降低，围岩赋存状态始终处于劣化状态，而针对性地采取分阶段加固补强措施，运用巷道围岩滞后注浆加固技术和锚杆支护及喷层维护相结合，可以比较好的维护围岩稳定，达到支护目的。由此分阶段动态加固软岩巷道的巷道维护思想，它包括如下几个基本点：1)随巷道开挖围岩的赋存状态是动态变化的，是围岩强度不断降低的平衡过程；在这个过程中巷道围岩总能保持一定的自稳能力，但随其内部结构和外部约束的变化而消涨；2)巷道围岩变形和破坏表现为明显的阶段性特征，各阶段的力学性能和强度变化规律各不相同，动态监测巷道围岩的变形和强度弱化过程，针对性地采取加固补强措施，才可能最经济地维护软岩巷道的稳定。3)不同支护技术的组合，同一支护的不同加固时机对巷道围岩的变形和稳定有不同的影响，应当优化选择；4)支护选型应以充分利用和维持围岩自稳能力，强化围岩支撑结构为标准，优先选择主动加固方式的支护技术，包括混凝土喷层、锚杆支护、围岩注浆加固等技术。2.3分步加固技术2.3.1关于注浆方式的分析软岩巷道注浆加固主要采用两种方式：1)在其它支护的基础上，单独钻孔注浆加固。2)将注浆和锚杆统一起来的锚注支护技术。实践和理论都表明锚注联合支护技术具有较大的优越性，是支护技术的发展方向之一。在软岩动压巷道推广锚杆支护一直很困难，因为锚杆支护质量和支护效果在很大程度上取决于所锚岩体的力学性能，软岩动压巷道的可锚性差是造成锚杆锚固力低和支护失效的重要原因，锚注一体化是解决这一难题的有效途径，锚杆周围岩体的注浆固结为锚杆提供可靠的着力基础。但仍存在一些技术上的问题需要注意：1） 巷道周边浅部围岩(一般小于1.5m)破坏严重，相对变形量大，应在保持自稳能力或不松动情况下允许其充分变形，是有效注浆加固的主要区域，锚杆锚固点选在此区可靠性相对较差，易随巷道变形而破坏，锚固力较低；2） 巷道围岩深部范围(1.52.5m)破坏程度衰减较快，裂隙张开度较小，可注性差，锚杆端头锚固区选择在此区比较可靠，能够保证并维持锚固力；3） 锚杆支护一般要求及时，而只有巷道围岩经历一段变形后，注浆固结区才能形成，才具备注浆的条件。即锚和注的时机在客观上是不统一，采用一体化锚注时给施工操作带来困难。通俗地说，较深部围岩适宜作锚固位置，且应按围岩稳定性的要求及时安装；浅部围岩适宜注浆加固，但应在围岩经历一定程度的变形破坏后，裂隙比较发育时实施。采用锚注一体化支护技术在时机、工序等方面要求严格，只有在专业技术人员指导下进行，才能保证质量。2.3.2支护选型优良的巷道支护应针对围岩破坏和强度弱化原因采用分阶段加固：1)随掘巷及时封闭围岩并补偿径向阻力；2)随巷道初期围岩剧烈变形，浅部围岩的破坏主要是应力调整过程中产生的剪应力，在这个动态的调整过程中，提供横穿结构面的岩块、区域间的剪切阻力，阻止破坏的发生，适时提高围岩的剪切强度；3)破裂圈形成以后，围岩处于低侧限约束下的破裂状态，宏观裂隙大量产生，帮角等剪切破坏区裂隙发育，承载结构大大弱化，岩块多为点线接触，强度全面降低，此阶段需全面提高围岩强度，主要是削弱宏观裂隙的不利影响，改善结构面(主要是破裂面)的力学性能，使其整体稳定性能大幅度提高，促使承载结构的形成和稳定。支护选型应考虑下列条件：a直接作用于周边浅部围岩，针对破坏特点、强度弱化的原因及时有效地采取加固措施；b在巷道围岩的变形过程中维护，在不同阶段分别采取“护”、“让”、“支”、 “限”技术，以适应围岩的变形特征，并最大限度地利用围岩的自承能力，实现围岩稳定；c主动加固并直接改善围岩破裂体力学性能，以最大限度地提高围岩的承载能力，促使围岩形成整体结构。2.3.3分步加固技术由此形成分阶段支护(或分步加固)技术：及时喷层、适时锚喷、滞后注浆。a及时喷层：随掘巷岩面暴露，喷薄层柔性混凝土及时封闭岩面，允许掘进初期的剧烈变形，以 “护”、“让”为主；破碎条件下可在顶板加打几根锚杆护顶，保证安全；b适时锚喷：在围岩变形趋缓时，采用锚喷支护或锚喷网支护，以“支”、“限”为主，提供较高的支