整理高档普采作业规程.docx
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整理高档普采作业规程
第一章概况
本矿位于古县古阳安吉村，矿井总体构造形态为走向北东，倾向南东的单斜构造，地层倾角一般3～８°，局部达14°，井田面积约为4.8033km2，批准开采2、3号煤层。
矿区内构造简单，但小断层及小陷落柱较多。
矿井设计生产能力30万t，准备布置一个回采工作面，两个掘进工作面。
采用皮带输送机和刮板输送机运煤。
矿井采用二立——一斜混合开拓方式，分区独立通风，副立井用于进风兼上下人员，主斜井进风兼皮带运输、回风井用于回风兼另一安全出口。
该矿属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为2.52m3/min，矿井平均涌水量3m3/min。
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置：
3205回采工作面，位于井田东南部，300运输大巷左侧，北部为3204回采工作面采空区，东部为井田边界，南部为未采区。
工作面煤层底板标高为+791～+800；该工作面倾向长度：
运输巷长度为970m、回风巷长度为970m，走向长度为100m，面积为97000m2。
二、地面相对位置：
本回采面为3号煤层，平面形状为矩形，停采线为沿进回风顺槽方向距300运输巷70m，回采面地面标高为+1197～+1320m。
三、回采对地面的影响：
本回采面位于井田的东南部；地表主要为山地，地貌属黄土丘陵区；地面标高为+1197～+1320m之间，无村庄、河流及其他构筑物等地面设施。
工作面开采的是3号煤层，预计在开采过程中地面塌陷程度微小。
3205回采面在采区的具体位置及相邻关系见附图l：
3205回采工作面平面图。
第二节煤层特征
一、煤层厚度及产状
3号煤位于山西组中部，煤层厚度0～1.74m，平均厚度为1.02m，结构简单，不含夹矸。
上距2#号5.8～13.5m，平均厚度10m。
煤层产状走向北东，倾向南东的单斜构造，倾向3～8°。
二、煤种、煤质
3号煤层物理性质：
煤层为黑色，玻璃-沥青光泽，裂隙发育，质软，性脆，断口参差不齐，条带状结构，比重随灰分含量不同而异。
1号煤层视密度为1.36t/m3。
宏观煤岩特征：
以亮煤为主，其次为半亮煤，局部见有暗煤。
显微煤岩特征：
显微煤岩类型以微镜煤为主，其次为微镜惰煤，以及微惰煤。
显微煤岩组分为镜质组多以均质镜质体、基质镜质体为主，团块镜质体少见；惰质以粗粒体为主，有部分半丝质体和少量微粒体。
1号煤层煤类为焦煤,为低灰、低硫分、特高热值煤。
埋藏较深，无煤层露头，未发现有风氧化现象。
三、煤层的稳定性：
1号煤层层理，节理比较发育，煤层较软，不含有夹矸，稳定性较好，对回采工作没有大的影响。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶底板：
3号煤层顶板多为粉砂岩、泥岩、岩性灰黑色，性脆，胶结较好。
顶板为中等稳定，较好管理，隔水性能好。
3号煤层底板多为粉砂岩、泥岩。
岩性灰黑色，块状，性脆。
遇水易泥化，在一定条件下（顶面来压）易发生底鼓现象，但隔水性能好，属不稳定底板。
二、煤层顶底板综合柱状图（附图2）。
第四节地质构造
一、断层：
本回采工作面在回采巷道掘进中遇到一条较小的正断层，在3205运输顺槽距离6号导线点前62.76m处，产状NE110°、∠33°、H=2.7m。
对工作面回采有一定的影响。
二、其他因素：
根据地质钻孔及开掘巷道揭露资料，本工作面地质构造较简单，在本工作面范围内没有陷落柱、火成岩侵入的岩墙、岩床等构造。
第五节水文地质
一、含水层分析：
3号煤层直接充水含水层为K8砂岩含水层，为弱富水性。
顶板及其以上砂岩裂隙随着煤层开采而产生的塌陷裂隙，可导致局部受砂岩裂隙含水层的影响，在浅部也可能受基岩风化裂隙含水层的影响，上述含水层中含水性较弱，对矿井生产不构成威胁；3号煤层底板距奥灰顶界一般间距为155m，正常情况下不受其影响，但如遇有断层、陷落柱等构造的沟通，也可引起奥灰水进入巷道，但影响程度不大。
矿井涌水来源主要为井筒渗水、顶板淋水，井下正常涌水量为2～3m3/h，尽管开采3号煤层形成的导水裂隙带容易沟通浅层地下水，由于富水性弱，难于形成水害威胁。
预计地表水对工作面正常生产影响不大，只是在雨季时由于地表水的积聚下渗，使3号煤上部的含水层充水性有所增强。
二、巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度。
3205工作面位于300运输巷左侧，北部为3204回采工作面采空区，南部为未采区，东部为井田边界。
从矿井地质资料分析，该工作面范围内无钻孔，无大断层、陷落柱等构造导水，矿井地质资料相对简单，在掘进过程揭露多条小断层，对回采工作有一定影响，所以在回采过程中，要坚持“有疑必探”的原则，发现异常及时汇报处理。
第六节影响回采的其他因素
该回采工作面3号煤层绝对瓦斯涌出量根据实测为0.39m3/min，属低瓦斯煤层（按高瓦斯矿井管理）；临汾市2009年矿井瓦斯等级和CO2涌出量鉴定批复表：
矿井最大绝对涌出量为6.73m3/min，CO2绝对涌出量为1.44m3/min；3号煤层吸氧量为0.7cm3/g，自燃倾向性为自燃，等级为Ⅱ级，属于自燃煤层，但无自燃发火历史；3号煤层煤尘火焰长度为80mm，加岩粉量为45%，煤尘具有爆炸性。
本区气候属暖温带大陆性干燥气候，多北风，受季风影响，冬季长而寒冷，春季干旱多风，夏季短而炎热，秋季凉爽。
从相邻煤矿开采以及本矿开掘巷道分析情况，煤层开采未发现地温和地压异常现象。
环境地质方面：
井田位于太岳山脉南段东侧，地表为中低山侵蚀山岳地貌。
地势陡峻，地表稳定性一般：
井田内地层倾角小，地质构造简单，地下水活动性差，引发岩层移动的地质因素较小，矿井的稳定性较好。
三、地质部门的建议：
（1）在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背严背实。
（2）顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。
（3）工作面每推进20米探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。
（4）夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。
第七节储量及服务年限
储量计算边界以运输顺槽（970m）、回风顺槽（970m）、切割巷（100m）及停采线（采区轨道巷保安煤柱70m）为界，面积为90000m2，煤厚1.5m（平均厚度），容重为1.36t/m33，则：
Q地=90000×1.36×1.5=183600（t）
Q可=Q地×95％=174420（t）
可采期=可采掘进长度/计划月推进长度=900/91.8=9.8（月）
其中91.8=1.2×3×30×85％
第二章采煤方法
根据我矿该层煤的赋存特征，采区设计和该面技术特征，该面决定采用走向长壁一次采全高，采煤机割煤，全部垮落法管理顶板的采煤方法。
煤层厚度1.4～1.6m，据此确定该面一次采全高，局部出现地质构造影响时，最小采高不低于1.4m，最大采高不超过2.2m。
第一节巷道布置方式及巷道特征
一、巷道布置方式
本工作面运输顺槽自采区运输巷4号导线点沿2号煤顶板+180施工37.52m至1号煤顶板后，继续沿1号煤顶板掘进。
回风顺槽、切割巷均沿1号煤顶板掘进。
巷道断面均为矩形断面，支护形式为锚网梁加锚索支护。
附：
工作面巷道布置平面图（见附图1）
二、巷道特征表：
巷道名称
断面形状
支护形式
断面规格
（宽×高）
巷道长度
（m）
运输顺槽
矩形
锚网梁+锚索
3.4×2.1
970
回风顺槽
矩形
锚网梁+锚索
3.0×2.1
970
切割巷
矩形
锚网梁+锚索
3.2×2.0
100
第二节采煤方法
一、采煤方法
该工作面采用单一走向长壁式采煤方法，采煤机割煤，全部垮落法管理采空区顶板。
二、采高及循环进度
根据我矿井下工作面实际煤层厚度以及现有采煤设备性能和支护装备水平，确定采高为1.4～1.6m。
根据井下顶板、瓦斯、煤层情况，以及采煤机和π梁长度，确定循环进度为0.6m，昼夜循环数6个。
三、落煤、装煤、运煤方式选定
工作面MG132/320―W型双滚筒采煤机落煤，煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。
工作面选用SGZ-630/220W型刮板输送机，顺槽选用一部SGW—620/40Z刮板输送机、一部SPJ-80O型胶带输送机运煤，至一采区运输巷皮带，到井底煤仓。
四、支护方式的选择
工作面选用DW18-300/100型型单体液压支柱，支护选用3m的π型梁，铁丝网配套支护。
工作面两端头采用DW25-300/100型单体液压支柱配合3.6米的π型梁形成四对八梁支护。
支护形式为错梁直线柱，交错迈步前移，两梁五柱，四排控顶。
工作面末排采用密集柱切顶和起挡矸作用，两顺槽超前工作面煤壁20米范围，采用DW25-300/100型单体液压支柱配合绞接梁进行一梁一柱沿顺槽支护。
铰接顶梁与顶网之间用薄木片或细条棍垫好，以防打滑。
五、割煤及进刀方式
该面采用采煤机割煤，其进刀方式如下：
A：
采煤机割煤至工作面上端；
B：
煤机跑空刀攉炭到工作面中部，并沿工作面输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤到工作面下端。
C：
移直输送机，采煤机跑空刀攉炭到工作面中部；
D：
采煤面自工作面中部开始割煤到工作面上部，工作面下部溜子移近煤壁，恢复初始状态。
中部斜切进刀方式见下图。
第三节回采工艺
一、工艺流程
割第一刀煤→倒悬臂棚挂梁→移溜→倒悬臂梁下打临时柱→割第二刀煤→正悬臂挂梁→移溜→正悬臂梁下打正规柱→倒悬臂棚改临时柱为正规柱→移设特殊支护→回料（打全承载）。
二、各工序工艺
1、落煤、装煤
使用MG132/320-W型滚筒采煤机落煤，煤机主要特征见下表。
采高（m）
1.2～2.7
电压（V）
1140
截深（m）
0.6
滚筒转速（r/min）
46～52
牵引方式
液压无链牵引
滚筒直径（m）
1.25m～1.40
牵引力（KN）
300
卧底量（mm）
134～209
牵引速度（m/min）
0～5.5
降尘方式
内外喷雾
电机型号
YBC→132E
机面高度（mm）
735
功率（kw）
319
机器重量（吨）
22
装煤：
采用采煤机螺旋滚筒自动装煤，由于煤机滚筒安装的锥形截齿，在顶板条件允许的情况下，采煤机可上下跑空刀装煤，如条件不允许，则必须及时挂梁打好护帮柱，支护好顶板方可进行人工攉炭，人工清理浮煤。
2、运煤
工作面一部SGZ630/220型2×110kw刮板输送机→面超前采用一部SGW—620/40Z型刮板输送机→转3205运输巷SPJ-800钢管皮带→采区运输巷1m钢管皮带→井底煤仓→主斜井皮带→地面。
3、支柱
煤机割煤后，距煤机10m及时铺网、找顶挂梁。
每棚均匀穿4根枇子，当顶板破碎时，相邻支架梁头错距0.6m。
挂梁后，及时将输送机移至煤壁。
割第一刀在倒悬臂梁下打上临时支柱，第二刀在正悬臂梁下打上正规支柱，并用替柱的方法将第一刀的临时支柱改为正规支柱。
当顶板松软支柱初撑力达不到90KN或支柱钻底量量超过100mm时，支柱要穿铁鞋。
工作面要拉线任柱，任柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏柱严禁使用,单体三用阀（防飞阀）必须上紧,任柱注液时施工人员必须避开三用阀轴心方向,排距1200±100mm，柱距不超过600mm三用阀注液口一律沿工作面倾斜方向向下，支柱迎山有劲，迎山角3～5º。
若顶板破碎、压力增大，柱距改为不超过550mm。
柱距误差-50mm。
4、移溜
割煤机割煤15m后，开始用液压移溜器将溜子前移0.6m至煤壁。
移溜时由机头（尾）向机尾（头）逐移，两台相邻移溜器同时操作，溜子弯曲度不得大于30，曲线长度不得小于15m。
移溜完毕后及时收回移溜器，并打好压柱。
工作面每隔4.5m安设一台移溜器，机头机尾各安设两台。
5、回柱放顶
回料时必须按由下向上，由里向外的顺序逐棚回出，严格坚持先补后回的原则。
顶板管理方法：
采用一梁一柱，三、四排支柱，每棚4根木枇子控制顶板，全部垮落法处理采空区。
工作面内达到最大控顶距时，进行人工分组，分段回料，回料时采用专业组人工回料和机械回料或人工过顶扒料。
回料时应先检查后工作,改好不正规支架,坏梁坏柱及时更换完,选择和清理好退路,对压力大、顶板破碎的地方，打好加强支护后方可回料，回料时应一人观察顶板，一人操作回料，回料人员应站在被回梁子上方第二棚与第三棚之间完整的支架下，使用专用带1m长尼龙绳的卸载手把。
回料操作顺序：
先在被回棚梁头插好水平楔，并用小锤敲紧水平楔，再给被回单体卸载，回出单体，最后采用长把工具（钩子）回出铰接梁，回出的支柱及时打好全承载。
三、工作面初采工艺
初采初放制定专项措施，悬顶超过规定时，采用人工打眼放炮进行强制放顶。
四、过特殊构造需改变施工方法和工艺时，专门制定措施。
第四节设备配置
一、工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量
序号
设备名称
设备型号
主要技术参数
数量
备注
1
采煤机
MG132/320-W
液压传动截深0.6m
1
电压1140v
2
工作面刮板机
SGZ-630/220
两台110kw电机
1
3
超前刮板机
SGW-620/40Z
55kw电机
1
4
运输皮带
SPJ-800
40kw电机
1
钢管皮带
5
乳化液泵
MRB-80/31.5
压力31.5MPa
2
配X10RX水箱
6
绞车
JD-11.4
11.4kw
4
二、工作面设备布置示意图（附图4）
第三章顶板管理
第一节工作面支护设计
一、支柱规格选择
从工作面两顺槽揭露工作面煤厚1.4～1.6m,根据单体支柱的最大、最小行程，该工作面使用1.4～1.8m单体液压支柱，地质条件变化时，及时更换不同规格的单支柱，确保支柱对顶板支护有力。
二、支护设计采用类比法进行
1．参考本矿及邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。
填制本工作面矿压参数表
序
号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底
板
条件
直接顶厚度
m
4.8
4.48
基本顶厚度
m
5.2
5.66
直接底厚度
m
2.5
2.8
2
直接顶初次垮落步距
m
6
4
3
初
次
来
压
来压步距
m
9
8
最大平均支护强度
KN/m2
147
150
最大平均顶底板移近量
mm
30
30
来压显现程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
7
7
最大平均支护强度
KN/m2
150
160
最大平均顶底板移近量
mm
50
50
来压显现程度
明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
KN/m2
150
160
最大平均顶底板移近量
mm
50
50
6
直接顶悬顶情况
m
2
2
7
底板容许比压
№
3
3
8
直接顶类型
类
泥岩
泥岩
9
基本顶级别
级
砂岩
砂岩
10
巷道超前影响范围
m
10
15
2．合理支护强度的计算。
（1）采用经验公式计算：
Pt=9.8hγk＝9.8×1.5×2.76×6＝243KN/m2式中
P——工作面合理的支护强度，kN／m2；
h——采高，1.5m；
γ——顶板岩石重力密度，2.76t／m3；
k——工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，该处取6
（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护（KN/m2）
选取上述两项中最大值243KN/m2，即为工作面合理支护强度。
3．支柱实际支撑能力计算：
Rt=kgkzkbkhkaR=114kN
式中Rt——单体液压支柱实际支撑力，kN；
kb——支柱不均匀数，0．38；
kh——采高系数，1．0；
ka——倾角系数，1.0；
R——支柱额定工作阻力，300kN。
4．工作面合理的支柱密度计算：
n=Pt／Rt=1/a*b=257／114=2.13根／m2
5．根据合理的支柱密度，确定柱距。
a=1/n*b
式中a——工作面柱距，4；
n——支柱密度，2.13/m2；
b——工作面排距，0.6m。
经计算得a=0.78m。
结合实际情况，a取0.75m。
6．选择合理的控顶距。
取最大控顶距4.4米,最小控顶距3.8米
二、选择支护材料
根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用DW18、型单体液压支柱和3m的π梁支护顶板。
背顶材料：
顶上铺设140×800mm的金属网，并均匀布置4根直径大于3mm的木条棍，用于防滑和支护顶板。
三、乳化液泵站设计
（一）泵站选型、数量
泵站及管路选型：
乳化液泵站选在工作面运输巷内，管路选用直径为25㎜的铁管。
（二）泵站设置位置
泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。
（三）泵站使用规定
（1）坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2％～3％，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。
（2）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。
（3）泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。
（4）曲轴箱内温度不得高于50度不低于5度。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
1、普通支护：
（1）支护材料：
主要为DW18-30/100外注式单体液压支柱和π梁，其各种普通支护材料参见表2—6，外注式单体液压支柱主要特征见表2—7。
（2）支护形式及梁柱相对位置：
采用一梁两柱错梁齐柱走向棚，支柱位置：
单体支柱距梁头为1200mm，距梁尾200mm。
（3）支柱排柱距及密度：
工作面支护排距0.6米，柱距0.75米，支护密度2.13架/平方米。
工作面支护采用二梁五柱成对布置，定位管理，超前梁一梁二柱，占一、三排，滞后梁一梁三柱，占一、二、四排对间距0.75m，对内部间距0.25m,梁头相错0.6m，工作中交替逐步前移，移梁步距1.2m，三、四排柱管理顶板。
放顶步距0.6m，输送机行人道宽度1.2m，堆放支柱顶梁，荆笆的材料道宽1.2m。
全部垮落法处理采空区。
最大控顶距1.2×4＋0.6=5.4m最小控顶距1.2×3＋0.6=4.2m
（4）工作面回采时顶板要铺金属网，联网时长边对接0.2米，短边搭接0.3米,用呢龙绳或扎丝顺网边联一道。
工作面顶板破碎或老塘窜矸严重时要加用枇子护顶，每棚6根枇子护顶。
回料时支设切顶柱，防止窜矸入面。
（5）支护工具型号性能
由两台MRB-80/31.5型乳化液泵，一个XRXTA型乳化液箱及自制的一个乳化液配比箱供给压力不低于18Mpa高压乳化液（浮化液浓度2-3%），通过主管路（内径25mm的钢管）和软管路,经注液枪（沿工作面每10米一把）注入柱腔内，使支柱获得不小于90KN的初撑力。
表2—6普通支护材料表
名称
规格
数量（根）
铰接顶梁
HDJB—1200
900
水平楔
带毛链
200
单体支柱
DZ—1.6～1.8
1160
长钢梁
HDJBS—3600
20
表2—7外柱式单体液压支柱技术特征表
规格
型号
最大阻力
（t）
最小高度
（m）
最大高度
（m）
行程
（m）
油缸直径
（m）
DW
1.4
30
0.9
1.4
0.5
100
DW
1.6
30
1.005
1.6
0.595
100
DW
1.8
30
1.11
1.8
0.69
100
（6）工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有梁窝，有片帮的地方必须使用大荆笆和圆木背实，防止大量片帮。
2、备用材料
料场设置在距工作面200米左右材料道一侧，必须做到所有材料上架管理，分类码放整齐，坑木塘材必须做到不变质不损坏。
表2—10备用支护材料
序号
名称
规格（型号）
单位
数量
1
单体支柱
DZ—16
根
50
2
铰接顶梁
HDJB—1200
根
100
3
水平楔
带毛链
块
30
5
木垛料
1.6×0.2×0.15mm3
1.2×0.2×0.15mm3
根
各30
6
半园木
厚>12cm
根
30
7
单体支柱
DZ—18
根
50
3、工作面支护布置平面图（附图5）
（1）支护顺序
割第一刀煤→倒悬臂棚挂梁→移溜→倒悬臂梁下打临时拄→；割第二刀煤→原正悬臂挂梁→移溜→正悬臂梁下打正规拄→倒悬臂棚改临时拄为正规拄→移设特殊支护→回料（打全承载）。
（2）支护要求：
A、煤机割煤前必须备齐支护材料,并先检查工作地点的支架,发现问题及时处理，当片帮超过0.3米时，要及时超前挂梁打临时支柱。
B、煤机割煤后，距煤机10～15米及时找顶挂梁，当顶板破碎时，要用半圆木瞒严顶板。
相邻支架梁头错距0.6米。
C、挂梁后，及时将输送机移至煤壁。
支设支柱当顶板松软支柱初撑力达不到90KN或支柱钻底量量超过100mm时，支柱要穿铁鞋。
D、第一次使用的单体液压支柱必须棵棵进行放气，放气方法是：
先将支柱升起到最大高度，然后放液降柱，待支柱内气体全部放完，正常出液时停止，重新将支柱升至顶梁下，初撑力达到90KN以上。
（3）支护标准
A、工作面要拉线任柱，任柱前必须仔细检查支柱的完好状况,坏梁坏柱严禁使用,单体三用阀（防飞阀）必须上紧,任柱注液时施工人员必须避开三用阀轴心方向,柱、排距均匀，其偏差不超过正负100mm，三用阀注液口一律沿工作面倾斜方向向下，支柱迎山有劲，迎山角2～3度。
B、支护现场组，煤机落煤后，要及时降柱挂好π梁，在梁上铺好金属网、木枇，支柱升足劲后清理浮煤。
煤帮侧第一排支柱应拴上防倒绳，防倒绳位于柱帽与三用阀之间。
其它严格按《煤矿安全规程》执行
5、铁料管理
（1）单位要设置专职铁管员，负责铁料的管理工作。
要做好工作面顶梁、柱的编号工作，以便对号使用，三班现场交接班。
工作面内失效支柱、损坏顶梁必须及时更换，坏料运出工作面机尾出口50m以外，集中码放。
下料队及时回收上井。
对补充和回收的梁柱要严格现场交接验收，日清日结。
不同规格的支柱只准分段使用，严禁混用。
（2）支柱的高度与采高相符：
使用中的支柱，其活柱升高量不得小于200mm，否则，要及时更换，以免压成“死柱”，造成回料困难；同时严禁支柱超高使用。
如工作面因地质构造采高不一致时，不同规格的单体支柱必须分段使用，严禁混用。
（3）工作面内不得拆卸支柱零部件，经常检查三用阀是否上满扣，有无漏液、损坏，检查涨簧销子是否掉落，一经发现，及时处理或更换。
禁止用镐、锤等金属物件猛力敲砸支柱的任何部位。
禁止使用支柱三用阀中心线与顶盖四棵爪子中心线不一致的单体支柱。
（4）新支柱（包括检修支柱）下井必须在地面试压，试压合格后方可下井使用，下井使用前必须放气，放气的方法是将支柱升到一定高度，而后降柱，循环进行，直至注液孔出液为止。
面内不得出现空载柱子。
（5）工作面支护扶棚时，支柱应垂直顶底板支设，稍向上迎3－5度的迎山角，使支柱始终处于
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