大倾角综采面作业规程.docx

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大倾角综采面作业规程

第一章概况

第一节编制依据

根据本矿采煤工作面接替安排，5616采煤工作面由采煤一队回采，为搞好该采煤工作面作业规程的编制工作，收集、整理了下列资料作为本作业规程的编制依据。

一、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》；

二、《广能集团绿水洞煤矿生产精细化作业标准》；

三、批准的561采区设计；

四、批准的5616采煤工作面地质说明书；

五、批准的生产接替计划等其它依据。

第二节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系表表1-1-1

水平名称

+528m水平

采区名称

561采区

地面标高

+825m～+925m

井下标高

+450m～+585m

地面相

对位置

工作面对应地面为茅草坡至茶叶氹一带。

地表为斜坡地形与岩层构造形态基本一致，亦为东南高西北低，地表无建筑、水体存在，多被竹林、天然草地、杉树所覆盖。

回采对地面设施的影响

工作面受北东向挤压，北西向的两个次级褶皱发育，直接影响工作面回采布置，影响工作面回采。

井下位置

及相邻关系

该工作面位于打锣湾背斜西翼561采区，为一单斜构造，中间发育一次生小褶曲，斜交工作面机巷。

该工作面之上东面为5634工作面采空区；工作面东南面为5614工作面采空区；北面为即将回采结束的5654工作面，其下为321采区；工作面内东南穿过528主平硐，并留设保安煤柱50m。

走向长度（m）

700

倾斜长（m）

78～160

面积（m2）

74873.72

第三节工作面参数及煤层情况

工作面参数：

工作面走向长700m，倾斜长约78～160m，煤层倾角0°～49°，平均倾角34°，斜面积74873.27m2。

煤层情况表表1-2-2

煤层平均厚度/m

2.5

结构形式

复杂

容重（t/m3）

1.44

煤层硬度

f=2

煤种

焦煤、焦肥煤

稳定程度

比较稳定

煤层

情况

描述

工作面煤层含夹矸2～4层，属复杂结构煤层，煤厚0.6m～3.18m,大多稳定在2.5m左右，未受褶曲影响的煤层比较稳定，厚度变化不大，煤岩类型为半暗、半亮型煤，煤层结构为（从顶到底）0.00～0.17（0.00～0.20）0.6～1.50（0.05～0.24）0.10～0.20（0.07）0.0～1.80。

煤层其中有一层厚0.07m左右的高岭石夹矸在整个区域内分布广泛，厚度变化较小，赋存稳定为煤层标志层。

其上部有一层厚度、硬度变化较大的夹矸，为煤层的分岔矸，当厚度大于0.5m时确定为煤层分岔，将煤层分为上下两层（l1为下分层、l2为上分层煤）。

但受次生褶曲影响，轴部煤层受到挤压严重，煤层结构紊乱，煤层厚度变化较大，下分层煤基本不可见。

第四节煤层顶底板情况

煤层顶底板情况表表1-3-3

顶板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

钙质泥岩、泥质灰岩

7.20

上部为深灰泥岩，中为泥质灰岩，下部为灰黑色硅质薄层灰岩。

直接顶

钙质泥岩

8.0

上部深灰色泥岩，下部深灰色钙质泥岩。

含黄铁矿。

伪顶

粘土岩

0.20

上部为一层煤线，下部为灰色粘土泥岩，含植物根叶化石，吸水性强。

直接底

炭质泥岩

0.7

灰白色泥岩，夹白色吸砂岩，含黄铁矿晶粒。

老底

页岩、砂岩

1.00-12.2/6.60

上部为灰色细砂岩，下部为黑色页岩。

附图1-1-1：

5616综采工作面煤层综合柱状图

第五节地质构造

地质构造情况表1-4-4

断层

编号

断层

性质

断层产状（°）∠（°）

断层落差（m）

F561601

逆断层

310°∠65°

0.7

F561603

逆断层

310°∠60-70°

3.5

F561605

逆断层

125°∠05°

3.0

F561607

逆断层

125°∠10°

1.1

F561609

逆断层

135°∠20°

2.5-3.0

F561611

逆断层

333°∠78°

1.1

F561602

逆断层

12°∠50°

0.9

F561604

逆断层

226°∠18°

1.5

F561606

逆断层

312°∠15°

2.5

F561608

逆断层

312°∠15°

1.8-2.5

附图1-2-2：

5616综采工作面运输巷、回风巷、开切眼布置图

第六节水文地质

一、工作面水文地质

工作面水文地质条件较简单，顶底板均为隔水层，但回采后顶板冒落，导通P2l2、P2l4岩溶裂隙含水层，会形成采空区水，对回采有一定影响。

同时，地面沟谷、岩溶漏斗、裂隙等自然通道有很好的导通性，预计雨季采空区涌水量将增大，参照周边工作面的涌水情况及现有水文地质条件，采用面积比拟法预计工作面涌水量为5m3～30m3/h。

二、该工作机巷为北低南高，涌水不能直接排放到522运输大巷，需备好排水设施。

风巷散浸水直接进入采空区；采空区涌水及机巷散浸水通过5616机巷放水钻孔直接排放至322大巷。

第七节瓦斯情况

本矿属于高瓦斯矿井。

根据通风瓦斯科提供的资料，参照5654工作面的瓦斯涌出情况，该工作面绝对瓦斯涌出量为2.21m3/min，绝对CO2涌出量为0.86m3/min。

故该工作面瓦斯涌出量较小，回采前可不进行抽放，在回采过程中应加强通风、瓦斯管理，防止瓦斯局部积聚。

第八节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质因素情况表表1-5-5

其它因素

对回采工作面的影响

CH4

该工作面绝对瓦斯涌出量2.21m3／min，回采过程中必须搞好瓦斯检查工作。

CO2

绝对二氧化碳涌出量0.86m3/min。

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸危险，煤尘爆炸指数为27%，生产中必须加强防尘管理。

煤层自燃倾向性

该区域煤层自燃发火倾向性为第Ⅲ类，属不易自燃发火煤层。

地温危害

正常，一般20～25℃之间。

冲击地压危害

无影响

地质部门建议：

1.特别加强对断层处的顶板支护管理工作；

2.备好排水设施，以备及时排水之用。

第九节储量及服务年限

一、工作面储量：

工作面煤炭地质总储量333516.4T，可采316840.58T。

二、服务年限：

工作面的服务年限=316840.58（t）/44850（t/月）=7.1（月）。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、工作面运输巷

机巷为异形断面，采用的是异形支架配树脂锚杆及金属网支护；巷道净宽3.6m，矮帮净高1.8m。

二、工作面回风巷

机巷为异形断面，净宽3.2m、矮帮净高1.8m的异形巷道。

顶板完整时采用的是Φ＝18mm、L=2.0m的树脂锚杆配竹压板、铁托板进行支护，锚杆间距1.0m、排距1.0m。

三、工作面开切眼

开切眼为矩形断面，净宽6.4m，净高2.5m。

顶板完好时，采用的是Φ＝18mm、L=2.0m的树脂锚杆、铁托板、竹压板和锚索进行支护，在顶板离层或断层等地质构造处，采用的是树脂锚杆配菱形金属网和Φ＝12mm钢筋梯进行联合支护顶板，并在断层处的上、下盘各布置一根Φ＝15.24mm、L=5.0m的锚索加固支护。

四、联络巷

5616机巷通过5616运输石门与561煤仓相连接，通过5616进风石门与522大巷连接。

风巷通过5616回风石门、561轨道上山二甩与561轨道上山连接，561轨道上山下车场与561大巷相连接。

5616机巷通过5616运煤斜巷与5616中机巷进行连接，5616中机巷与5616工作面开切眼相连。

附图2-1-3：

5616综采工作面及巷道布置图

附图2-2-4：

5616综采工作面机、风巷断面图

第二节采煤方法及采煤工艺

一、采煤方法

根据绿水洞煤矿实际情况及工作中的经验，该工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤。

二、设备配备

工作面设备的配套原则和要求：

1.所选设备应与生产能力相适应；

2.设备的选型必须配套；

3.设备的强度必须足够；

4.用电电压必须满足设备的要求。

附图2-3-5：

综采工作面设备布置示意图。

三、采煤工艺

采用MG250/620-QWD型采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，利用滚筒自旋将煤破碎，并装入运输机（当工作面煤层平均倾角大于35°时从机尾向机头单向下行割煤）。

一）割煤工序

1.采煤机进刀方式：

斜切进刀，进刀过程具体如下：

（1）当采煤机割到工作面端头时，将其后的运输机移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；

（2）调换两个滚筒上、下位置，并沿运输机弯曲段反向割入煤壁，直至采煤机进入运输机直线段为止，然后将运输机移直；

（3）再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至端头处；

（4）将三角煤割掉、煤壁割直后，再次调换两个滚筒上、下位置，返程正常割煤。

附图2-4-6：

5616综采工作面采煤机进刀及割煤示意图

二）进刀距离的确定

D=2L采+L运弯

式中：

D—进刀距离，m；

L采—采煤机机身长，最大长度为12.784m；

L运弯—运输机弯曲段长度，取15m；

把以上数据带入式中，得

D=2×12.784+15=40.568m

进刀距离取41m。

三）移架工序

采用追机移架的方式，在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机。

即割煤——移架——移输送机。

正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架，移架步距为0.6m。

四、回采工艺说明及要求

一）落煤方式

采用MG250/620-QWD型采煤机螺旋滚筒截割落煤。

采用斜切进刀方式，进刀深度为0.6m，斜切进刀段长度不小于41m。

采煤机正常割煤时采用前滚筒在上部割顶煤（包括伪顶），后滚筒在下部割底煤的方式割煤。

采煤机牵引方式为电牵引。

采煤机以0～3.0m/min的速度向上（下）割煤，割透风、机巷煤帮；煤层平均倾角大于35°时，只能从机尾向机头方向下行割煤。

由于上段工作面切眼至机巷桥转机处设备与工作面、机巷其它运输设备不配套，在回采此段时控制割煤速度在0～2.0m/min之间。

该工作面先采上段，采至下段位置时再将上、下两段连接起来回采。

《联采技术安全措施》另行编制。

当采煤机无法割透风、机巷煤帮时，采用煤电钻打眼、放炮落煤，人工攉煤。

附图2-5-7：

5616综采工作面缺口炮眼布置图及爆破参数表

二）装煤方式

采用MG250/620-QWD型采煤机螺旋滚筒配合SGB730/160型刮板输送机铲煤板装煤。

三）运煤方式

采用SGB730/160型刮板输送机运煤，机巷采用4台40T溜子、一台SZZ-730/160型桥式转载机和一台SSJ-1000/160×2型管架皮带输送机运至5616运输石门，5616运输石门由一台SSJ-1000/55×2型管架皮带输送机运至561煤仓，在561大巷装车，采用1T矿车串车装煤运输到528地面。

四）采煤机割煤以及工作面运煤技术要求

1.割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证机、风巷底板到工作面底板平缓过渡，防止发生机头、机尾过渡槽翘起事故。

2.采高最大不超过3.4m，最小不小于2.0m。

煤层厚度低于2.0m时破底板保证采高达到2.0m，大于3.4m时，留底煤开采。

3.顶底板要割平，避免顶底板留有台阶或不平，出现推溜、拉架困难、溜子面仰俯角太大导致采煤机滚筒割支架探梁或啃底及支架接顶不严、支架拉不到位造成端面距过大等情况。

4.必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时若发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时停机更换截齿。

5.工作面遇厚度达0.5m以上硬夹石时，如能降低采高通过则降低采高通过，否则要放震动炮，不得用采煤机强行切割。

6.刮板输送机在推移后保证一条直线。

7.刮板输送机机头、中部、机尾推进度保持一致，推移步距为0.6m，确保截深、产量和工程质量。

8.推移工作面输送机时，除过渡段其余部分不准出现弯曲。

9.要保证端面距，严禁采煤机碰、割顶梁。

五）支护方式

工作面采用ZJ3600/15/36型急倾斜支撑掩护式液压支架对顶板进行支护，移架步距应保持在0.6m。

移架时，保证支架到位、端面距应保持在100～340mm之间，避免端面距过小造成采煤机滚筒割支架前探梁或将机组挤下道，端面距过大出现冒顶现象。

移架的基本要求：

（1）拉架工必须经过培训，掌握支架工作原理及性能等操作知识，严格按拉架程序执行。

（2）拉架前要将支架内，支架间的浮煤、浮矸及杂物清理干净，并检查电缆，液压管有无挂、卡、挤、压现象，如果发现有损坏现象要及时处理，待处理好后才能进行拉架工作。

（3）支架采用上架控制下架支架进行邻架操作。

（4）拉架时，要通知附近人员撤到安全地点。

（5）如果顶板破碎时，带压拉架，必须跟至采煤机后滚筒，以防止顶板冒落。

（6）拉工作面机头段支架时要停止采煤机和160溜子运行后才能拉架，工作面可进行分段拉架。

（7）移架降柱一般在50～100mm之间，特殊情况下以不超过相邻支架侧护板的三分之二为准，严禁相邻两架支架同时降架。

（8）移架时速度要快，一次拉到位，并随时调整支架，不得歪斜。

移架前应拉线移架，确保移架后的支架、溜子成一条直线，其偏差不得超过±50mm。

使支架垂直于顶底板，且顶梁与顶板呈面接触，严禁顶梁前端与顶板呈线接触。

（9）相邻支架间不能有明显错差（上下错位不超过侧护板的三分之二为准），支架不挤、不咬、架间空隙不超过200mm。

（10）若煤壁出现冒顶时，先把支架拉到位，安排专人看好安全，操作人员站在安全地点，找尽悬矸活石，并把木料放在顶梁上面使木料接顶，发现问题及时撤到安全地点。

出现支架背架、刹帮、钻底撬脚等现象必须及时处理。

（11）及时调整支架加长节、加长帽，正常情况下支架立柱液压行程在缸体外不大于700mm，不小于200mm，以防受力不好和压死支架。

更换修理液压元件时，只能在胶管不带压的情况下进行。

（12）若支架推移无动作或升降无动作时，必须将阀片打到零位，详细检查、分析原因，不能强行推移，以免损坏设备。

（13）移输送机时保证输送机弯曲度不得超过3°，输送机必须平、稳、直，做到机头不拉回煤，严禁从两头（即机头、机尾）往中间移输送机。

（14）移排头支架顺序，前四架为排头支架，先移第二、四架，然后移第一、三、架，移架时若发生倒架摆角等，要使用好排头支架的防倒、防滑和调架千斤顶进行调架，确保排头支架起到排头作用，移第二、三架时先对第一架支架注一次液，以防倾倒。

咬架与歪架处理措施：

（1）正常生产时，严格控制采高，找平顶、底板，按规定程序拉架。

（2）若咬架、歪架不严重时，可通过防滑、防倒千斤顶，侧护板千斤顶进行调整。

（3）若支架歪斜严重，可用单体液压支柱配合调架装置进行调架，调、扶液压支架时，作业点下方禁止人员行走和停留。

除操作人员外其他人员应离作业地点5m以外的安全地点。

调整支架前应先清理好架间、底座箱上的障碍物并对顶板进行加强维护，防止漏矸、窜矸伤人。

（4）利用单体液压支柱调架，单体液压支柱生根要安全、牢固、可靠。

升降支架、单体液压支柱人员要紧密配合好，并站在安全地点远程操作，且设专人观察顶板、煤帮变化情况，发现问题及时处理。

（5）支架出现故障需检修时，必须关闭本架截止阀并与泵站司机联系，停泵后方可进行处理。

四、工作面正规循环生产能力

工作面平均采高为2.7m，支架动作一次为一个循环，循环进度为0.6m。

W小=L×S×h×r×c=132×0.6×2.7×1.44×0.97=299t

式中：

W——工作面正规循环生产能力，299t；

L——工作面平均长度，132m；

S——工作面循环进尺，0.6m；

h——工作面平均采高，2.7m；

r——煤的密度，1.44t/m3；

c——工作面采出率，97%。

第三节设备配置

见附图2-3-5：

5616综采工作面设备布置示意图

第三章顶板控制

第一节顶板支护设计

一、采煤工作面的支护设计

1.工作面顶板，采用ZJ3600/15/36型急倾斜支撑掩护式液压支架支护。

2.工作面上出口顶板，采用DZ25～40/100单体液压支柱配钢梁（L=1.8～2.2m的11#工字钢）或半圆木（L=1.8～2.2m、Φ≥160mm的半圆木）沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，柱距0.8m，棚距1.0m。

工作面下出口顶板，采用DZ25～40/100单体液压支柱配HDJA-1000型绞接顶梁呈正悬臂走向架设进行支护，柱距0.8m，排距1.0m；当工作面采至机巷端头支架时，下出口使用端头支架支护。

3.160溜子电机上方顶板，采用DZ25～40/100单体液压支柱配L=1.8～2.2m的11#工字钢钢梁沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，棚距1.0m。

当机巷采至端头支架段时160溜子下出口电机采用端头支架前探梁支护电机上方顶板。

4.风巷超前支护段顶板，自工作面煤壁起0～10m双排超前支柱时采用DZ25～40/100单体液压支柱配L=2.0～3.0m、Φ≥160mm半园木沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，棚距1.0m，自工作面煤壁起10～20m单排超前支柱时采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。

机巷超前支护段顶板，煤层倾角小于35°时采用DZ25～40/100单体液压支柱配HDJA-1000绞接顶梁呈正悬臂走向架设进行支护，柱距0.8m，排距1.0m，当采至机巷端头支架段时自工作面煤壁起0～10m双排超前支柱采用DZ25～40/100单体液压支柱配L=2.0～3.0m、Φ≥160mm半园木沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，棚距1.0m，自工作面煤壁起10～20m单排超前支柱时采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。

煤层倾角大于35°时矮帮采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m，高帮采用单体液压支柱配巷道内原有的钢梁倾向进行支护，柱距不大于1.0m。

二、支护强度验算

Pt=9.81HRk=（9.81×3.4×2.5×5）KN/m2=416.93（KN/m2）=0.41693MPa

式中：

Pt——工作面合理支护强度KN/m2；

H——采高，取最大值3.4m；

R——直接顶岩石容重，取2.5t/m3；

k——上覆岩层厚度和采高之比，一般取4～8。

（根据绿水洞煤矿大倾角工作面回采经验，取5）

本工作面选用ZJ3600/15/36型急倾斜支撑掩护式液压支架，最大支护强度0.55MPa～0.56Mpa，ZTHJ11400/15/23型急倾斜横式端头液压支架提供的支护强度为0.88MPa～0.95MPa，故支架选型合理。

ZYJ3600/15/36型液压支架参数表

表3-1-6

支架高度

1500-3600mm

工作阻力

3600KN

初撑力

1410-1537KN

支护强度

0.55-0.56MPa

支架中心距

1500mm

工作面上、下出口选用DZ28～40/100型外注式单体液压支柱，额定工作阻力为350KN。

支柱的实际支撑能力Rt=KgKzKbKhKaR

Rt=（0.99×0.95×0.9×0.95×0.9×350）KN/根=253.3KN/根

式中：

Rt——支柱实际支撑力KN/m2；

Kg——液压支柱工作系数，取0.99；

Kz——液压支柱增阻系数，取0.95；

Kb——液压支柱不均衡系数，取0.9；

Kh——液压支柱采高系数，取0.95；

Ka——液压支柱倾角系数，取0.9。

工作面合理的支护密度

N=Pt/Rt=（343.35÷253.3）根/m2=1.35根/m2

根据以上计算，单体液压支护区柱距取0.8m，排距取1.0m。

三、工作面液压系统

工作面液压系统是由一台乳化泵提供液压动力（备用一台），通过高压泵管向工作面液压支架供液。

加强泵站管理，保证泵站压力不小于30MPa,乳化液配比浓度为3%～5%，采用自动配液的方式配制。

乳化液配比浓度每班必须检测2次。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期的顶板控制方式

采空区顶板采用全部垮落法处理，即采空区顶板随支架前移自行垮落充填。

工作面内顶板采用跟机拉架支护，即滞后采煤机割后滚筒3～5架进行移架，最大控顶距为4.94m，最小控顶距为4.34m，端面距100～340mm。

二、正常回采时期的特殊支护方式

详见上、下端头区顶板管理。

三、平行作业的安全距离及有关要求

工作面拉架时分段拉架间距不小于30m；拉架工在移架、推溜作业时必须在操控架（即工作架的上一架）内进行，拉架时拉架点前方及下方20m范围内严禁人员进行清收浮煤等架前作业，人员在支架内躲避、以避免掉矸或支架挤伤人员；拉架滞后采煤机后滚筒3～5架，且采煤机司机要在支架内；割煤时，后滚筒下方30m范围严禁进行清收浮煤等架前作业，人员在支架内躲避、以防煤矸飞窜伤人；机头、机尾采空区悬顶面积超过2.0m×5.0m未及时垮落，在支、回单体液压支柱时，距作业点20m内不得进行拉架工作。

四、特殊时期的顶板控制措施另行编制。

第三节机巷、风巷及端头顶板控制

一、工作面上、下安全出口及端头区的支护管理

一）上出口及端头区支护

末架支架上侧护至风巷上帮为上出口及端头控顶区。

采用钢梁或半圆木配单体液压支柱沿倾向一梁二柱支护（当末架支架上侧距电机下侧间距较小无法打单体液压支柱时则架设成一梁二柱式倾斜抬棚挑梁），棚距1.0m。

为了便于上隅角瓦斯有效排放，要及时回撤单体液压支柱，单体液压支柱滞后于160电机不超过2排。

当160溜子电机在最末一架支架下方时工作面最后三架支架切顶线逐次拉架，每架滞后于工作面支架切顶线距离不超过0.6m，以人员回柱安全和保护电机为准。

切顶密集支柱布置一排，柱距0.4m。

二）下出口端头支护

1#架下侧护至机巷下帮为下出口及端头控顶区。

上段工作面及下段无端头支架段工作面下出口采用绞接顶梁配单体液压支柱沿工作面走向进行支护，（正悬臂,绞接顶梁上放置3～5根排柴）柱距0.8m，排距1.0m。

当采至工作面下出口有端头支架段时使用ZTHJ11400/15/23型横式急倾斜端头液压支架，3﹟、2﹟、1﹟按由采空区向煤壁方向横向并排在机巷支护该区域顶板,确保下出口安全畅通。

端头液压支架前探梁端与1#液压支架探梁下侧间距不超过0.6m，否则在中间加打带帽点柱；端头液压支架前探梁端与1#液压支架探梁下侧允许间距差不超过0.3m。

严禁用端头液压支架作为工作面支架的防滑基架。

切顶密集支柱布置1排，柱距0.4m。

三）为了保护160溜子电机及减速箱，跨160电机用钢梁打一梁二柱式倾斜抬棚。

四）上、下出口及端头支护使用绞接顶梁、钢梁时每匹绞接顶梁和钢梁上必须背排柴3～5根，绞接顶梁必须绞接。

五）单体液压支柱必须迎山有力，严禁“光头”支护。

单体液压支柱漏液时必须立即更换或处理，软底时必须“穿鞋”（即垫木踩子）。

二、机、风巷超前支护的范围及支护形式

一）支护要求

风巷超前支护段顶板，自工作面煤壁起0～10m双排超前支柱时采用DZ25～40/100单体液压支柱配L=2.0～3.0m、Φ≥160mm半园木沿煤层倾向一梁二柱架设进行支护，棚距1.0m，自工作面煤壁起10～20m单排超前支柱时采用戴帽点柱沿走向进行支护，柱距1.0m。

机巷超前支护段顶板，煤层倾角小于35°时采用DZ25～40/100单体液压支柱配HDJA-1000绞接顶梁呈正悬臂走向架设进行支护，柱距0.8m，排距1.0m，当采至机巷端头支架段时自工作面煤壁起0～10m双排超前支柱采用DZ25～40/100单体液压支柱配L=2.0～3.0m、Φ≥160m