一种煤层破碎带回撤通道施工工艺及加强支护确定方法与流程

：
1.本发明涉及煤炭开采技术领域，具体涉及一种煤层破碎带回撤通道施工工艺及加强支护确定方法。


背景技术：

2.煤矿开采的技术和方法对于煤矿生产设备能力的发挥生产成本和经济效益都有非常重要的作用，但由于大多数煤矿都埋藏在地下，因此必须采用井下开采方式，井下开采指的是煤炭开采中与露天开采相对应的一种开采方式，与露天开采相比，井下开采技术的难度要高得多。
3.现在的煤矿开采的技术和方法往往还不能达到预期的开采效果，缺乏智能的控制调节过程，造成开采效率低的结果，根据末采实际揭露显示，工作面煤壁破碎严重，压力较大。采用采煤机割煤，施工回撤通道时顶帮不能及时支护，顶板压力增大，煤壁片帮加重，导致回撤通道施工困难。


技术实现要素：

4.本发明的目的在于提供一种煤层破碎带回撤通道施工工艺及加强支护确定方法。
5.本发明由如下技术方案实施：
6.一种煤层破碎带回撤通道加强支护确定方法，包括，
7.步骤1，π钢梁定位，π钢梁一头插入液压支架顶梁里，另一头在煤壁侧，且煤壁侧、π钢梁的下端打设单体液压支柱；
8.步骤2，检测定位组件连接，单体液压支柱顶部上连接检测定位组件，检测定位组件顶部可摆动设置，检测定位组件传输数据控制系统；
9.步骤3，可拆卸连接机构运行，控制系统控制启动单体液压支柱顶部固定设置的可拆卸连接机构；
10.步骤4，定位组件更换，根据检测定位组件传输数据合理更换相应的定位组件；
11.步骤5，π钢梁驱动件启动，控制系统分别控制启动单体液压支柱驱动液压缸和液压支架的驱动液压缸，定位组件作用于π钢梁底面，π型钢梁接通道顶严实。
12.优选的，所述步骤2、步骤4中，检测定位组件和定位组件采用同种组件，分别包括摆动件、定位件和连接件，所述连接件顶部可摆动连接有摆动件，所述摆动件顶部固定连接有定位件，所述定位件可贴合插入到π钢梁底面定位凹槽内，所述摆动件包括摆动罩和弹性机构，所述连接件顶面上固定连接有弹性机构，弹性机构外侧套有限位机构，限位机构固定在连接件顶面上，所述弹性机构顶面与摆动板固定连接，所述摆动罩罩在连接件上，所述摆动罩顶面上固定有定位件，所述摆动罩内侧面与连接件之间固定设有橡胶块，所述限位机构包括限位件和位移传感器，所述限位件顶部固定设有位移传感器，所述位移传感器与控制系统传输控制连接。
13.优选的，所述步骤1中，π钢梁插入液压支架顶梁里550mm-650mm，单体液压支柱打
设在距煤壁侧450mm-550mm处，液压支架和单体液压支柱的驱动液压缸分别与控制系统控制电性连接；
14.所述步骤3中，可拆卸连接机构包括连接槽，连接槽内固定有吸附连接机构，吸附连接机构可通过控制系统控制启动和关闭，使得连接件既可以插入到连接槽内进行定位连接，也可以实现连接件与连接槽拆卸脱离。
15.优选的，所述弹性机构的数量为n0，所述控制系统内设有位移传感器检测到与弹性机构顶部之间的距离矩阵为h0，每个弹性机构产生的作用力为f0，弹性机构受到的作用力为fn0,n个弹性机构的产生的作用力(f f f
……
f)n，因为定位件贴合插入到π钢梁底面定位凹槽内，弹性机构产生弯折压缩，设定f＝kx(x为弹性机构的压缩量)，弹性机构的最大压缩量为x，故弹性机构产生的最大作用力f0max＝kx，位移传感器与摆动罩内顶面之间的初始距离h，位移传感器检测到与弹性机构顶部之间的最小距离为h-x；
16.当n0＝1，为检测定位组件的使用，位移传感器检测到与弹性机构顶部之间的距离h0，设定h0(h1、h2、h3；h-x《h1《h2《h3《h)，设定n0(n1、n2、n3；n1《n2《n3)，设定f0(f1、f2、f3)，设定fn0(fn1、fn2、fn2)；
17.当位移传感器检测到与弹性机构顶部之间的距离为h1，弹性机构的压缩量h-h1，弹性机构产生的作用力f1＝k(h-h1)，n个弹性机构的产生的作用力(f1 f1 f1
……
f1)n，相对的弹性机构受到的作用力fn1，不考虑其他因素，根据力的分解，可以把弹性机构受到的作用力fn1分解到n3个弹性机构上，更换采用n3个弹性机构的定位组件；
18.当位移传感器检测到与弹性机构顶部之间的距离为h2，弹性机构的压缩量h-h2，弹性机构产生的作用力f2＝k(h-h2)，与f1＝k(h-h1)相比减小，n个弹性机构的产生的作用力(f2 f2 f2
……
f2)n减小，相对的弹性机构受到的作用力fn2减小，不考虑其他因素，根据力的分解，可以把弹性机构受到的作用力fn2分解到n2个弹性机构上，更换采用n2个弹性机构的定位组件；
19.当位移传感器检测到与弹性机构顶部之间的距离为h3，弹性机构的压缩量h-h3，弹性机构产生的作用力f3＝k(h-h3)，与f1＝k(h-h2)相比减小，n个弹性机构的产生的作用力(f3 f3 f3
……
f3)n减小，相对的弹性机构受到的作用力fn3减小，不考虑其他因素，根据力的分解，可以把弹性机构受到的作用力fn3分解到n1个弹性机构上，更换采用n1个弹性机构的定位组件。
20.一种煤层破碎带回撤通道施工工艺，包括，
21.步骤一，停采拆机，采煤机割煤工作面回采至末采位置时，人工铺网、上绳，上绳完成后，支架定位停止前移，拆除主运顺槽皮带机、转载机、超前支架、端头架、工作面后部刮板输送机及采煤机，重新安装输送装置；
22.步骤二，顺槽端头加强支护，在两顺槽端头处、超前20米段打设加强支护；
23.步骤三，进刀割煤出煤，将迎头的煤层切割破碎，并将切割破碎的煤运输出；
24.步骤四，空顶区临时支护，退机组停机，油缸升起顶架梁支护顶板，将切割破碎的空顶区域进行临时支护；
25.步骤五，永久支护，将完成空顶区域临时支护的通道部分进行永久支护；
26.步骤六，加强支护，在永久支护上加装打设加强支护；
27.步骤七，支架前移，将完成永久支护的通道部分的临时支护支架前移，在前方通道
部分空顶区域再做临时支护；
28.步骤八，设备倒运，当通道贯通后，将设备倒运回撤出通道。
29.优选的，所述步骤三中，配置有综掘机、可弯曲胶带输送机，所述综掘机与控制系统相连，所述可弯曲胶带输送机与所述综掘机连接，用以将综掘机截割的煤运出通道，综掘机前端机载式超前支护上设置有压力检测板，所述可弯曲胶带输送机与所述综掘机相连，所述压力检测板可随着综掘机推进运行而进行运动，且压力检测板与通道顶部接触；
30.所述控制系统内部设有所述综掘机的初始推进速度矩阵和综掘机的切割头初始伸缩行程矩阵，控制系统还设有标准压力矩阵，控制系统将通道顶部压力与标准压力矩阵对比，选择所述综掘机的初始推进速度和综掘机的切割头初始伸缩行程；
31.当综掘机工作时，所述控制系统内部设有第一标准压力值与第二标准压力值，所述压力检测板实时检测掘进后通道顶部的压力，控制系统将实时压力与第一标准压力值和第二标准压力值对比，通过对比结果实时调节综掘机的推进速度和切割头伸缩行程。
32.优选的，所述步骤三中，所述控制系统内部设有所述综掘机的初始推进速度矩阵v0，综掘机的切割头初始伸缩行程矩阵h0，控制系统还设有标准压力矩阵f0；
33.所述初始推进速度矩阵v0，设定v0(v1，v2，v3)，其中，v1表示预设第一初始推进速度，v2表示预设第二初始推进速度，v3表示预设第三初始推进速度，v1＜v2＜v3；
34.所述切割头初始伸缩行程矩阵h0(h0《550mm)，设定h0(h1，h2，h3)，其中，h1表示预设第一切割头初始伸缩行程，h2表示预设第二切割头初始伸缩行程，h3表示预设第三切割头初始伸缩行程，h1＜h2＜h3；
35.所述标准压力矩阵p0，设定p0(p1，p2)，其中p1表示预设第一标准压力值，p2表示预设第二标准压力值，p1＜p2；
36.所述综掘机前端机载式超前支护上设置有压力检测板，压力检测板检测通道顶部压力值p，控制系统将检测到顶部压力值p与标准压力矩阵p0对比，
37.当p＜p1时，所述控制系统选择所述综掘机的初始推进速度为v3、初始截割转速为h3；
38.当p1≤p＜p2时，所述控制系统选择所述综掘机的初始推进速度为v2、初始截割转速为h2；
39.当p2≤p时，所述控制系统选择所述综掘机的初始推进速度为v1、初始截割转速为h1。
40.优选的，所述步骤四中，采用综掘机机载式超前支护，机载式超前支护由护板部分、支撑臂部分、翻转部分、液压部分组成，机载式超前支护安装在综掘机载割部上方，操作系统为液压控制，利用综掘机组的升降油缸的前后销轴固定，由综掘机的泵站供给压力油。
41.优选的，所述步骤五中，配置有气动锚杆钻机、风煤钻、锚杆、锚索，当完成步骤四中的空顶区临时支护，由工作人员通过气动锚杆钻机、风煤钻、锚杆、锚索完成对通道的永久支护。
42.优选的，所述步骤六中，配置液压支架、单体液压支柱、检测定位组件、定位组件，当完成步骤五的永久支护后，使用液压支架、单体液压支柱、检测定位组件、定位组件，利用加强支护确定方法，完成加强支护。
43.本发明的优点：
44.通过检测定位组件和定位组件，能够克服传统单体液压支柱的顶端不能随π钢梁倾斜而导致的单体液压支柱受力不均的缺陷，单体液压支柱不易损坏，支护稳定、可靠，支护效果更好；
45.当工作面压力大、破碎严重时，采用综掘机循环向前截割的方式，每次截割后新暴露的顶板面积较小便于及时支护，保证了通道成型，施工速度快，大大降低了施工成本，提高了回撤效率。根据通道地质情况，优化支护工艺，科学合理计算支护参数，大大提高支护质量。同时，采用综掘机施工回撤通道改变了工作面超前压力对破碎顶板的影响，改变了新暴露顶板的受力状态，防止了破碎顶板向煤壁延伸，有效控制受采动影响后的顶板控制。保障煤矿安全生产，提升煤矿的经济效益。
附图说明：
46.为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
47.图1为本发明所述回撤通道施工工艺结构示意图；
48.图2为本发明所述回撤通道施工截面结构示意图；
49.图3为本发明所述回撤通道施工侧视结构示意图；
50.图4为本发明所述加强支护确定方法结构示意图；
51.图5为本发明所述图4的局部结构剖视结构示意图图；
52.图6为本发明所述图5的局部结构工作结构示意图；
53.图7为本发明所述加强支护确定方法的弹性机构布置结构示意图；
54.图8为采煤机施工回撤通道结构示意图。
55.图中：综掘机(1)、单体液压支柱(2)、机载式超前支护(3)、压力检测板(4)、摆动罩(5)、弹性机构(6)、限位机构(7)、连接件(8)、定位件(9)、定位凹槽(10)、吸附连接机构(11)。
具体实施方式：
56.下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
57.如图1-7所示，本发明提供以下技术方案：
58.一种煤层破碎带回撤通道加强支护确定方法，包括，
59.步骤1，π钢梁定位，π钢梁一头插入液压支架顶梁里，另一头在煤壁侧，且煤壁侧、π钢梁的下端打设单体液压支柱2；
60.步骤2，检测定位组件连接，单体液压支柱2顶部上连接检测定位组件，检测定位组件顶部可摆动设置，检测定位组件传输数据控制系统；
61.步骤3，可拆卸连接机构运行，控制系统控制启动单体液压支柱2顶部固定设置的
可拆卸连接机构；
62.步骤4，定位组件更换，根据检测定位组件传输数据合理更换相应的定位组件；
63.步骤5，π钢梁驱动件启动，控制系统分别控制启动单体液压支柱2驱动液压缸和液压支架的驱动液压缸，定位组件作用于π钢梁底面，π型钢梁接通道顶严实。
64.步骤2、步骤4中，检测定位组件和定位组件采用同种组件，分别包括摆动件、定位件9和连接件8，连接件8顶部可摆动连接有摆动件，摆动件顶部固定连接有定位件9，定位件9可贴合插入到π钢梁底面定位凹槽10内，摆动件包括摆动罩5和弹性机构6，连接件8顶面上固定连接有弹性机构6，弹性机构6外侧套有限位机构7，限位机构7固定在连接件8顶面上，弹性机构6顶面与摆动板固定连接，摆动罩5罩在连接件8上，摆动罩5顶面上固定有定位件9，摆动罩5内侧面与连接件8之间固定设有橡胶块，限位机构7包括限位件和位移传感器，限位件顶部固定设有位移传感器，位移传感器与控制系统传输控制连接；
65.利用检测定位组件进行检测π钢梁的倾斜角度，位移传感器可以传递弹性机构6受力压缩量，从而确定出此时π钢梁对于检测定位组件作用力，方便进行选择采用不同的定位组件，既可以实现单体液压支柱2支撑作用，又可以最大减少弹性机构6损坏概率。
66.步骤1中，π钢梁插入液压支架顶梁里550mm-650mm，单体液压支柱2打设在距煤壁侧450mm-550mm处，液压支架和单体液压支柱2的驱动液压缸分别与控制系统控制电性连接；
67.步骤3中，可拆卸连接机构包括连接槽，连接槽内固定有吸附连接机构11，吸附连接机构11可通过控制系统控制启动和关闭，使得连接件8既可以插入到连接槽内进行定位连接，也可以实现连接件8与连接槽拆卸脱离；
68.如图4、图5所示，连接件8采用梅花块，连接槽采用梅花槽，这样连接件8直接贴合插入到梅花槽内，实现对检测定位组件和定位组件定位安装，同时吸附连接机构11可以采用电磁吸收机构，直接把电磁铁设置在连接槽内，利用磁吸效果，可以把连接件8吸附住，从而方便检测定位组件和定位组件拆卸和安装；
69.连接件8的结构形式可以根据实际使用需求而设定，只要能够实现连接件8与梅花槽之间的可插拔安装即可；
70.吸附连接机构11可以采用其他电控机构，只要能够实现控制系统能控制吸附连接机构11吸附固定住连接件8即可，同时可以安装到梅花槽内。
71.弹性机构6的数量为n0，控制系统内设有位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的距离矩阵为h0，每个弹性机构6产生的作用力为f0，弹性机构6受到的作用力为fn0,n个弹性机构6的产生的作用力(f f f
……
f)n，因为定位件9贴合插入到π钢梁底面定位凹槽10内，弹性机构6产生弯折压缩，设定f＝kx(x为弹性机构6的压缩量)，弹性机构6的最大压缩量为x，故弹性机构6产生的最大作用力f0max＝kx，位移传感器与摆动罩5内顶面之间的初始距离h，位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的最小距离为h-x；
72.当n0＝1，为检测定位组件的使用，位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的距离h0，设定h0(h1、h2、h3；h-x《h1《h2《h3《h)，设定n0(n1、n2、n3；n1《n2《n3)，设定f0(f1、f2、f3)，设定fn0(fn1、fn2、fn2)；
73.单体液压支柱2启动，检测定位组件因为弹性机构6的作用，摆动件摆动，使得定位件9可以直接插入到π钢梁底面定位凹槽10内，从而实现面接触，同时弹性机构6弯折压缩，
位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的距离h0，
74.如图6所示，弹性机构6弯折，弹性机构6一侧压缩，另一侧伸长，忽略其他因素影响，弹性机构6一侧压缩量和另一侧伸长量是大约相同，这样可以粗略使用胡克定律，弹性机构6产生的最大作用力f0max＝kx，位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的最小距离为h-x，也就是说明当h-x的增大或者减小，同时x也会减小或者增大，也就是弹性机构6产生的最大作用力f0也会减小或者增大，利用牛顿第三定律，可以得出弹性机构6受到的作用力也会减小或者增大，但是当弹性机构6受到的作用力过于大时，长时间使用定位组件，损坏率较高，就会影响单体液压支柱2支撑作用；
75.同时弹性机构6可以采用高强弹性的弹簧，或者其他高强弹性机构6，只要可以满足摆动件随着π钢梁倾斜角度摆动就可以；
76.当位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的距离为h1，弹性机构6的压缩量h-h1，弹性机构6产生的作用力f1＝k(h-h1)，n个弹性机构6的产生的作用力(f1 f1 f1
……
f1)n，相对的弹性机构6受到的作用力fn1，不考虑其他因素，根据力的分解，可以把弹性机构6受到的作用力fn1分解到n3个弹性机构6上，更换采用n3个弹性机构6的定位组件；
77.当位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的距离为h2，弹性机构6的压缩量h-h2，弹性机构6产生的作用力f2＝k(h-h2)，与f1＝k(h-h1)相比减小，n个弹性机构6的产生的作用力(f2 f2 f2
……
f2)n减小，相对的弹性机构6受到的作用力fn2减小，不考虑其他因素，根据力的分解，可以把弹性机构6受到的作用力fn2分解到n2个弹性机构6上，更换采用n2个弹性机构6的定位组件；
78.当位移传感器检测到与弹性机构6顶部之间的距离为h3，弹性机构6的压缩量h-h3，弹性机构6产生的作用力f3＝k(h-h3)，与f1＝k(h-h2)相比减小，n个弹性机构6的产生的作用力(f3 f3 f3
……
f3)n减小，相对的弹性机构6受到的作用力fn3减小，不考虑其他因素，根据力的分解，可以把弹性机构6受到的作用力fn3分解到n1个弹性机构6上，更换采用n1个弹性机构6的定位组件；
79.这样利用检测定位组件的检测效果，实现对通道不同位置的顶板进行合理的加强支护。
80.一种煤层破碎带回撤通道施工工艺，包括，
81.步骤一，停采拆机，采煤机割煤工作面回采至末采位置时，人工铺网、上绳，上绳完成后，支架定位停止前移，拆除主运顺槽皮带机、转载机、超前支架、端头架、工作面后部刮板输送机及采煤机，重新安装输送装置；
82.步骤二，顺槽端头加强支护，在两顺槽端头处、超前20米段打设加强支护；
83.步骤三，进刀割煤出煤，将迎头的煤层切割破碎，并将切割破碎的煤运输出；
84.步骤四，空顶区临时支护，退机组停机，油缸升起顶架梁支护顶板，将切割破碎的空顶区域进行临时支护；
85.步骤五，永久支护，将完成空顶区域临时支护的通道部分进行永久支护；
86.步骤六，加强支护，在永久支护上加装打设加强支护；
87.步骤七，支架前移，将完成永久支护的通道部分的临时支护支架前移，在前方通道部分空顶区域再做临时支护；
88.步骤八，设备倒运，当通道贯通后，将设备倒运回撤出通道。
89.步骤三中，配置有综掘机1、可弯曲胶带输送机，综掘机1与控制系统相连，可弯曲胶带输送机与综掘机1连接，用以将综掘机1截割的煤运出通道，综掘机1前端机载式超前支护3上设置有压力检测板4，可弯曲胶带输送机与综掘机1相连，压力检测板4可随着综掘机1推进运行而进行运动，且压力检测板4与通道顶部接触；
90.如图1、图2、图3所示，用综掘机1在辅运侧进行开口、抹角掘回撤通道，回撤通道宽度可采用3.4m
×
高3.8m，回撤通道掘至主运侧后，退回综掘机1在辅运顺槽煤柱侧施工绞车硐室。开口运煤采用铲车运至综放工作面前溜子上，回撤通道正常掘进时搭接一部简易刮板机至综放工作面前溜子上，利用运输系统运煤；
91.综掘机1运行过程中，采用“先截割底部后截割顶部，从下向上”的截割方式，切割时按通道中心线分左、右两段。首先综掘机1启动收回截割头，将铲板放至通道底板，清扫迎头及两帮浮煤。先切割左段，截割头对着通道迎头左下角进刀，截割一定深度后沿通道底板逐渐往右截割至巷中，向上挑一定的距离(根据煤质硬度而定，以综掘机1不过载，少出大块为准，一般可以控制截割深度为0.8m)再往左帮截割，这样往复四次，然后沿通道轮廓线刷顶、帮，左段割完成后按同样方法切割右段掘出通道；
92.控制系统内部设有综掘机1的初始推进速度矩阵和综掘机1的切割头初始伸缩行程矩阵，控制系统还设有标准压力矩阵，控制系统将通道顶部压力与标准压力矩阵对比，选择综掘机1的初始推进速度和综掘机1的切割头初始伸缩行程；
93.当综掘机1工作时，控制系统内部设有第一标准压力值与第二标准压力值，压力检测板4实时检测掘进后通道顶部的压力，控制系统将实时压力与第一标准压力值和第二标准压力值对比，通过对比结果实时调节综掘机1的推进速度和切割头伸缩行程。
94.步骤三中，控制系统内部设有综掘机1的初始推进速度矩阵v0，综掘机1的切割头初始伸缩行程矩阵h0，控制系统还设有标准压力矩阵f0；
95.初始推进速度矩阵v0，设定v0(v1，v2，v3)，其中，v1表示预设第一初始推进速度，v2表示预设第二初始推进速度，v3表示预设第三初始推进速度，v1＜v2＜v3；
96.切割头初始伸缩行程矩阵h0(h0《550mm)，设定h0(h1，h2，h3)，其中，h1表示预设第一切割头初始伸缩行程，h2表示预设第二切割头初始伸缩行程，h3表示预设第三切割头初始伸缩行程，h1＜h2＜h3；
97.标准压力矩阵p0，设定p0(p1，p2)，其中p1表示预设第一标准压力值，p2表示预设第二标准压力值，p1＜p2；
98.综掘机1前端机载式超前支护3上设置有压力检测板4，压力检测板4检测通道顶部压力值p，控制系统将检测到顶部压力值p与标准压力矩阵p0对比，
99.当p＜p1时，控制系统选择综掘机1的初始推进速度为v3、初始截割转速为h3；
100.当p1≤p＜p2时，控制系统选择综掘机1的初始推进速度为v2、初始截割转速为h2；
101.当p2≤p时，控制系统选择综掘机1的初始推进速度为v1、初始截割转速为h1。
102.控制系统内部设有所述综掘机1的初始推进速度矩阵v0，综掘机1的切割头初始伸缩行程矩阵h0，在进行掘进作业时，可以实时检测掘进完成通道顶部压力情况，根据检测到的结果选择综掘机1的初始推进速度与初始伸缩行程，保证掘进的同时可以减少煤壁破碎几率，降低施工风险。
103.步骤四中，采用综掘机1机载式超前支护3，机载式超前支护3由护板部分、支撑臂
部分、翻转部分、液压部分组成，机载式超前支护3安装在综掘机1载割部上方，操作系统为液压控制，利用综掘机1组的升降油缸的前后销轴固定，由综掘机1的泵站供给压力油；
104.综掘机1完成掘割装煤作业后，将截割头落地。把两位三通阀打到支护位置；开启综掘机1泵站给支护供油；把支护用的铁丝网、梯梁等支护材料放在顶架梁上调整固定好，向前推动支护站套站管和顶架梁液压控制手柄，将支护架慢慢平稳升起，同时可随时调整角度，把铁丝网、梯梁压紧在巷道顶板上，之后工人可以在支护下方安全打孔、上锚杆；支护高度不够时，应先落下支护装置，再抬高截割头，然后再升高支护装置；安装完铁丝网、梯梁和锚杆后，将支护降到低位。
105.步骤五中，配置有气动锚杆钻机、风煤钻、锚杆、锚索，当完成步骤四中的空顶区临时支护，由工作人员通过气动锚杆钻机、风煤钻、锚杆、锚索完成对通道的永久支护。
106.步骤六中，配置液压支架、单体液压支柱2、检测定位组件、定位组件，当完成步骤五的永久支护后，使用液压支架、单体液压支柱2、检测定位组件、定位组件，利用加强支护确定方法，完成加强支护。
107.以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。