残采技术.docx

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残采技术

残采技术

1残采区开采特点

残采区开采工作面与普通工作面相比，有以下一些特点:

（1）工作面短，而且不能等长布置；

（2）工作面推进长度短，可采储量小，工作面设备搬家频繁；

（3）煤柱边缘不整齐，巷道布置困难；

（4）工作面受邻近已采区或地质破碎带的不安全因素影响，其矿压显现有别于长壁工作面，一般较强烈；

（5）残采区工作面被采空区包围，采空区内的有害气体可能进入工作空间，给工作面安全生产带来困难和问题。

2残采前期准备

首先，正确的掌握残煤采区的技术资料对采区的正常生产和消防火工作将起到很重要的指导作用，残煤采区有旧空巷处就易产生高温火点，漏风是主要原因，因此，提前查找史料查明旧巷情况，及早采取针对性措施，将起到预防性消防火的作用。

其次，确保煤矿开采区的通风良好，做好防火工作采区内旧巷旧采迹会相应的产生高温火点必须及早处理好，旧巷露头处发黄泥板碹留管注浆，并尽可能的减少残煤采区的风量，有利于采区的消防火工作，另外，必须加强老塘管理，应将工作面上下两道后砂口放严放齐不能滞后，对有一氧化碳瓦斯异常的地方一般采用中型泵留管注浆较好。

3不规则区域厚煤层采煤方法

3.1放顶煤采煤法

3.1.1单体机采放顶煤

工作面可用单体液压支柱支护顶板（铺顶网），落煤用MGl50—WL型双滚筒无链牵引采煤机，用SGB—630／220型刮板输送机和DP—340／800胶带输送机。

（1）回采工艺：

单体液压支柱和铰接顶梁，铺顶网长x宽（6.0m×0.65m）；上下端头采用2.4m∏型钢四对八架抬棚支护，棚距0.6m，棚腿用DZ25单体液压支柱，一梁三柱。

上下顺槽超前工作面煤壁20m，以双排铰接顶梁和单体液压支柱加铺顶网支护，单体机采放顶煤示意见图3-1。

图3-1单体机采放顶煤

（2）回采工序:

割煤运煤：

沿底板推进，上下端头斜切进刀，铲煤板配合滚筒装煤，刮板输送机运煤。

铺网联网：

采煤机过后12m接铺顶网，网间搭接宽度50mm，联网用12#铁丝，每0.2m为一联接点，网扣要扭紧。

临时支护和移输送机：

铺网联网后，翻转前探梁及时支护，滞后来煤机15m处始移输送机，移进采煤机截深的距离。

倒换柱：

采用跟机换柱，分段作业。

移柱在移溜后进行，移柱时支上前排支柱并注液升柱，然后依次进行。

剪网放顶煤：

采用“采二放一”单轮顺序放煤法，为保证安全，提高顶煤放出率，需在移架后待顶煤和直接顶冒落稳定后，再剪网放煤。

放煤口间距1.1m，采用“I”型剪网放煤口，横竖边长均为0.4m，横边距底板0.3m，放煤见矸后立即补网封口。

若单轮放煤未净，在滞后放煤口约5～10架支架处，再增剪若干个“工”形放煤口，放出大块煤和初次放煤后又落下的顶煤，同时清扫放煤口和架间的浮煤。

（3）安全技术措施

提高回采率措施：

选取合理的采放顺序与放煤步距，如“采二放一”，单轮未净再放二轮，从开采技术上予以保证。

其次加强检查监督力度，制定奖罚措施，从管理上下功夫确保顶煤回收率。

防火防尘措施：

可采用煤层预注水、减少采空区漏风、顶煤回收干净、加快采面推进速度、采后及时封闭等措施防火。

可采用煤层预注水、滚筒内外喷雾、定期冲刷、控制采面风速等综合防尘措施防尘。

防瓦斯积聚：

重点防止隅角瓦斯超限，若有高抽巷，可将上隅角和高抽巷连通。

防瓦斯积聚在回采中必须引起高度重视。

（4）适用条件：

3.1.2单体炮采放顶煤

（1）工作面主要运输、支护设备：

炮采放顶煤残采工作面主要选用单体支柱与金属铰接顶梁配套支护顶板。

其主要设备型号见表3-1所示。

表3-1主要设备型号

π型钢梁

2.4mπ型钢

3.4mπ型钢

铰接顶梁

HDJA—1000

单体支柱

DZ—22/100

DZ—25/100

工作面输送机

SGW-40Z

顺槽输送机

SGW-40Z

顺槽皮带机

SPJ—80

（2）炮采放顶煤技术

工作面顶板管理：

炮采放顶煤残采工作面采用DZ-22/100型单体液压支柱与2.4mπ型钢（端头3.4mπ型钢，梁头焊有铰接头）配套，组成主、副梁对棚作为工作面支护顶板。

图3-2单体炮采放顶煤

单体支柱排距一般为1.0m，对棚与对棚间距为0.5m，每对棚柱间距为0.2m，一梁三柱为原则，采用规格为50mm×1400mm批子和3000mm×1200mm的金属菱形网护顶。

炮采放顶煤工作面初放期间3排支柱全部穿齐铁鞋，初放结束后工作面端头过渡段穿齐铁鞋。

上下顺槽出口超前工作面不少于5.0m，采用1.5m专用铰接顶梁进行超前替棚支护。

（3）回采工艺

采煤工艺流程：

打眼放炮→铺网移主梁→装运煤炭→移动副梁→放顶煤→移中柱→移输送机→打中柱。

落煤运煤工艺：

采用人工打眼放炮爆破落煤，采高确定范围约为1.8m~2.0m，循环进尺约为1.0m，爆破自装，或者辅以人工装煤，输送机运煤。

移主、副梁：

放炮爆破落煤后应及时移主梁至煤壁，打齐煤帮柱子，此时采面为最大控顶距。

工作面分段采通后，副梁前移与主梁并列成对，此时为最小控顶距。

穿批子铺网：

移主梁后应及时穿批子接铺顶网，走向一档每棚穿4片批子，网间搭接宽度约为200mm，联网用12号铁丝，沿倾斜方向连接。

剪网放顶煤：

根据不同顶煤厚度，采用“一采一放”或其它放煤方式，低位剪口，下行多轮间隔放煤。

放煤口间距约为1.5m，采用“⊥”或“I”形剪网放煤。

放煤口规格为（横边×竖边）300mm×500mm，横边距底板300mm，放煤见矸石立即联网封口，大块煤和初次放煤后又落下的顶煤、放煤口至底板的三角煤及时用扒钩清理干净。

移架支护：

放完煤后，由上（下）往下（上）依次推输送机，循环进尺1.0m。

移输送机时拆除中排支柱长度沿倾斜方向不得大于15m，每棚梁下部要打上临时柱子，移输送机后要及时打齐中排柱子。

a仰视平面图b走向剖面图

图3-3坚硬煤层顶煤炮眼布置图

（4）炮采放顶煤回采安全保障措施

保障支柱稳定性及可靠性：

炮采放顶煤工作面在回采期间，要全面落实加强支柱的整体稳定性工作，除了加强工程质量验收标准，要求支柱初撑力不得小于9.0t以外，还要求对棚与对棚之间，沿倾斜使用φ50mm的木棍在煤帮、采空区打齐两排撑棍，中排支柱用φ6.0mmi钢丝绳沿倾斜全部联接好。

放煤期间在每个放煤口上、中、下单体支柱上各安装一块测压表进行监控，支柱工作阻力低于5.0t时，立即停止放煤，防止因放煤量过大而造成控顶区架棚失稳。

当出现工作面局部压力过大、遇地质构造等情况时，采用φ200mm新质圆木作梁，单体作腿，一梁两柱在切断线增打倾斜架棚，从而全面铺设金属菱形网增加了支柱的整体稳定性。

逮顶煤：

由于工作面切眼跟顶施工，工作面开始推进就必须不断逮顶下刹找底回采，刹底过程中，以每推进一档（1.0m），输送机下刹200mm为宜。

π型钢梁向下倾斜撅住煤壁，铺网保证质量，网间搭好茬，批子要接匀。

爆破过程中，顶眼要低（距离顶板不小于800mm），装药量要少（每眼不多于0.225g）。

分段放炮（放4.0m，留2.0m煤垛），及时移梁，禁止长时间空顶。

若煤帮顶板压力大或放炮时造成漏顶、片帮，要及时在π型钢梁前挂上1.0m铰接顶梁接好顶，在梁下打上单体，升足劲逮住顶煤，防止煤壁区的顶煤提前冒落。

提高回采率：

合理的采放顺序与放煤步距，是提高资源回收率的主要措施。

通过理论研究，建议采取“一采一放”，低位剪口，下行多轮间隔放煤，一轮未净再放二轮的办法，从开采技术上予以保证。

其次加强检查监督，制定奖罚措施，在管理上堵塞漏洞，确保回收率符合要求。

另外，由于初次采用该采煤工艺工作面上下顺槽都是跟顶施工，为提高回收率可采用顺槽跟底掘进，防止两端头三角煤丢失。

防瓦斯和自燃措施：

由于放顶煤工艺自身的局限性，放顶煤时采空区侧遗煤较多，易发生遗煤自燃。

建议采空区灌浆、注氮、喷洒阻化剂、注水等不同的防自燃措施。

当采面瓦斯涌出量较大时，如仅靠通风稀释、改变通风方式、简单抽放来解决局部瞬间瓦斯超限或大面积超限问题十分困难，且受到矿井通风能力、风速超限和作业环境恶化等因素制约时，必须建立瓦斯动力抽采（放）系统。

针对采空区顶板垮落不及时，支架后方及上方空洞中积存大量瓦斯，在顶板垮落时，将采空区的瓦斯周期性挤入工作面造成的工作面瓦斯超限状况，要及时处理顶板，使垮落的顶板能够充满采空区，减小基本顶来压步距，不在支架后方遗留大的空洞，减少甚至消除采空区瓦斯积聚机会，避免顶板来压时周期性挤出采空区的瓦斯。

采用浅孔中压注水防突措施，注水孔沿工作面倾斜方向双排布置，一排垂直煤壁，一排与顶板夹角40°~45°，孔深5.2~5.6m，注水压力8MPa，注水量以注水孔周围煤壁渗水为准。

（5）适用要求：

a要使用矿用安全炸药；

b要使用矿用毫秒电雷管；

c采用毫秒微差爆破法；

d封孔要用水炮泥。

（6）应用实例:

金河煤业公司1426工作面开采的煤二层，其厚度12m~24m，平均厚度16m，煤层倾角

0°～18°，小窑破坏严重。

工作面采用DZ-25/100单体液压支柱配合2.4M的½型长钢梁支护。

采放比为2:

6，分两层采完。

工作面分上、下两段，一段开帮回采，一段放顶煤，采、放平行作业，一采一放。

其工艺流程为:

打眼→放炮→移主梁→攉煤→支前贴帮柱→回柱放顶（移支副梁）→剪放煤口放顶煤→堵口清浮煤→移输送机，完成一个循环。

主要工艺简述如下:

工作面落运煤:

工作面采用五花眼，爆破落煤，人工攉煤，SGW-40型刮板输送机运煤，此时输送机位于煤壁侧，采煤进度1.0m。

工作面支护:

工作面采用½型钢梁对棚六柱的支护方式，排距1.0m，柱距1.0m，主副梁间距为0.2米，最大控顶距3.6m，最小控顶距2.6m。

上下安全出口支护采用3.4m长钢梁4组8根，每梁由4根单体液压支柱支护。

放顶煤：

开帮采煤、放顶煤同时进行。

放顶煤采用单轮间隔放煤或双轮顺序放煤，见矸关门。

工作面采一放一，放顶步距1.0m，此时输送机位于采空区侧，放落的煤由输送机运出。

移输送机:

工作面放炮、清煤结束后，采用移溜器把输送机移至煤壁侧，可进行下一循环的工作。

3.1.3滑移支架放顶煤

滑移顶梁液压支架（图3-4）简称滑移支架是介于单体液压支柱和自移式液压支架之间的一种支架类型，最初用来代替单体液压支柱和金属铰接顶梁，以减轻工人移设支柱和顶梁的劳动强度，提高移架效率，减少支柱丢失，后来为了简化操作，避免大量乳化液流失，将滑移支架的操作由注液枪控制改为操纵阀集中控制。

各种型式的滑移支架结构基本相似，主要由可滑移的顶梁，悬吊在梁下的单体液压支柱，以及移架机构等组成。

图3-4滑移顶梁液压支架

滑移支架放顶煤采煤法（图3-5）主要用于急倾斜和缓倾斜特厚煤层，分别采用水平分段和一次采全厚开采，炮采放顶煤工艺使用较多，普通机械化放顶煤工艺使用较少，先后，将厚煤层分层开采。

滑移支架放顶煤采煤工艺的主要工序为：

落煤、挂顶网、移输送机和移支架，以及放顶煤工序等。

1—端头支架2—平巷输送机3—前输送机

4—后输送机5—滑移支架6—乳化液泵站

图3-5滑移支架工作面布置图

1）回来工艺及主要技术措施

回采工艺过程包括：

工作面采用打眼放炮落煤、人工攉煤，攉完煤立即挂金属网，网长10m，宽0.9m，网的长边平行煤壁，金属网不复用；移输送机及移架，移距为0.8m；故顶煤主要是靠矿山压力及支架的反复支撑作用，煤硬时要放震动炮；放煤由底板每隔两架用剪钳把靠采空区侧的网剪成一个宽为0.8m、高1m的放煤门。

放煤门距煤顶1m，用钠钎捣动煤口使顶煤顺利落人靠采空区侧的副板输送机内，大块煤卡住放煤门时．用硬质被简炸药处理。

为使放煤均匀，提高顶煤放出率，同时放煤的网口一般不超过三个当放煤口见到歼石或支架顶部有煤落下时，必须立即补网堵放煤口；端头采用一梁二柱的抬棚及十字铰接顶梁配合单体液压支柱支护；回采巷道至少超前煤壁l0m的范围用十字铰接顶梁配合单体液压支柱加强支护。

2）主要技术措施是：

（1）放炮前必须给掖压支柱的活柱带上防护套，并采取挂胶皮带等保护措施；

（2）剪网前，必须检查工作面靠采宅区处的瓦斯含量，超限时应立即处理，随后方可剪；（3）采取以下防火火的综合治理措施：

①压注及喷洒阻化剂；②向来空区打钻下套管，常年预注黄泥浆或添加阻化剂；②上山或煤柱漏风处，采用喷浆堵漏；

采用均压防火火技术，防止采空区残煤的白燃；⑤用束管监测CO，并定点、定时测定煤温、气温，对自燃火灾早期预报。

3）主要特点：

滑移顶梁炮采放顶煤采煤工艺的主要特点之一是工作面有两套出煤系统：

一是靠煤壁处的炮采出煤系统，二是靠采空区侧的顶煤放出系统，而且工作面产量主要来自顶煤。

因此，如何提高顶煤放出率是这种方法的关键问题。

滑移顶粱液压支架是介于单体液压支柱与自移式液压支架之间的一种工作面支护设备，既有一定整体性、又具有重量轻，操作容易，可自行迈步，动作灵活，拆移、运输方便，价格低廉等特点。

在同样条件下，装备一个100m良的滑移顶梁机采放顶煤工作面所需全部资金是装备一个液压支架综采工作面所需全部资金的五分之一。

这种支架与金属网配合使用，护顶效果较好，当开采特厚煤层时，可在网下放顶煤。

实践证明，这种采煤工艺比传统的高落式开采、摩擦支柱金属网假顶水平分层片采具有掘进率低，坑木消耗少，回采工效高等忧点。

4）本采煤方法存在的问题：

（1）支架长期处于初撑状态，未充分发挥支架的支护性能，稳定性较差；

（2）金属网耗量大；（3）移架速度慢、应使移架操作联动化，进一步提高移架速度；（4）放顶煤规律难以准确掌握；（5）乳化液流失量大，应改进供液系统；（6）目前所用的防灭火措施尚不够完善；（7）顶煤空间的瓦斯难以监测。

5）适用条件:

一般适用于煤质中硬以下，结构简单的急倾斜待厚煤层。

在易自然发火煤层中使用时，应采取综合的治理措施。

当煤质较硬不易放落时，需放震动炮，放炮前必须检查采空区瓦斯浓度。

图3-4滑移支架放顶煤工作面布置图

3.4分层采煤法

3.4.1网下长对梁护顶的机械化采煤工艺

古书院矿于1986年将∏型钢焊成的箱形梁用于厚煤层倾斜分层、金属网假顶下支护顶板、较好地解决了顶网下沉和网兜现象，取得了很好的技术经济效果。

其他矿务局如阳泉、潞安、鹤壁等局部在广泛使用。

古书院矿的3号煤层为复杂煤层，含不稳定夹矸2~3层，属低硫低灰的优质无烟煤。

煤层平均厚6.3m，分三个分层开采。

煤层伪顶为0.2m左右的炭质泥岩，直接顶为5.7m左右的砂质泥岩，老顶为细粒砂岩。

底板为泥岩，煤层倾角2~5°，硬度系数f＝2～4，容重1.5t/m3。

相对瓦斯涌出量为4m3／t。

涌水量约为4～5m3／h。

煤层无自燃倾向，煤尘无爆炸危险。

工作面长120m，推进长度458m，分层采高27～2.5m，平均2.2m。

采用金属网假顶下的机械化采煤工艺。

使用长2.6m∏型钢焊成的箱形梁作顶粱，配合DZ一22型单体液压支柱支护顶机采煤机进刀方式采用工作面中部斜切进刀，先将上半部输送机移靠煤壁，采煤机在中部向机头方向进刀割煤，随后移拴和前移长钠梁。

采煤机到机头后，返向清浮煤、然后移刮板输送机、支柱、回柱放顶至工作面中部，采煤机继续向机尾方向割煤，随即移柱和前移长钢梁。

等采煤机从机后返向清浮煤过中部后，立即从中部的刮板输送机弯曲段向机层移后半工作面的刮板输送机，紧接着支柱、间柱放顶至工作面尾端。

每生产班割煤一刀、日进二刀。

在生产班中人工爆破做下缺口，长1.0m，深1.2m。

在采煤机割煤后5～25m．前移长钢梁，距机后12m处移输送机；距机后15m回柱放顶，支柱距放顶处应大于2m。

其循环作业图表见表3-2。

表3-2循环作业图表

工作面支架采用对棚，交替迈步前移护顶。

支柱排距0.6m、最小控顶距30m．最大控项距3.6m。

两对棚间的中心距为0.8m，每村棚的架距为0.3m。

每次移梁步距1.2m，放顶步距06m，梁头距煤带0.2m。

上下端头用二根4m×Φl8cm长木梁交错迈步支护。

运输和回风平巷均为梯形断面，槽钢支护，且超前20m在靠煤带棚梁下用DZ一28型单体液压支柱和3.6m的双排长抬棚交错支设，以加大支护强度。

这种支护方式的特点是：

（1）对榔布置交替迈步前移顶梁，能及时支护采后裸露顶板，移梁时有相邻棚梁支护顶扳，较好解决了中下分层顶网下沉出现网兜的问题；

（2）由于顶梁可以无极迈步．解决了双该简采煤机斜切进刀时的顶板支护，并能适应片帮空顶时的支护需要；

（3）频繁地升降支柱，增加了支护的劳动量和对顶板的反复支撑及下沉量。

采用长钢梁对棚支护的机械化采煤工艺，在分层假顶下开采或顶板软弱破碎的顶分层，能有效地控制顶板，取得了很好的经济效益，回采工效最高达到11.99t／工，月产量达2万t以上。

在金属网假顶易锈蚀的工作面．还可以采用塑料网假顶。

塑料网假顶具有强度高、耐腐蚀、不自燃、重量轻、易铺设搬运等优点。

鹤壁矿务局二矿采用塑料网假顶长钢梁的机械化采煤工艺开采破碎顶扳的顶分层获得成功。

不过目前塑料网的成本还较高，推广使用受到一定制约，但前景宽广。

3.4.2网下铰接梁护顶的机械化采煤工艺

羊渠河矿1982年在厚煤层倾斜分层开采中使用单体液压支柱配合正倒悬臂铰接顶梁的错梁齐柱支护方式和双滚筒采煤机及金属网假顶、顶板管理显著改善，取得了高产、高效、安全、低耗的良好效果。

该矿二坑开采2号煤层、煤种为主焦煤，平均厚度5.74m，倾角15～17°，煤质中硬，容重1.4t／m3，顶底板均为1m左右的泥岩，为高瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为17m3／t，煤尘有爆炸危险，无自然发火倾向。

以该矿8246工作面为例。

工作面平均长160m，走向推进长700m。

采用倾斜分层走向长壁下行培落采煤法，分三层开采。

中分层采高20m，由于顶分层开采，顶板砂岩含水层遭到破坏，使工作面局部淋水较大。

工作面采用双滚筒采煤机．两端斜切进刀，双向割煤，截深0.5m，采用单体液压支柱配合铰接顶粱进行支护。

正倒悬臂梁错梁直线柱支护，排距1.0m，柱距0.5m。

中、底分层均为金属网假顶，金属网规格为长10m宽09m，网孔40x40mm，采用经线10＃纬线12＃镀锌铁丝编织。

铺网工作在回柱放顶前进行，工作面沿倾斜方向铺设单层网，上、下平巷金属网沿走向铺设，网头搭接不少于200mm，用双股网丝联结，技术装备见表3-3。

作业方式采用”两采一推”，劳动组织按综合工作队分组分段作业。

由于开采区域的地质构造复杂，小断层甚多，中、底分层是在岩块普遍胶结不好的金属网假顶下开采，因此，采取如下技术措施：

1）改二、五排为三、四排控顶，以减少控项面积和顶板压力；使顶板下沉量和支柱压入底板量减少；减轻顶板垮落时对顶板和煤壁的影响，利于割煤与放项平等作业，支柱用量可减少20％以上。

表3-3技术装配表

2）选择合理的截探。

该矿对0.3～1.0m六种不同截深的滚筒进行试验．在对顶板条件、煤层硬度、创煤速度等因素综合分析后，确定截深为0.5m。

3）缩短机道空顶时间和控制顶板初期离层，措施如下：

（1）控制采煤的牵引速度不得超过35m／min，有利于机后及时支护，控制顶板初期离层和顶网下沉。

（2）采用错梁齐住的支护方式，顶梁交错，梁下支柱的位置正悬劈（2：

8），倒悬臀（7：

3），使错距与截深相等，两道超前梁之间用1.2～1.4m长木杆背顶，增强梁间连接和减少悬顶。

（3）及时支设临时柱和贴帮点柱，割第一刀后，应支设临时支柱。

贴帮点柱的住距视顶板和煤壁情况而定，一般为0.5～2m。

4）加强端头支护和超前支护。

在缺口处除基本支架外．增加四对长钢梁交错布置，保护机头、机尾，随工作面推进交替前移。

工作面的上、下端头，采用长和宽0.5m的十字铰接顶梁及0.5m短粱，超前5m替棚，采用十字顶梁后，加强了支护的整体性，有效地控制了端头处的顶板。

3.4.3恒底分层采煤法

有些矿井在特定的煤层及顶底板地质条件下采用倾斜分层下行垮落采煤法时，生产困难，技术经济效益十分差。

为了克服生产中的困难，扭转生产的被动局面，研究试用了恒底分层采煤法。

恒底分层采煤法是将厚煤层划分为相当于中厚煤层的其干分层，每个分层均依次沿底板回采，以上面分层的煤为顶板，第一个分层回采放顶后，煤层冒落下沉，经注水胶结再生，第二分尼仍沿底板继续回采，其余分层以此类推。

1）巷道布置：

视煤层条件及机械化程度不向，恒底分层采煤法、巷道布置及采煤工艺有较大差异。

有沿空留巷方式（图3-5）、外错式布置方式（图3-6）、设集中巷的布置方式。

图3-5沿空留巷巷道布置图

图3-6外错式分层巷道布置图

2）采煤工艺：

（1）炮采工艺

巩县上庄矿采用恒底分层长壁采煤法时，第一个分层采用爆破落煤，其余分层因再生煤层的煤质松软，再生的煤顶或培落的顶板岩块都不允许有较大面积长时间空顶，若采用爆破落煤，不能及时有效地护顶，因而采用手镐落煤。

谈矿工作面长70m左右、分层采高2.0m，工作面采取分段作业，人工装煤，工艺过程为落煤、支护、移输送机、放顶、注水。

工作面采用SGW—22型刮板输送机，HZWA—22型金属支柱、HDJA—1000型金属铰接顶梁支护，齐梁倒悬臂布置，棚距0.5m，排距1.0m，最大控顶距4.1m，最小控顶距2.1m。

为了保证合理的分层数，必须尽量减少顶部的煤歼混杂，尽可能促使煤顶和顶板岩层同时冒落，为此放顶时不准展采空区的煤，并在采空区一侧挂荆笆挡煤；为避免局部冒顶，必须采用木棍荆笆背顶；为了加速煤层胶结，有利于第二次回采，在放顶时，还必须对采丰区进行注水，以煤层达到饱和为止。

工作面采用下采一准、昼夜一循环，循环进度2.0m。

该矿回采工作面的矿压显现特征，表现为工作面压力较大、均匀，反映在工作面是背顶的木棍大量压断．荆笆鼓出，顶板下沉量人，支柱压人底板，随远离煤壁而向采空区倾斜。

该矿老顶易断裂，垮落步距小，加之下部冒落的直接顶岩层和煤起垫层作用，老顶断裂对采场影响铰小，无周期来压。

（2）普采工艺

枣庄山家林矿采上分层及底分层T作面，采用普通机械化采煤工艺，装备MLQ—80型采煤机，HZWA型金属支柱及HDJA—1000型金属铰接顶梁。

采煤机由工作面下部斜切进刀，先上行割顶煤，再下行割底煤．往返一次进一刀，截深0.5m，齐梁齐校正悬臂支护形式，柱距0.6m，排距1m，三、四排控顶，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.3m，工作回机道每3架棚打一临时贴帮点柱。

作业时，采煤执割顶煤立即跟机挂梁，滞后滚筒距离不得大于30m。

故放顶时在放顶线增打若十斜撑柱加固。

上分层放顶时，在煤底上沿走向铺双层篱笆，以隔离煤矸，放顶后向采空区灌注泥浆，泥浆由地面泥浆站用管路送入分层回风平巷。

一般一个循环灌注一次，直到下部平巷见浆为止。

在开采下分层时，每个循环要在工作面向采空区直接洒水，并在回风巷预埋102mm多孔注水管，放顶后向采空区注水，直到距运输平巷上部30m处底板开始渗水时才停止注水工作，并用绞车将注水管外拉出一段距离，以备下一循外使用、洒水注水的水源是利用井下静压供水系统。

沿底回采中分层的30d左右．在回风巷率墙，利用静压水分段向煤体注水（水要满巷道）、或打钻孔注水。

一般一段为60～100m，长120m的工作面，需注水15d左右，停止注水后20d即可采煤。

在回采上、下分层过程中，注意以下列各项：

严格控制注水注浆工艺，确保再生顶板及再生煤层能良好胶结，并具有一定的整体性和密实性，以避免漏顶漏矸；严格攉采空区煤，以防止矸石窜入工作面，并确保再生煤层厚度一致；严格掌控上层竹笆假顶的铺设质量。

为防止中、下分层煤矸混杂，采取了严格控制底分层采高，必须使底分层采高小于中分居的煤厚，同时在沿底板回采中分层时要留0.3～0.4m的护顶煤，以隔离顶板碎石。

复采中分层时采用炮采工艺，炮眼为单排布置，眼距1m，装药虽150～300g，放顶时挂挡煤矸帘子。

各分层均采用”两采一准”的循环方式。

该工作面开采上分层时初次