三软煤层综采工作面切眼支护技术研究
大倾角三软煤层综采开切眼联合支护实践
山西 组二 煤层 。该 煤层层 位稳 定 ， 厚度 在 ０～２ ０ １ Ｔ Ｉ
之间， 平 均厚 ６ ． ５ ｎ ｌ ， 煤 层 倾 角在 ２ ５ 。～ ６ Ｏ 。 ， 属倾 斜 和急倾 斜 煤 层 ， 煤种为焦煤， 发热量在 ２ ３ ． ０ １～ ２ ７ ． ２ ０ ＭＪ ／ ｋ ｇ ， 质量稳定 ， 主要用于电力、 建材 、 化 工 等行 、 【 。
２ ０ １ ３年第 ５ 期
中州 煤 炭
第２ ０ ９期
大 倾 角 三 软 煤 层 综 采 开 切 眼 联 合 支 护 实 践
马 国栋 ， 毛 琦
（ 河 南 大 有 能 源 股份 有 限 公 司 义 络 公 司 ， 河南 宜阳 ４ ７ １ ６ ０ ０ ）
摘要： 义络公司工作面倾角较大 ， 煤 质松 软 ， 大 断面 切 眼掘 进 后 ， 如何有效控 制顶板 ， 为 综 采 安 装 提 供 合 适 条
基 于悬 吊作用 （ 图１ ） 和组合 梁作 用 （ 图２ ） 。① 当锚
杆深 入 到煤层 稳定 深 度 后 ， 将 煤 层破 坏 区域 与 稳定 煤层 相 连 ， 阻 止破 坏 区域 向巷 道移 动 ； 锚 杆 给破坏 区 煤层 提供 径 向和切 向约 束 ， 从 而 减小 煤 层 破 坏 区 的 扩容 、 松 动和 滑移 ， 增 大 其 承 载 能力 ； 破 坏 区 内煤层 的切 向承载能 力增 大 后 ， 会 增 加 岩层 与 煤 层 交 界 面
煤矿三软煤层支护技术——青海能源发展集团有限公司
煤矿三软煤层支护技术青海省能源发展集团有限公司鱼卡公司从2003年建矿初期就开始对三软煤层的支护问题进行了研究探索，到目前为止已取得了一定的成果，但仍存在支护投入高、支护工序复杂等问题，为此软岩支护的研究还需要在今后的工作中不断进行探索研究和改进。
一、三软煤层巷道变形破坏力学机理分析软岩地下工程失稳力学机理是地层压力效应，地层压力可分为松动压力、变形压力、膨胀压力等。
当地下工程支护不及时时，变形压力和膨胀压力会使围岩破坏转变为松动压力，引起围岩失稳。
1．松动压力松动压力是直接作用在地下工程支护上的作用力力，多作用在巷道的顶侧帮，形成原因是地下工程采动后，围岩应力重新分布，部分围岩或结构面失去强度，成为脱离母岩的分离块和松散体，在重力作用下，克服较小的阻力产生冒落和塌滑运动，其具有突发性和断续性。
2．变形压力在二次应力作用下，围岩局部进入塑性变形，塑性变形形成支护压力。
有支护时，支护刚度产生抗力，此抗力就是实际的变形压力。
支护越早支护体受到的压力越大，支护越晚支护体受到的压力越小。
3．膨胀压力在软岩掘进时，岩体遇水后发生不失去整体性的膨胀和移动，有支护时，膨胀变形对支护产生另一种形式的变形压力，这主要是岩体颗粒间存在相互连通的吸水性强的毛细通道，致使岩体发生膨胀，向地下工程内自由空间移动，对支护形成压力。
二、软岩支护基本理论1．轴变论和系统开挖理论巷道围岩破坏是由于应力超过岩体强度极限所致，坍塌是改变巷道轴比，导致应力重新分布。
开挖系统控制理论是开挖扰动了岩体平衡，这个不平衡具有自行组织功能。
2．联合支护理论对于软岩支护强调先柔后刚，先抗后让，柔让适度，稳定支护。
由此而衍伸发展起来的支护技术有锚网支护、锚喷支护、锚索支护、锚带支护、钢架支护等联合支护。
3．围岩松动圈理论在坚固岩层松动圈基本接近零，此时围岩塑性、弹性变形虽然存在，但不需支护。
软岩巷道松动圈较大、收敛变形大、支护困难。
因此，支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形。
深部“三软”特厚煤层、双倾斜大倾角、大断面综放工作面切眼支护方法
３ ．切眼支护密度的确定
１ ＋ ．９ ２ ＝ ３ ｋ ／ ２ ４ ３２ × ５ ｌ ７ Ｎ Ｉ ｎ
方法的实践和分析计算， 确定了 ８０ 工作 １ ４ 通过现场试验与数值模拟相结合的办 对煤炭自 燃发火的影响． 为矿井制定防灭火 ｍ ３ 技术措施提供了依据。
采放顶煤开采工艺，安装 Ｚ ６０－ ９ ８ 顺山挑棚加固， Ｆ ８０ １ ３ 型 ／ 主要承载顶压。 安装前， 切眼 ２ ｍ为支架运输通道 ．安装运输宽度为 ． ０ 综放支架， 支架长度 ７ ｍ， １ ５ ， ． 宽度 ． ｍ 前后 刷大为 ７ ｍ ２ ５ １ ６ ． ｘ． ｍ的断面， ５ ９ 增加三排顺山 １ ５ ． ｍ的支架使用。煤壁侧， ６ 两排单体间距 部安装 Ｓ Ｚ７４ ３ 型运输机．宽度分别 挑棚加固， Ｇ －６／ ０ ６ 同时在切眼中部每隔 １ｍ加设木 为 １ ｍ． ０ ． 安装运输宽度为 １ ｍ的前部运输 ８ ． ６
为 １ｍ １ｍ ． 、． 。要求开切眼断面大， ６ １ 同时加 垛， 增加支护强度。 因煤层松软， 切眼易出现 机使用。 依据安装设备的尺寸情况， 合理确
上切眼处有两条落差分别为 ２ ｍ和 ６ ｍ 片帮、 ． ０ ． ５ 漏顶现象， 切眼的两帮采用塘柴、 荆笆 定单体的棚距．最大限度地满足了设备安
力的作用。１＃ ２ 工字钢与 Ｄ ． ｍ单体支 Ｗ３ ５ １
切眼合理的支护密度：＝ＴＲ＝ ３／ 柱 、 ｎ Ｐ ／Ｔ１７ 木垛的联合使用， 既有较高的强度， 又
浆封闭和对钻场水仓老峒注浆封堵等措施， １００ ｍ ； ： ５－．ｔ 支柱的密度，９ｄｍ ；Ｔ 有一定的柔性特点， ９Ｗ Ｎ ０ ／／２ ： ． Ｃ ａ ． 起到了相互配合、 共同
法． 能够比较真实的反映出煤柱的破裂程度 度； ： ｈ 夹矸、 ： 直接顶厚度 ； Ｙ： 煤容重， ／ 到对顶板较好的主动支撑能力，又有一定 ８ ｋ Ｎ
深井、高地压、三软煤层切眼刷大支护技术
深井、高地压、三软煤层切眼刷大支护技术【摘要】根据锚杆支护参数计算、矿压观测数据分析，结合三软煤层顶、底板软，易片帮的巷道支护特点，树立强顶、固帮（支、护兼顾）理念，充分发挥锚杆、锚索耦合作用及单体支撑作用，确保切眼大断面刷大支护安全。
【关键词】深井高底压三软煤层；切眼；支护技术引言童亭煤矿7、8煤为“三软两高”煤层，82下7216、8212工作面切眼临近84采区边界F10断层，巷道埋深深（7216切眼-633～-675m；8212切眼-598～-630m），地压大，围岩破碎，地质构造复杂，两切眼实揭落差大于2.0m断层5条，巷道变形速率快，按照综采面安装要求切眼刷大后断面净宽7.0m、净高2.6m。
根据锚杆支护参数计算、矿压观测数据分析、吸取742、S1071、S1073等综采面切眼支护经验、教训，切眼导硐、刷大设计中，根据巷道顶、底板软，易片帮的巷道支护特点，树立强顶、固帮（支、护兼顾）理念，过断层破碎带及煤顶段，将破碎顶板挑掉，缩小锚杆、锚索排距，加强锚杆、锚索施工质量管理及单体初撑力监测，充分发挥锚杆、锚索耦合作用及单体支撑作用，确保切眼刷大支护安全。
下面以7216工作面为例介绍切眼刷大支护技术。
1概述童亭煤矿7216工作面，东与7214工作面相邻，南为7214（里）工作面，西至F10断层防水煤柱，北为设计的7218工作面。
煤质较软，平均煤厚2.0m，煤层倾角9～17°，直接顶岩性为泥岩，煤层结构复杂，因断层等因素，设计为里、外切眼（长度分别为90m、55m），巷道埋深为-633m～-675m。
2支护参数选取外切眼导硐断面设计宽2.8m，高2.6m，因巷道放置时间长及受压变形等因素，现两帮内移、底鼓，断面净宽1.6m、净高1.5m；里切眼导硐断面设计宽3.4m，高2.6m，巷道除底鼓变形量较大外，基本无变形。
根据支架参数，切眼刷大后断面为：净宽7.0m、净高2.6m。
针对里、外切眼断面变形不同情况，根据矿压观测数据、锚杆支护技术参数计算，将外切眼分为二次刷大；里切眼一次刷大。
三软倾斜厚煤层放顶煤工作面切眼支护技术
869 m， 倾斜长约 158 m。切眼沿二1 煤层顶板掘进， 二1 煤 层 赋 存 于 山 西 组 中 下 部 ， 上距砂锅窑砂岩 （ Ss） 48. 13 ～ 57. 14 m， 距二3 煤层 4. 0 ～ 11. 6 m， 太 L 23. 0 ～ 27. 0 m ， 25. 0 m 。 原组 9 石灰岩厚 平均厚 二1 煤层倾向 214° ， 倾角 23° ～ 27° ， 平均 25° ， 属简单 煤层结构， 在切眼附近含夹矸， 夹矸厚 0. 4 ～ 1. 0 m， 煤厚 4. 2 ～ 9. 3 m， 平均厚 6. 2 m。 根据锚索钻机探 测， 二1 煤上 4 ～ 17 m 赋存二3 煤， 平均煤厚 1. 5 m。 二1 煤瓦斯含量小于 4 mL / g， 坚固性系数 f = 0. 15 ，
RQD 直接顶板以砂质泥岩、 粉砂岩为主， 厚 2 ～ 3 m， 值在 0 ～ 85. 2% ； 泥岩顶板次之， 厚 1 ～ 3 m； 基本顶 中粒大占砂岩为主， 厚 8. 0 ～ 12. 3 m， 一般 以细粒、 6 m ， 34. 7 ～ 58. 0 MPa 。 以上 抗压强度 直接底板 在 主要为泥岩、 细粒砂岩或中粒砂岩， 厚 23. 0 ～ 27. 0 m， 一般 25. 0 m 左右， 岩石致密， 抗拉强度 0. 67 ～ 2. 80 MPa。切眼附近无地质构造。放顶煤支架确定 切眼断面为矩形， 净宽 7. 2 m， 为 ZF6000 /18 /28 型， 2 净高 2. 8 m， 掘进净断面积 20. 16 m 。
收稿日期： 2012 － 07 － 22 2007 年 作者简介： 王二飞（ 1983 —） ， 男， 河南永城人， 助理工程师， 毕业于华北科技学院， 现从事煤矿技术管理工作 。
， 对于不稳定岩层， 可根据地质
关于“三软”煤层掘进锚喷支护措施的探讨
关于“三软”煤层掘进锚喷支护措施的探讨摘要：“三软”煤层条件下，顶板安全是制约掘进的主要因素。
郑州矿区所采煤层是典型豫西“三软”煤层，告成煤矿属于豫西强变形“三软”煤层，煤层呈粉末状，疏松易碎。
我矿通过优化生产组织和加强施工质量管理，提高锚喷支护水平和掘进水平，进一步提高支护系统的支护质量，以有效控制掉顶、片帮等事故的发生，实现了快速掘进，确保了安全生产。
关键词：“三软”煤层掘进锚喷支护安全管理“三软”煤层指煤矿开采中遇到的软的顶板岩层、软的主采煤层和软的煤层底板岩层，一般情况下，具有三软特征的煤矿煤层和顶底板均为软弱岩层。
煤层裂隙发育，构造复杂。
“三软”煤层容易导致支护系统抵抗弹性变形的能力降低，当支护系统周围煤层的压力达到支护系统的强度极限时，将导致顶板弯曲下沉，造成煤层上覆顶板破碎，使掘进、回采及顶板管理的难度进一步加大。
如果遇到复合顶板，因为复合顶板易与上部岩层发生离层，所以复合顶板易发生大面积的推垮型冒顶，给快速掘进、安全生产造成较大的威胁。
在“三软”煤层中采用综采、综掘工艺是一个比较难的课题，但是在“三软”煤层中使用综采工艺也可以达到快速掘进，关键在于措施得力，现场执行到位。
一、问题及分析（一）生产组织方面“三软”煤层揭露后极易风化，造成喷浆前巷道的煤壁风化脱落，使部分锚杆失效，导致片帮、掉顶，影响支护效果，甚至可能发生冒顶事故。
（二）施工质量管理方面在煤矿生产施工过程中由于生产施工不到位，造成质量原因导致支护体受到扰动、破坏，影响安全的因素如下：1.在掘进施工过程中没有严格按照设计图纸施工，炮眼位置不规范，周边眼没有紧贴岩面且没有垂直于掘进面，巷道成形比较差，超挖、欠挖严重，导致煤壁应力集中使巷道变形、破坏。
2.在掘进施工过程中打设锚杆时，由于煤岩松软和部分巷道高度的制约，且掘进后敲帮问顶时没有除尽悬岩、危矸，产生较大的裂隙，使部分顶部锚杆打设质量差，支护系统的初撑力不足，使围岩脱落，导致煤壁应力集中，锚杆失效，从而巷道变形、破坏。
三软煤层大跨度综采工作面切眼支护技术
性 能 ， 强 围岩整 体性 和支 护体强 度 ， 高 围岩 自身 增 提 承载能力 ； 杆 、 索 的作 用力 互 相 叠 加 ， 胶 结 围 锚 锚 与
岩组成新 的“ 承载层 ” 充 分 发挥 围岩 自身 的承 载 能 ，
了单产 水平 ， 进 了“ 高 ” 井建 设 ， 济 效 益 和 社 会 效 益 显 著 。 促 双 矿 经
关键词 ： 软煤层 ； 三 大跨 度 综采 工 作 面 ； 护 支
中 图分 类号 ： Ｄ ５ Ｔ ３５ 文 献标 识 码 ： Ｂ 文章 编 号 ：０ ３— ５ ６ ２ １ ） １— ０ ８— ３ １０ ０ ０ （ ０ １ １ ０５ ０
次施 工 ， 先掘 单 切 眼 ， 扩 双 切 眼 。顶 板 采 用 Ｍ Ｇ 再 Ｚ
型液 压锚 杆钻机 ２ ｍ 钻头 和 ２ ｍ 六方 中空 ７ｍ ４ｍ 钻杆 打顶 锚杆孑 和锚 索孔 ， Ｌ 搅拌 树脂 药卷 ， 安设顶 板
切眼， 棚距 ０ ６ ｍ。为 降 低 巷 道 支 护材 料 费 和 维 修 ．
力， 使锚 杆 、 索 支 护 的主 动性 、 时性 、 让性 、 锚 及 可 互 补 性得 到充分 发挥 ， 大提高 支护效 果 。 大
护顶板 ， 防止顶 板悬露 时 间过长 ， 使顶板 发 生变形离 层 。④ 小循 环掘 进 ， 临时支 护及 时到位 ， 由于 己三采
区煤层 为典 型三 软 煤 层 ， 板 围岩 层 理 、 理 、 隙 顶 节 裂 发育 ， 风 化掉 落 。 因此 ， 工 时 ， 环 进度 控 制在 易 施 循
产被动 ， 无法 满 足巷道 正常 安全使 用 。
为彻底 解决 制约矿 井 三软煤 层大跨 度综 采工作
浅谈“三软”煤层回采巷道支护技术
浅谈“三软”煤层回采巷道支护技术在采煤工作面回采过程中回采巷道占据着重要的位置，在煤软、顶板软和底板软且受上覆煤层采动破坏和影响的煤层中，回采巷道的支护形式决定了其服务年限，选择合理的支护方式对保证回采工作面安全标准化生产、减少巷道维护成本至关重要。
标签：三软煤层；巷道支护；松帮卸压引言三软煤层选择合理的巷道支护方式对保证巷道支护质量具有十分重要的意义，如果支护方式好支护参數选择不合理，就会增加支护维修成本，不仅影响掘进进度而且影响支护质量。
三软煤层巷道围岩属于差异性较大的非均质层状赋存，表现为围岩难以形成承载结构、强烈的两帮移近量、片帮和围岩不均匀整体下沉。
因此合理的支护设计在保证安全生产的前提下可以有效降低支护成本、提高掘进速度。
三软煤层开采目前在豫西存在单产不高，开采困难的现象，主要是由于三软煤层底板较软，支柱钻底量大，支柱的初撑力下降较快。
采用合理的支护方式，可以降低成本，提高掘进速度，减少巷道维修成本。
一、回采巷道变形破坏特性1.1 回采巷道围岩概况1701采煤工作面位于某矿的17采区，平均采深600m，二1煤层平均厚度为4.06m，煤层倾角16°，硬度系数?=0.15，容重1.45t/m?，黑色、深黑色，粉末状产出，煤质松软，厚度变化大。
二1煤层直接顶为泥岩、炭质泥岩及砂质泥岩，深灰色，层面含碳质及点状云母片，含黄铁矿结核，泥质胶结，平均厚度约1.63m，其抗压强度15.7 MPa，抗拉强度0.7 MPa，属于易冒落软弱岩层。
二1煤层老顶为中细粒砂岩，灰白色，以长石石英为主，局部夹黑色碳质及砂质泥岩条带，硅质胶结，厚度约4.76m，层位稳定，其抗压强度20.1 MPa，抗拉强度3.7 MPa，属于中硬较稳定型。
二1煤层直接底板为泥岩及砂质泥岩，上部灰黑色碳质泥岩，层面含炭质煤屑及大量植物叶片化石，下部浅灰色砂质泥岩，含白云母碎片及大量植物根部化石，厚度约2.91m，其抗压强度21.8MPa，抗拉强度7.4MPa，属于中硬较稳定型。
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。
三软煤层综采工作面切眼支护技术研究
发表时间：2017-11-23T11:33:21.973Z 来源：《防护工程》2017年第18期作者：朱辉[导读] E3211外段工作面位于钱营孜煤矿东一采区南翼。
安徽恒源煤电股份有限公司钱营孜煤矿安徽宿州 234116 摘要：针对E3211外段工作面切眼“三软”煤层条件下掘进易冒顶片帮的难题，采用“临时支护+永久支护”联合支护技术，该支护技术的有效实施，对巷道围岩压力进行有效的控制,满足了综放工作面的安装需求。
关键词：三软煤层；切眼支护；综采工作面；联合支护
1.工程概况
E3211外段工作面位于钱营孜煤矿东一采区南翼。
为满足E3211外段工作面回采时通风、行人、运输、设备摆放及管线铺设等需要，E3211外段进行贯通成切眼，切眼设计长度205.2m（平距）。
E3211外段工作面内煤厚在1.35～3.7m之间，平均煤厚2.44m，煤厚变异系数γ=20%，属中厚煤层。
煤层结构较复杂，夹矸以泥岩和炭质泥岩为主，少数为含炭泥岩。
顶底板岩性以泥岩为主，次为粉砂岩和细砂岩，因此E3211外段工作面属于三软煤层工作面。
切眼掘进过程中易发生片帮冒顶事故，为了保证施工安全，矿方制定切眼支护设计方案。
2.切眼支护设计
为了保证切眼掘进施工质量，采用临时支护+永久支护进行支护，保证掘进工作安全高效的进行。
2.1临时支护工艺
（1）顶板临时支护
锚网梁支护期间，使用ZLJ-10型机载临时支护，选用一梁两柱作为备用临时支护。
机载临时支护最前端距工作面距离不大于0.6m，正规循环进尺1.6m，最大空顶距2.1m。
顶板临时支护流程：掘进机退后至安全地点—落下截割头，按下截割闭锁—找净顶帮活矸危岩—机载临时支护供压，打开临时支护—顶梁架上的磁铁将钢带牢固吸实，升主架—对临时支护未覆盖区域顶板进行永久支护—支护临时支护框架覆盖区顶板。
（2）帮部临时支护
同一排顶板支护完成后，帮部刷挖或支护前，先挂帮部金属网，离底板距离不超过1.5m，上端连接在顶板金属网或肩窝锚杆上，下部连接在后一排帮部网上，挂好网后，方可进行帮部刷挖、支护等其他工作。
（3）端面临时支护
1）巷道上山掘进超过12°、迎头断面必须采取全断面防片帮措施。
平巷或不超过12°上山的掘进巷道高度超过2.6m、迎头端面距巷道底板1.5m以上必须采取防片帮措施。
2）防护网的材料及规格
防护网采用直径不小于7mm的聚酯纤维网，网格规格100×100mm。
若迎头防护网损坏不能正常使用时可以采用菱形金属编织网或高强度塑编网替代使用；防护网的形状及长、宽度视巷道形状、断面而定，总体要求是迎头防护网下部应到巷道底板处。
3）防护网的使用要求
巷道上山掘进不超过12°上山巷道高度超过2.6m时：
①上部选用直径6mm圆钢加工好的小型“S”钩，把防护网与顶部的金属网连接，间距500-800mm。
下部固定点不少于3处，间距1600mm，距底板不大于1500mm。
在永久支护的情况下，首先吊挂上部吊钩固定点，然后固定两帮；
②防护网两帮采用霸王桩固定，霸王桩长度不低于0.6m，以楔实为准；
③防护网与霸王桩的连接采用不低于14#双股铁丝，连接必须紧密、可靠；
④防护网要紧贴迎头岩（煤）面，每次使用时，要求防护网完好，严禁使用连续破损超过三个以上网格（菱形方格100×100mm）的防护网。
2.2 永久支护工艺
E3211外段切眼采用锚网梁索联合支护。
依据支护设计，导硐断面为宽×高＝4.5m×3m，顶部锚杆6根，锚杆间排距为800mm×800mm，矩形布置；帮部锚杆4根，间排距800×800mm。
锚索间排距1600mm×1600mm,沿巷中布置，一排两根打在两根锚杆之间。
切眼刷大断面规格：宽×高＝2.8m×3m，顶部锚杆4根，锚杆间排距：800mm×800mm，矩形布置；帮部锚杆4根，间排距800×800mm。
锚索间排距1600mm×1600mm。
其他具体材料规格如下：顶部锚杆采用φ22mm×2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆；老塘侧帮部采用φ20mm×2000mm右旋全螺纹锚杆，刷大侧帮部锚杆采用φ20mm×2000mm玻璃钢锚杆；锚杆托盘规格为B×L×H＝150mm×150mm×10mm；巷道顶部及老塘侧帮部采用菱型金属网，刷大侧帮部采用高强塑料网；锚固剂采用MSZ2370型树脂锚固剂；帮部采用KTM4型钢带，顶部采用KTM4型钢带；锚索为φ17.8mm×6.2m钢绞线；锚索托盘为正方形碟形托盘，规格为：B×H×L=250mm×250mm×14mm。
3.锚网梁索支护施工工艺
（1）打锚杆眼：打眼采用用规格为Φ28mm钻头，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过±100mm，眼向误差0～15°。
锚杆眼深度必须与锚杆长度相匹配。
打顶板眼时必须在临时支护的掩护下操作。
打眼的顺序：必须按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
（2）安装顶板锚杆：挂好网，上好钢带梁，锚杆穿过托盘孔内，用锚杆顶住树脂锚固剂穿过钢带梁眼孔和网片，送至眼底，用专用转换套筒将锚杆螺母与锚杆机连接，开动锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌25～30s，并顶推91～180s方可拧紧螺帽。
（3）安装帮部锚杆：先打最上部一根锚杆眼，安装上部锚杆，老塘侧铺好网片及钢带后，然后依次从上到下施工其它锚杆。
即帮连接好网片后，铺设钢带（塑编网），树脂锚固剂穿过钢带梁（塑编网）眼孔及网片，用锚杆顶住送至眼底，用专用转换套筒将锚杆与风煤钻连接，开动风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌25～30s，并顶推91～180s方可安装托盘和螺母。
8min之后，用专用扳手对锚杆进行紧固。
（4）打锚索眼：锚索眼的位置要准确，眼位误差不得超过±100mm，眼向误差不得大于±2°。
锚索眼深度必须与锚索长度相匹配，锚索孔深度允许偏差-100～0mm，打锚索眼时用规格为Φ28mm钻头，1.2m钎子续接进行打眼。
（5）安装锚索：安装前，先把2卷MSZ2370树脂锚固剂依次放入眼内，用锚索顶住药卷，将药卷送至眼底，安装托盘、锁具，用转换套固定钢绞线并与锚杆机连接，边搅拌边推进，直至推至孔底，搅拌时间为25～30s，并顶推91～180s将锚杆机落下，卸下锚索上的转换套，锚索孔内的树脂药卷锚固需养护15分钟，用锚索张拉机具紧固，保证锚索预应力不小于100KN不大于120KN，并确保托盘压紧并紧贴岩面。
4.结论
（1）为满足E3211外段工作面回采时通风、行人、运输、设备摆放及管线铺设等需要，E3211外段进行贯通成切眼；（2）E3211外段工作面属于三软煤层工作面，切眼掘进过程中易发生片帮冒顶事故；
（3）“临时支护+永久支护”联合支护技术的有效实施，对巷道围岩压力进行有效的控制,满足了综放工作面的安装需求。