3.1.1 永久支护 

　　采用

11#矿用工字钢半圆拱形支架支护，规格：净宽 3900mm，净高 3550mm，钢支架

分为三段，用

8 根螺栓连接，棚间距为 800mm，两棚间用 3 根 φ16 螺纹钢拉杆连接；网使

用

φ6.5mm×1850×1050 mm 平焊金属网，网格为 100×100mm。网压茬 100mm，采用 14#铁丝

绑扎，间距

200mm；顶帮用背板背实，背板规格：φ150×800mm、φ150×1000mm。 

　　

3.1.2 超前支护 

　　采用

φ32×2000mm 管缝锚杆，仰角+20°～+30°施工，间距 200mm，前后排错开排列。 

　　

3.1.3 临时支护 

　　在迎头的三架棚上，使用

18kg/m 的轨道三根（每根长度不低于 3.6m）作前探梁进行

临时支护，每根轨道用

3 条七环链固定在棚梁上，前探梁与顶板之间用背板接实背严。 

　　

3.2 施工方法 

　　

1、与 9 煤揭法距≤2.5m 时，巷道支护由锚网喷变更为架棚支护，棚间距为 500mm，循

环进尺≯

800mm，实行“炮前先探后掘”的原则，防止误揭煤层。 

　　

2、与 9 煤揭法距≤1m 时，增加超前支护措施，超前支护采用 φ32×2000mm 管缝锚杆，

间距

200mm。每次施工炮眼前，先施工超前管缝锚杆，将其打入迎头上方顶板煤（岩）层

内，末端与迎头拱形钢梁一齐，然后用

10#铁丝把管缝锚杆两两相连，并与正迎头拱形钢

梁绑扎结实，整体稳固，使其起到约束掘进进尺范围内拱顶部上方的煤岩，有效地约束围
岩在爆破后的一定时间内不发生松弛坍塌。

 

　　

3、采取“边探边掘、浅掘浅进”的方法施工至揭法距为 0.5m 处停头，准备爆破一次性揭

开煤层。此次揭煤爆破装药量不能超过正常浅掘浅进装药量的两倍，揭开面积要求达到

1.0

～

2.0m2，只要便于施工过煤门预测钻孔即可。 

　　

4、过煤施工期间，采取多打眼、少装药、放小炮的施工方法，炮眼深度以 1m 为宜，循

环进尺

800mmm，周边眼距 300mm，采取隔眼装药，顶部周边眼不装药的措施，炮后用手

镐找成形，尽量减小爆破对周边煤层的破坏。每架一棚即喷浆封闭，以缩短围岩暴露时间，
防止围岩（煤层）脱落。

 

　　

3.3 技术要求 

　　

3.3.1 超前支护 

　　

1、超前管缝锚杆与巷道顶板夹角为+20°～+30°，顶板稳定不稳定取小值，稳定取大值。

 

　　

2、超前管缝锚杆横向布置宽度为巷道宽度的 1/2～2/3 左右，根据顶板完整程度适当增

减其布置范围，最外侧超前管缝锚杆向外偏角

15°。 

　　

3、横向间距为 200mm，前后排错开排列，排距根据超前支护锚杆的长度、循环进尺、顶

板的稳定性等因素综合考虑确定。

 

　　

3.3.2 11#矿用工字钢钢支架支护 

　　

1、迎山角为 3～5°，严禁棚子退山，其误差≯1°。 

　　

2、架棚架设垂直于巷道中线，其吊斜误差≯80mm。 

　　

3、巷道基础深度与设计值偏差≤10%。 

　　

4、架棚间距符合设计要求（揭法距 2.5m～0 期间棚距为 500mm，过煤期间棚距为

800mm），其误差≯50mm。 
　　

4、结束语 

　　通过区域消突措施钻孔预抽，煤尘的瓦斯含量及瓦斯压力降低，煤层的坚固性系数增
加，块状率有效变大，突出危险性明显降低，给管缝锚杆超前护顶提供了围岩稳固性增强
的作用。另外，棚间距的变换、边探边掘小炮推进和逐棚喷浆等措施有效的防止了大夹角揭