施工，取得了很好效果，但在上下风巷与顺槽搞反拱法则成本过高且因巷道断面狭小而不
易执行，因此只有使用下底梁法。

 

　　（

2）实例：+190N5 上风巷从 1 月 11 日开始下底梁试验，当采煤工作面由北往南推进

70 米时，煤巷掘进队将上风巷移交给采一区验收，验收小组一致称赞此上风巷为我矿历年
来支护最好的巷道，其平均净高

1.80 米，宽 1.7 至 1.8 米左右。掘完 109 米时仅落道一次，

平均降轨道

20 公分。当掘完 140 米后全面落道一次，平均落道 30 公分,用去 45 个工日。巷道

平均下沉量为

1 厘米/日，全巷安全状况良好。实验证明：由重点对顶板的支护改为对底板

的支护则可以有效减轻减缓支架受压状况，达到安全、方便之目的。

 

　　

 

　　三、中厚煤层或构造带中掘进支护方式试验

 

　　

1、中厚煤层跟底板掘进的支护方式。该矿和南方许多煤矿一样，中厚煤层或边角“鸡窝

状

”煤柱，一般采用高落式回采法时，其巷道压力大，相对移近量快，折柱率高过 70%，采

面回收率仅达

35%～40%，还因此发生伤亡事故多起。笔者根据现状改为：主毛洞打

1.6×2.2 料，每隔煤柱 5-6 米开支毛洞(1.4×2.0m 米)为主要的残采方式。由于跟底板掘进的主
毛洞其煤质上软下硬，因此在掘进中放炮后上部易冒顶，其矿压显现的规律为：支架首先
受力于变形地压，且侧压大于顶压。支架支承后期，呈松脱地压规律即顶压大于侧压。因此
我要求支护方式上应根据阶段性特征，采用有效措施，效果如下：

 

　　①

1983 年 10 月采煤二区在一号井 3S0 过断层，笔者采用强力支护，并将三台链板机

道穿入减压区内送巷。该百米巷道使用达两个半月之久，共采出原煤

17400 吨，安全生产状

况良好，强力支护法首获成功。

 

　　②

1984 年 11 月采三区在 S5 顺槽残采煤柱，先跟顶板打顺槽，两台链板机道采用

1.6×2.2m 料支护，由于无强力支护措施，开掘后二十天内支架折损率竟达 80%。笔者下令
整改并在第三台链板机道采用双抬栅支护法后，侧压、顶压均较稳定，一个月内折柱率仅
10%。 
　　二十年来的井下现场管理工作，笔者认识到：一是采准巷道的顶区上风巷与顺槽支护
出口均宜采用

1.8 米梁，2.2 米腿的大断面掘进，采用下底梁支护或下底梁加单抬棚支护或

下底梁双抬棚支护等强力支护方式。均可使上下风巷安全使用长度由

90 米加大到 150 米，

维持时间从

1 个月延长到 3 个月以上。二是跟顶掘进时，对巷道支架的支护重点应由对顶板

改为对底板的支护。三是根据新矿压理论及其在该矿的分布规律，跟底板进尺中可以将过空
顶区以搭木垛的主要方式改为棚上架栅过顶方式，可节约大量坑木。四是因为巷道交叉点是
应力集中区，故无论是顶区或底区的巷道开口或贯通点均宜以双抬棚或双对棚的强力支护。

 

　　

2、水采底区的地质构造与支护方式。该矿水力复采区由于旱采顶区已开采数年，顶板冒

落，裂隙带得以充实，地表水下渗，使再生顶板胶结好。但从开掘采准巷道到开枪回采，巷
道维护时间须达

3 个月之久。由于巷道独头掘进，回风困难，故温度高、湿度大，木支柱容

易腐烂。

 

　　笔者认为，水力采煤巷道支架受压变形，主要是松脱地压，故宜以防漏顶并加强支架
间的稳定性。可打中抬棚加厚背板支护，棚距应由

70 厘米改为 50 厘米为宜。若当巷道在煤

柱中掘进时，支架主要承受变形地压影响，其侧压大，底压较明显而顶压较小，所以可用
双抬棚支护法等维持巷道净高与净宽。

 

　　随着松木资源短缺，坑木的一再提价以及木支护方式一般不能满足地压严重的巷道之
有效支护

,如漳平煤矿等。笔者对石门与联络眼巷道采用了金属可缩性 U 型支架，对岩石运

输大巷巷道支护则采用光面爆破技术和锚杆支护工艺或超前锚杆控顶技术等，都在该矿广