大倾角厚煤层轻型综放回采技术

摘  要：本文论述了孔庄煤矿综采轻型放顶煤工作面开采技术和ZF-2800-16/26轻型放顶煤支架、溜子防滑技术，以及防治冲击地压和防治瓦斯的综合技术，同时筒述了工作面防火、防尘和提高回采率措施，为今后矿区深部综采轻型放顶煤工作面安全生产管理提供了理论依据。

关键词：轻放面    技术管理    轻放支架    顶板管理    采放工艺

孔庄煤矿是一座具有25年开采历史的老矿井，1977年投产，1989年矿井改扩建，形成水旱并举的格局。我矿在创新采煤工艺的基础上，针对孔庄矿水力采煤存在的问题和复杂的地质条件，工艺多，管理难度大的特点，为进一步集中生产，提高其技术经济效益，保持矿井持续、稳定、均衡、可持续发展，矿领导积极引进适合孔庄煤矿安全生产的采煤方法。孔庄煤矿在Ⅲ2采区7339工作面采用北京煤机制造厂生产的ZF-2800-16/26轻型放顶煤支架，进行综采放顶煤回采工艺试验，并取得成功。

7339综放面自2003年8月份正式投产，2004年9月回采结束，走向共推采793.5米，实际动用储量为75.84万吨，实际采出量63.2吨，回采率83.3%。

1、工作面概况

7339工作面切眼长150米，走向长815米，煤层平均厚4.5米，煤质中硬。工作面直接顶板为砂质泥岩，厚2.5米，深灰色，随采随冒；老顶为中粉砂岩，厚8.0米。底板为泥岩，厚1.4米。 该工作面内共有断层20条，0.7～1.8的断层共有15条，大于1.8m的断层共有5条（fα1、fα8、fα11、fα15）将影响工作面回采。煤层倾角较大，23～28度，平均25度。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数在37～41%。煤层有自燃发火倾向性，发火期为12月，自然发火等级为三级自燃矿井。

工作面内安装北京煤机厂制造厂的ZF-2800-16/26轻型放顶煤综采支架120台，机头采用2台ZFSB4400/16/28A端头液压支架，共安装支架122台。煤壁、老塘采用SGZ630/264输送机运煤，下机巷采用SZZ-764/160转载机一台、SDJ-150皮带机两台运煤。

2、采煤方法和回采工艺

2.1采煤方法

走向长壁采煤、轻型综采放顶煤一次采全高，采空区处理方法为全部垮落法。

2.2采放工艺

7339工作面为我矿第二个轻型综采放顶煤工作面，根据该工作面煤层厚度以及大屯矿区综采工艺经验，该面采放工艺定为一采一放。采取专职放煤工放煤，双轮从下向上顺序放煤，煤机在煤壁割煤一刀，放煤一次，循环进度0.6米。
煤机割煤→移  架→返回扫底→推前溜→放  煤→拉后溜→清理架间浮煤。

割煤：割煤采用6MG200-W型双滚筒采煤机，并自行装煤。中上部（或中下部）斜切进刀，往返一次进一刀，每刀进度为0.6米，割煤高度2.2米。采煤方法为走向长壁采煤、轻型综采放顶煤一次采全高，采空区处理方法为全部垮落法。

移架：工作面安装ZF2800-16/26轻型综采放顶煤支架120架，最大控顶距4.24米，最小控顶距3.64米，端面距320～380毫米。工作面下端头采用ZFSB4400A/16/28A端头液压支架2台。移架顺序采用由下向上进行，端头架采用2—1—3顺序移架。移架前先把前伸梁收回，再降柱移架。如果顶板破碎时，使支架顶梁不与顶板脱离，采用带压擦顶移架，然后缓慢收回前伸梁使支架前移，支架前伸梁顶住煤壁，支架到位后将支架升紧。这种移架方式保证了及时支护顶板，机道上方不空顶，前伸梁始终顶住煤煤壁，保证了支架端面不冒。

工作面上、下出口采用各设2对4.0mл梁配DZ-2.5m单体，一梁四柱，迈步前移，老塘一对，煤壁一对）。若工作面加长在没有加架的情况下，应加两对DZ-2.5米单体配4.0mл梁支护，均为一梁四柱，老塘放顶线到煤壁，成对使用，对梁间距0.2米，两对梁相邻间距0.6米，对梁前后错距0.6米。随工作面推采一梁四柱交错迈步前窜。

两道超前支护采用DZ-2.5m单体配双楔梁，做走向棚超前支护，一梁一柱。材料道：距上帮0.5米扶一排10米的双楔梁棚，距下帮0.5米扶一排20米的双楔梁棚；溜子道：距上帮0.5米扶一排20米的双楔梁棚，距下帮0.5米扶一排10米的双楔梁棚。

移溜：推前溜设专人推溜，滞后煤机10～15米开始，根据需要采用自下往上推溜或自上往下依次顺序推溜（指工作面倾斜方向）。推溜时不准停止溜子运转。在放完第二轮煤后10～15米开始拉移后溜，先拉后溜机头，并依次由机头向机尾方向顺序拉移后溜，一直拉到机尾，拉移后溜必须在运行中拉移，溜子弯曲长度不小于15米，拉移步距为0.6米。严禁由两头向中间或由中间向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉移。

放煤：放煤由专职放煤工负责，采用自上而下双轮顺序放煤，放顶煤步距0.6米。顶煤由顶板压力和支架反复支撑、支架尾梁上下摆动等综合方式松动顶煤。放煤从第三架开始依次将支架上方顶煤全部放净，每架先预放顶煤三分之一，以松动顶部煤体，放第一轮煤超过10台支架后，可接着跟踪放第二轮，放第一轮煤和第二轮煤中间间隔10～15台支架。见矸停止。在放煤过程中，遇有大块煤必须用插板破碎，且要掌握放煤量，防止压后部输送机。最后放两端头顶煤。

2.3循环作业方式

工作面循环采用一采一放的循环作业方式，循环进度0.6米，每日七个循环，两班生产一班检修，早班检修完以后一采一放，中夜班三采三放。

3、主要技术措施

3.1溜子、支架防滑技术

3.1.1 伪斜开采

选择合适的伪斜超前开采长度控制工作面支架和输送机下滑的有效措施之一。为保证工作面伪斜推进，开切眼时机头比置比机尾超前17米，煤层倾角达26度，工作面既不出现下滑，也不出现上移现象。当工作面向前推采约300米时，煤层倾角变为23度，工作支架和运输机出现上窜现象，上移速度每推进3.0米上移0.2米，又采取了多进机尾的方法进行调整，使伪斜超前开采长度为12米，运输机和支架不再下移。随工作面又向外推采200米，煤层倾角变为25度，输送机又出现下滑现象，因此又采取了多进机头的方法进行再调整，使伪斜超前开采长度为15米，支架和输送机不再上移，也不再下滑。

3.1.2支架防倒防滑措施

在生产过程中，为防止支架下滑及防倒架、挤架采取了以下措施：一是提高支架初撑力，在移架时降架高度不宜超过侧护板高度的三分之二（2/3），使支架尽量带压擦顶移架，升架后片阀保压3～5秒，使支架初撑力达到23MPa以上；二是调合适的伪斜超前开采长度，当工作面支架出现下滑时，采取调机头方式，使机头多超前机尾开采长度，当工作面出现上移时，采取了调机尾多进方式，缩小伪斜超前开采长度。三是选择合理的推溜方式，为防止支架下滑，煤机入窝选择在工作面中上部，下行割煤，推溜时采取由下而上依次顺序推溜，增加推杆向上的分力；当工作面支架出现上移现象时，及时改变推溜方式，煤机入窝选择在中下部，上行割煤，先拉机尾，由上而下顺序依次推溜。我矿7338轻放面生产过程中，通过以上措施的执行，有效地控制了支架倒架、挤架及下滑问题。

3.2工作面过断层

7339工作面在生产的14个月过程中，大于1.8m的断层共有5条（fα1、fα8、fα11、fα15）影响工作面回采较为严重，切眼内有两条落差为1.8~2.8米的断层，切眼向外50米有一条贯穿全面的大断层，落差1.1~3.0米、切眼向外192米有一条贯穿全面的大断层，落差0.7~3.5米，断层给回采技术管理和煤质管理均造成很大困难。经过技术分析，我们主要采取以下技术措施：

（1）断层处放震动炮。在岩石部分放震动炮，放炮后，若上部煤垮落则移超前支架，利用前伸梁支护顶板。

（2）断层处不放煤或多轮小量放煤，防止顶板剧烈活动。

（3）出现顶煤破碎时，采用长Φ30×3.0米圆钢锚杆超前托顶，锚杆打在每架顶梁中间，锚杆间距0.3~0.4米，外露300毫米利用前伸梁托住，并及时用大板或金属网护顶。

（4）适当破底板留底煤，控制输送机坡度，移架时采取带压擦顶移架，减少相邻支架顶梁的错差。

（5）为提高煤质，破底段采取分装分运，皮带巷设专人拣矸装车运走。

3.3 破碎顶板及片帮管理

7339工作面开采过程中，均出现过顶煤破碎及片帮现象，过断层时，片帮深度最大达1.5米，顶煤流空见到顶板。经过技术分析，采取如下措施，取得了良好效果：

(1) 煤层节理裂隙发育处，增大放煤步距，减少顶板活动次数，由一刀一放改为两刀一放，同时在顶煤漏空和片帮严重地点不放煤，有效地控制了顶板破碎及片帮。

(2) 严格控制采高在2.2米以下，顶煤厚度小于1.2米时，要降低采高控制在2.0左右，放煤时适当升高后立柱。

(3) 控制割煤速度，保证支架工能及时追机移架，伸前伸梁，必要时采取带压擦顶移超前架。

(4) 顶煤破碎处用大板、竹笆护顶，减少架间漏煤。

(5) 放煤工放煤时严格注意放煤量和煤壁区顶板变化，出现片帮或漏顶立即停止放顶煤。

(6) 移架工作一次到位，避免反复支撑顶板并保证支架初撑力符合规程要求。

(7) 采用木锚杆护帮，使用Φ40×1800毫米长锚杆，双排三花布置，间距0.8米，原则锚杆要与煤层层理、节理大角度斜交，顶眼距顶0.4米，斜向上方10~15度加固顶板，底眼距底1.0～1.2米，斜向下方8～10度，锚固中下部煤层。必要时用长Ф33.5×2000毫米管缝式锚杆，平行前伸梁斜上方3～5度锚顶煤，眼距0.3～0.4米。此项技术在工作面使用，有效地防止了片帮。

3.4防治冲击地压措施

3.4.1冲击地压预测预报方法

冲击地压是煤矿严重的自然灾害，但若做好预测预报工作是可以避免事故发生的。冲击地压的监测方法有多种，目前我矿主要采用煤岩变形监测法（即围岩变形监测）、钻屑法（即煤粉钻孔法）和电磁辐射监测仪探测法。

3.4.1.1煤岩变形监测法

开采活动引起了围岩的变形与移动，在采面表现为顶底板移近（包括顶板下沉和底板鼓起）；巷道表现为围岩变形。巷道变形量大，说明煤体松软，煤体刚度小，不容易形成冲击破坏；如果巷道变形量小，说明煤体的刚度大，则很容易发生脆性破坏，强度发生突变，形成冲击破坏。巷道移近量观测是矿压观测的重要内容，也是冲击地压综合防治的基础工作之一。其目的是：测定工作面煤岩变形规律，圈定支承压力显著作用的范围极其峰值位置，就可以预防冲击地压。例如：7255水采工作面和7256水采工作面发生冲击时周围巷道变形量很小，这说明通过建立巷道位移观测站可以对冲击地压进行预报。

3.4.1.2钻屑法

钻屑法，又名煤粉钻孔法，是通过在煤体中钻小直径钻孔，根据钻孔时在不同深度排出的煤粉量和变化规律及有关动力现象，达到探测冲击地压的施工方法。

煤粉钻孔法，在实测煤粉量超过极限煤粉量后，工作面可能存在冲击危险。但根据研究，若出现危险煤粉量的位置大于3倍采高，则认为无冲击危险。在实测最大煤粉量超过危险指标的钻孔，常出现不同程度的夹钻现象，有时可穿过夹持段，有时则被卡死，被迫停钻。“夹钻”是指钻杆周围煤体应力高度集中或突然变化的综合标志。因而，可将卡钻作为鉴别冲击危险的一个指标，即认为只要在距离指标内出现钻杆被卡死，尽管没有得到煤粉量的具体数值，亦可将该钻孔的监测结果归入有冲击危险一类。其他的动力效应如钻孔冲击、粒度变化、纯钻进时间、推进力变化、煤体钻孔声发射现象等，均可作为鉴别冲击危险的参考指标。但应指出，卡钻除与煤体压力有关外，还受施工装备、方法和人员经验的影响。因而，由专职施工人员、钻具和正确的施工方法，是使用这一指标鉴别冲击危险的先决条件。

在孔庄矿III2采区7334工作面的下7#上山和上10#上山掘进过程中，曾监测到煤粉量达到7kg，超过标准值5kg，煤粉量严重超限，具有强冲击矿压危险，决定停产，进行撕帮卸压处理。从而保证了7334工作面的安全回采。

3.4.1.3电磁辐射监测仪探测法

根据煤岩流变破坏电磁辐射特性及规律，提出了利用煤岩流变破坏电磁辐射特性监测煤岩流变破坏过程及非接触式预测煤与瓦斯突出、冲击地压等煤岩动力灾害危险性的技术方法。

掘进或回采空间形成后，工作面煤体失去应力平衡，处于不稳定状态，煤壁中的煤体必然要发生变形或破裂，以向新的应力平衡状态过渡；煤体中的瓦斯也失去动态平衡，在瓦斯压力梯度的作用下，沿煤体中的裂隙向工作面空间涌出，这两种过程均会引起电磁辐射。

由松弛区域到应力集中区，应力及瓦斯压力越来越高，因此电磁辐射信号也越来越强。在应力集中区，应力和瓦斯压力达最大值。

在工作面开采过程中，材料道和隔离煤柱进行监测。首先采用KBD5电磁辐射仪对工作面、材料道和隔离煤柱进行监测，测出应力增高区，进行对比分析，判定是否有冲击性。采用KBD5电磁辐射仪对材料道超前150m范围内和工作面上部定点监测，每10米一个测点，每天监测一次，每点测量时间为2分钟。监测指标为电磁辐射值最大值、幅值平均值、脉冲数等三个指标。

7339工作面的冲击矿压危险重点区域：经中国矿业大学鉴定工作面推进到水旱交接煤柱区120m开始到工作面设计停采线为止。工作面推采到该区域时，采用KBD5电磁辐射仪对材料道超前150m范围内和工作面上部定点监测，经监测工作面推采到170m时上方煤柱应力增高达到40MPa，采用煤层注水使该处煤柱应力降低到原始应力状态，保证了工作面正常回采。

对用电磁辐射法检测的高冲击危险区域，可用钻屑法做进一步的检测，进行对比分析。如果电磁辐射已处于临界状态，钻粉指数超过钻粉率指标，必须采取深孔松动爆破卸压措施，这样就可以起到防治冲击地压的目的。
在实施松动卸压爆破时，对所实施卸压爆破的区域或地段进行卸压爆破前后的电磁辐射检测，将检测结果进行比较，以确定卸压爆破的效果。

3.4.2冲击地压防治技术

3.4.2.1深孔松动卸压法

工作面之间留设煤柱，工作面推进过程中，由于煤柱受两个采煤工作面的采动压力，容易形成高应力集中，存在冲击倾向。为避免这种情况，消除这些产生能量积聚的条件，改变煤岩冲击的倾向，可采用在巷道高应力区向煤柱打深孔装药松动爆破，从而改变应力分布，避免应力集中的作用。

孔庄煤矿7339工作面推采到7#闭以西时，经采用KBD5电磁辐射仪监测7339工作面与7337采空区之间煤柱应力增高，采用深孔卸压。钻孔直径42mm，钻孔深度7～8m，间距5～6m，钻孔方向平行煤层、垂直巷帮，炮眼单排布置，距底板1.2m，每孔装药量3.5kg，封泥长度3.0m，反向装药，多雷管引爆。一至三个炮眼为一组，单孔或一组孔爆破。炸药采用矿用乳胶炸药，雷管采用同段位毫秒延期雷管。经打钻屑孔和KBD5电磁辐射仪监测，该处降低到原始应力。

3.4.2.2放炮诱发法

由于放炮可以改变煤岩的赋存状况，引起应力的重新分布，易形成应力集中点，故放炮可诱发冲击地压。如在7255、7256水采工作面掘进迎头发生的冲击地压，均是放炮后诱发的。利用这一特性，对存在冲击危险的区域可采用放炮诱发的方法，提前使冲击地压发生，把大的冲击变为小的冲击，控制其规模，从而达到定期释放煤岩积聚的能量，减小其危害程度，把危害、损失降到最低。例如在7335工作面402#顺槽施工中就是采用拉大放炮距离、延长躲炮时间，进行放炮诱发的方法来处理的。

通过电磁辐射仪和钻屑法发现采掘工作面某个区域有冲击地压倾向时, 其放炮要求具体如下：

（1）放炮作业必须严格执行“一炮三检”和放炮员、瓦斯检查员、班组长都必须在现场的“三人连锁放炮制”。

（2）延长躲炮时间，不少于30分钟。

（3）加大放炮撤人范围，放炮时，在半径为150范围内，不准有人。

（4）躲炮地点必须在宽敞处、支架完整、牢固的安全地点。

（5）必须规定发生冲击矿压时的撤人避灾路线，人员不得撤至回风流或巷道交叉处。

3.4.2.3煤层注水

利用煤层注水降低煤层顶板和煤层弹性能量。7339工作面推采到600m（距切眼）时，经采用KBD5电磁辐射仪监测，煤层弹性能量指数WET为4.9～9.4，属强冲击倾向性，注水后WET降为3.6，变为弱冲击倾向性。注水前的集中应力强度42MPa，注水后应力强度为21.0 MPa，与无集中应力处的20.0 MPa相同。

煤层注水钻孔垂直于7339材料道，钻孔位置距巷道底板1.5m，钻孔平行于煤层，钻孔直径42mm，钻孔长度75m；封孔要严密，封孔长度不小于5米；钻孔间距为20米左右；注水流量按公司规定并结合我矿的实际情况取16.6 L/MIN。

3.6防治瓦斯综合措施

7339工作面为综采放顶工作面，工作面标高-777.73～862.91米，煤厚3.8～5.58米，预计煤层瓦斯含量7.1m3/t，瓦斯涌出量高，7339综采面上部是7337水采面采空区，7337采空区积存大量瓦斯，采空区边缘应力集中程度高，应力分布复杂。因此，为防止瓦斯事故，采取以下措施。

（1）在7339工作面回风巷与7337工作面采空区交界的7#、6#、2#和1#密闭附近向7337工作面采空区遗留回采巷道打仰斜向上钻孔（钻孔平行于煤层方向），钻孔末端位置距7339回风巷20米，然后封孔并向采空区注粉煤灰，形成宽度20米隔离带。

（2）工作面材料道设“三专”风机电源，在工作面支架内距上出口15米处安装压入式风机，向上隅角供风，稀释上隅角瓦斯，材料道抽出式风机距工作面上出口最远距离40米处，从上隅角向外抽出瓦斯；压入式风机出风口通到最上头支架尾梁处，抽出式风机的吸风口位于材料道老塘放顶线处，抽出式风机吸风口超前压入式出风口2米左右。

（3）工作面上下端头安设风幛，工作面上隅角风幛一端从煤壁溜子边缘拉起，另一端拉到上出口老塘侧；下出口风幛设置两道，一道从老塘溜子里侧连至溜子道下帮，另一道为支架后柱起至溜子道下帮，两道风幛均上到顶板下到底板。

（4）加强工作面瓦斯监则，工作面上隅角悬挂2台便携式瓦斯报警仪；两道各安装一个瓦斯断电仪探头。

（5）两道退锚措施，在材料道顶部、下帮与溜子道上帮、顶部进行退锚，超前工作面煤壁一刀即0.6米进行退锚，退锚后及时打超前支护（从老塘到退锚位置）。

3.7防尘措施

我矿煤尘爆炸指数较高，具有爆炸危险，而且放顶工作面在放煤时产生粉尘较大，所以防治煤尘是放顶煤工作面的重要工作。我们的做法是：

（1）煤层超前打眼注水，煤体的含水率由2%提高到3.7%。

（2）沿工作面老塘侧专设一路静压胶管用于放煤时防尘，每一支架尾梁内设一个喷头，放煤时打开闸门进行喷雾降尘。支架前梁每五架设一处全断面防尘喷雾。

（3）工作面上、下运输巷各设两道全断面防尘水幕。工作面下运输巷各运煤转载点设喷雾洒水装置。

（4）工作面采煤机采用内外喷雾降尘。

（5）工作面上、下运输顺槽定期洒水冲洗浮尘。

3.8防火措施

我矿七层煤自燃发火期为12月，放顶煤工作面必须预防采空区残留煤自燃，在生产中我们采取以下措施：

（1）工作面两道老塘侧每隔10米打一双排高分子材料墙，高分子材料：碎矸石=1：5，并洒水让其膨胀，封堵上下两隅角的漏风。

（2）工作面注浆采用随采随注的埋管注浆方式。即在工作面回采前，沿材料道在采空区预先铺好4寸注浆管，每隔50米开一个三通，随着工作面的推进，注浆管被埋入老塘，每天早班注浆。

（3）组织工作面稳产、高产，加快工作面推进速度，以减少采空区残留煤的氧化时间。

（4）工作面采空区的煤要放干净，每隔30米放出一条宽2米的隔离带。

（5）工作面两运输巷及时回棚或退锚，让其冒实，减少向采空区漏风。

3.9提高回采率的主要措施

轻型综采放顶煤工作面回采率的高低是降低采煤成本，取得安全技术经济效益的关键。我们做法是：

3.9.1强化现场管理，制定回收率考核办法

我矿针对轻型综采放顶煤支架的特点，制定合理的回采工作面资源回收考核办法，加强了对资源回收的检查考核，通过组织定期和不定期回收资源检查，使工作面回收率大大提高。工作面回收率从初采时的78.3%提高到83.3%。

3.9.2加强放顶煤工艺现场管理

即第一轮先收插板，放出破碎的顶煤，为上部顶煤让出空间，以松动顶部煤体，有利于顶煤的破碎；第二轮滞后第一轮10台支架可跟踪放第二轮，处理第一轮未放出的大块煤，补放再次垮落的顶煤，然后用二齿钩回收底板三角煤和架间浮煤，保证放顶煤放净见矸。

3.9.3减少工作面上下端头放煤损失

工作面上下端头要尽量减少不放煤长度，减少端头损失。

3.9.4减少工作面过断层放煤损失

断层处技术管理要在保证输送机正常的情况下，最大限度地减少留底煤长度。

3.9.5减少工作面初采煤炭损失

根据直接顶岩性、厚度，初采推出切眼，顶板和顶煤垮落充实后即可放顶煤，减少初采不放顶煤长度。

3.9.6放煤要控制矸石不要窜入架后阻挡煤炭放出

在架后有煤拱时，通过适当升降后柱破坏煤拱放出顶煤，有大块煤丢入采空区时，通过摆动尾梁，勾入输送机运走。在放煤时，矸石出现在架尾时要停止放煤。

4、对轻放面的几点看法

4.1轻放工作面巷道支护

轻放面两道巷道宽，工字钢棚梁回撤困难，宜采用锚网或锚网索联合支护。巷道规格净高2.5米，净宽4.6米。切眼采用锚网索联合支护，净高2.2米，净宽6.0米。

4.2工作面煤柱留设

经过观测巷道两侧应力高峰值距煤壁为3米，从经济、安全考虑，两个采煤工作面之间隔离煤柱留5米最合理，一方面可以减小矿压对巷道的破坏，另一面可以提高资源回收率。因此，布置工作面巷道时宜采用小煤柱，煤柱不大于5米。

4.3轻放面端面控制

轻放面煤壁顶煤松软破碎时，就会出现煤壁端面冒高，经观测影响煤壁端面冒高的原因是片帮范围、端面距（包括片深、梁端距与接顶距）、支架仰角。冒高与片深呈正比例关系，即冒高随着片帮深度增大而增大，反之，则减小。这说明了冒顶与片帮的影响是交互的，是相互诱发的。冒高与初撑力呈对数曲线关系，冒高随着初撑力的增加而减小。冒高与片帮范围、支架顶梁仰角呈线性关系，冒高随着片帮的增大而增大，随着片帮范围的减小而减小。对控制轻放面端面顶煤冒落采取措施为：缩小端面距、降低煤壁片帮范围、提高支架初撑力、对用木锚杆对煤壁进行加固。

4.4轻放面支架回撤

工作面推到距离设计停采线5米时，在支架与煤壁间的顶板处，从下往上开始打首排锚杆，沿工作面倾斜方向锚杆间距1米，沿工作面走向每推进1米，依次打第2、第3、第4、第5排锚杆，然后用机组扩帮1米，支架支柱升起支护顶板不再前移。