残采工作面设计说明书剖析.docx
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残采工作面设计说明书剖析
残采工作面设计说明书
2013年05月
第一章工作面概况及地质特征
第一节工作面概况
一、工作面位置及范围
11M1残采工作面为11M1工作面生产接续面，位于11M1工作面南侧，位于11M1运输平巷以上，具体位置及井上下关系如下表一所示：
表一工作面位置及井上下关系表
水平名称
+1024水平
采区名称
一采区
地面标高
+1175～+1225m
井下标高
+1118~+1158m
地面的相对位置
地面地表大部为荒山，地势平坦，无建筑物及重要水体存在。
井下位置及与相邻关系
本工作面走向方向位于11M1工作面采空区南侧，倾向方向位于
11M1运输巷之上；11M1工作面将于2013年5月回采完毕。
走向长度
460m
倾斜长度
123m
倾斜面积
60600m2
第二节工作面地质构造及水文地质
一、断层情况以及对回采的影响
本区域内无断层、陷落柱和火成岩侵入现象。
二、水文地质情况
影响回采的主要含水层为M煤层顶板吴家坪组石灰岩，及煤层底板茅口组石灰岩。
沿煤层露头附近分布LD05等老硐，存在一定的积水。
从调查的老硐看，老硐内大部分地段较为干燥，仅部分地段有滴水及浸水现象，未见大的涌水现象。
但今后仍需对小窑开采边界、废弃巷道及积水量进行必要的调查，以指导矿井防水工作。
预计正常涌水量为1m3/h，最大涌水量为5m3/h。
第三节煤层赋存条件
一、煤层情况
工作面开采煤层为M煤，该煤层为稳定的主要可采煤层,煤层厚度1.0-2.0米之间，具体情况如表所示。
煤层情况表表二
煤层厚度（m）
1-1.8
煤层结构
简单
煤层倾角（度）
16-18°
11°
1.4
17°
开采煤层
M煤层
煤种
贫瘦煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
M煤层呈灰黑～黑色，条痕棕褐、褐黑、黑灰色，风化后多为粉状或粉粒状，性松软，土状或油脂光泽，表面常见铁锈，新鲜时则为鳞片状、碎块～块状，性硬脆，多为玻璃～强玻璃光泽，常可见由亮煤和暗煤相间组成的条带状构造，显微构造。
煤炭为中挥发分、高灰、中硫、低磷、低固定炭、较高热稳定性贫煤。
可作为动力用煤、化工用煤、烤烟用煤及农村家庭生活用煤。
容重为1.4t/m3，硬度系数f在2-3之间。
工作面煤质特征表三
煤层
灰分
Ad（%）
挥发分
Vdaf（%）
硫分
St,d（%）
水分
（%）
发热量
Qnet,d（MJ/kg）
M
30.38
21.01
2.86
0.86
22.43
二、煤层顶底板情况
表四
顶、底板名称
岩石名称
厚度（平均）
特征
老顶
石灰岩
10m
深灰色,局部裂隙发育,结构致密坚硬。
直接顶
泥岩
2m
呈深灰色，局部含硫铁矿。
伪顶
泥岩
0.2m-0.4m
局部存在。
直接底
茅口灰岩
﹥200m
灰白色，致密坚硬，局部为硫铁矿
附图：
工作面煤岩层综合柱状图
三、影响回采的其它地质情况:
瓦斯
相对涌出量0.00m3/t，绝对涌出量0.13m3/min，属瓦斯煤层
CO2
相对涌出量0.00m3/t，绝对涌出量0.06m3/min，属低CO2煤层
煤尘
具有爆炸可能性
地温
工作区温度14°C-16°C，地温梯度2°C/100m
自燃
自燃倾向分类为Ⅲ级，煤层为不易自燃煤层
本工作面无冲击地压危险和应力集中区。
第四节储量计算
一、工作面储量参数
表五
走向长（m）
倾向长（m）
面积（m2）
厚度（m）
工业储量（t）
回采率
回采储量（t）
460
123
60600
1.4
59388
85%
50480
二、服务年限
工作面设计产量：
Q=L×D×M×γ×K×C×330
=123×1×1.4×1.4×0.50×0.85×330
=33811t
式中：
L——工作面长度，m；
D——工作面日推进度，m/天；
M——工作面采高，m；
γ——煤炭容重，1.4t/m3；
K——工作面含煤系数，取50%；
C——工作面回采率，中厚煤层取85%。
工作面的服务年限=可采储量/工作面设计产量=50480/33811=1.49年，
即18个月。
第二章回采工艺
第一节回采工艺概述
根据煤层赋存、工作面巷道布置方式及我矿现有技术装备，工作面确定采用倾向长壁后退式采煤方法，采用炮采工艺沿煤层顶底板回采。
一次采全高，全部垮落法管理顶板。
根据我矿现有支护材料，确定将采高严格控制在2.00米以内，当采高超过此规定时采取留设底煤的方法，采取相应措施，保证支柱达到初撑力，确保支护强度。
正式回采前，先调整切眼内两排顶梁，支柱、顶梁、均按规程要求调整柱、排距，上齐贴邦柱。
工作面初压前，控顶方式采用“见五回一”；正常推采时，控顶方式采用“见四回一”。
生产工艺流程遵循：
爆破落煤→挂梁串顶、支临时柱子→出煤、改贴帮柱→移刮板输送机→支正规柱子→回柱放顶。
附：
工作面正规循环作业图标
第二节回采工艺设计
一、落煤、装煤、运煤
由于产量较低，工作面采用爆破落煤；回采期间工作面使用SGB/30刮板输送机运煤，运输顺槽使用SGB/30刮板输送机和DTL65/20/2×30带式输送机运煤。
爆破落下的煤借助自重进入工作面刮板输送机，余煤由人工装入输送机外运。
1、设备验算：
工作面产量45347t/年，即每天出煤137.4t，取1.5的运输不均衡系数，
（1）、工作面刮板输送机：
以每班净运输时间为5小时计算，工作面运输机运输能力Q运应达到：
Q运×5×3≥137.4×1.5
即Q运≥13.74t/h
（2）、顺槽输送机运输机运输能力Q运应大于工作面刮板输送机运输能力。
（3）、SGB/30刮板输送机运输能力为80t/h，DTL65/20/2×30带式输送机运输能力为200t/h，均可满足工作面生产运输需要。
2、工作面上、下出口及整个采面采用打眼爆破的方法进行落煤，爆破要求如下:
（1）、使用MZ-15煤电钻侧式供水钻杆，湿式打眼，严禁干打眼，炮眼布置为五花眼，串联联线，正向装药，水炮泥与黄泥封孔，用炮棍捣实，封泥长度不少于0.5米，串联正向爆破。
放炮母线使用双线单回路，爆破材料用二级煤矿许用乳化炸药与毫秒延期电雷管（总延期时间不得超过130ms），由专职爆破工采用FD100D煤矿用电容式发爆器起爆。
响炮顺序由溜尾向溜头方向放炮。
工作面采用分组装药、分次爆破的方法，但一组装药，必须一次起爆，正常情况下，连续放炮长度最多不超过15米，顶板破碎或有特殊地质构造时分段放炮（即扒开心），每段一次2米，一次起爆的最大炸药消耗量为9kg。
（2）、炮眼采用三角眼布置
（3）、炮眼特征表
表六
名称
距离（m）
位置
角度
眼深（米）
利用率（％）
装药量（kg/孔）
距顶（m）
距底（m）
仰俯（度）
水平（度）
上眼
1.4
0.4
1.0
3-5
70-80
1.2
83
0.3
底眼
0.7
1.1
0.3
5-8
70-80
1.2
83
0.3
（4）、装药量:
项目
单位
顶眼
底眼
合计
循环炮眼数
个
40
80
120
每孔装药量
千克
0.30
0.30
0.3
循环用量
千克
12
24
36
消耗定额
千克/万吨
构造影响系数为1.1
2954
（5）、爆破说明书
表七
序号
项目
单位
数量
说明
1
打眼工具
型号
ZM1.5T手提式煤电钻
台数
台
2
2
炮眼特征
平均深度
米
1.2
采用三角眼
3
火药
炸药种类
2﹟煤矿许用乳化炸药
每孔装药量
千克/孔
0.3（平均）
循环用量
千克
36
4
雷管
种类
毫秒延期电雷管
循环用量
个
120
5
装药方式
分组装药
6
封泥
炮泥
黄土炮泥
水炮泥
个/孔
每孔不少于1块
封泥长度
米
≥0.5米
填满封实
7
起爆
联线方式
串联联线
起爆顺序
顺序起爆
起爆顺序
正向爆破
（6）、炸药的规格及性能:
（1）使用二级煤矿许用乳化炸药。
（2）规格：
药卷直径：
32mm；药卷长：
32cm，药卷质量：
0.3kg。
（7）、雷管的规格：
使用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms；脚线长度：
2m。
二、支护设计
工作面支护使用DWX14型、DWX16型与DWX18型单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁进行支护，放炮后及时挂梁，顶梁带圆销子端朝向煤壁子，顶板完整时，每路顶梁间用三根串杆背顶，相互搭接不能少于150毫米。
顶板破碎时用板棚、串杆背顶,遇顶板破碎难以维护时配合编织网护顶。
然后用合格的扁销子夹紧顶梁，大锤紧牢，顶梁相互平行，并垂直于煤壁，两肩压实，铰接好、梁头齐。
挂梁工必须在有效支架掩护下操作，严禁空顶作业。
1、单体支柱的支护设计
（1）、参考我矿多年来回采M煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。
预计工作面矿压参数参考表表八
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
2
1—3
老顶厚度
m
10
10—15
直接底厚度
m
﹥200
﹥200
2
直接顶初次垮落步距
m
16±3
15±3
3
初
次
来
压
来压步距
m
35±3
30±3
最大平均支护强度
kN/m2
282
282
最大平均顶底移近量
mm
166
166
来压程度
不明显
不明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
13.00±2
13.00±2
最大平均支护强度
kN/m2
282
282
最大平均顶底移近量
mm
166
166
来压程度
显现不大
显现不大
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
191
191
最大平均顶底移近量
mm
100
100
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
底板容许比压
MPa
8.3
8.3
8
直接顶类型
类
二
二
9
老顶级别
级
二
二
10
巷道超前影响范围
m
20
20
（2）、合理支护强度的计算：
采用经验公式计算
Pt=4×9.81×h×r
=6×9.81×1.8×2.7=286KN/m2
式中:
Pt—工作面合理支护强度（KN/m2）
6－本面选取6倍采高的直接顶压力
h——采高（m）
r——顶板岩石容重（t/m3），取.2.7
选取“预计工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为282KN/m2，工作面支护强度为286KN/m2，选取上述两项中最大值282KN/m2，
支柱实际支撑能力计算
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
=0.99×0.95×0.9×0.9×1.0×300
=228.5（KN/棵）
Rt------支柱的实际支撑能力KN/棵
Kg-------工作系数液压支柱取0.99
Kz-------增阻系数液压支柱取0.95
Kb-------不均匀系数液压支柱取0.90
Kh-------采高系数大于1.4m取0.90
Ka-------倾角系数取1.0
R--------额定工作阻力DWX14支柱取：
300KN
工作面合理的支护密度计算
N=Pt/Rt=286/228.5=1.25（棵/m2）
合理的支护密度，排距a为1m，柱距b=1/aN=1/1.25=0.8（m）
取柱距：
0.8米。
柱距偏差不超过：
0.6m±0.1m。
控顶方式及支护参数：
（1）控顶方式：
初采期间采用“见五回一”；正常推进时采用“见四回一”的控顶方式。
（2）支护参数：
表九单位（m）
范围
溜头
工作面内
溜尾
控
顶
距
初压前
最大
6.20
5.20
6.20
最小
5.20
4.20
5.20
初压后
最大
5.20
4.20
5.20
最小
4.20
3.20
4.20
排距
1.00
柱距
0.80
放顶步距
1.00
柱鞋直径的计算：
φ≥20
=187.3mm
Rt--支柱的实际支撑能力228.5KN/棵
Q---底板容许比压，8.3Mpa
根据计算需要在支柱下加垫直径为187.3mm的铁鞋，结合我矿现有支护材料情况，选用直径为250mm的铁鞋，当底板松软、支柱有钻底现象时，则需要在铁鞋下加垫木鞋，确保钻底量不超过100mm。
三、乳化液泵站
１、泵站选型、数量：
乳化泵选用BRW40/20一台，备用同种型号的乳化泵一台，一台正常使用，一台备用。
２、泵站设置位置：
泵站设置在进风巷距工作面100～150m之间的峒室内或开宽位置，不准影响行人和运料。
３、泵站使用规定：
①要保证泵站压力不低于18MPa，乳化液配比2-3%。
要加强泵站的维修及供液管路的维修，杜绝系统的窜漏液，现场使用自动配比器，使用糖量计检查配比液浓度。
②乳化液泵要有专人看管，开动时按操作规程操作。
③泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5米。
④泵站压力调整要求：
泵的卸载阀整定值为20MPa,严禁随意调整安全阀整定值。
四、工作面顶板管理
1、正常工作时期顶板支护方式
根据本工作面顶板特征，直接顶为泥岩，根据相邻已回采11M1工作面的情况观察，直接顶岩石冒落后能充满采空区，大部分顶板随回柱随冒落，故采用三～四排控顶,“见四回一”的控顶方式控制顶板，全部垮落法管理顶板。
若面后局部悬顶面积超过（2×5）m2时，必须采取人工强制放顶。
工作面使用外注式单体液压支柱，配合金属铰接顶梁支护，沿推进方向以正悬臂齐梁齐柱直线式支护顶板。
升柱使用注液枪，注液枪每10米安设一支，顶梁前悬700mm，后悬300mm接顶平稳，机头、机尾上下缺口分别使用六路双销顶梁特殊支护。
2、正常推采时期特殊支护形式为：
（1）、临时支柱
工作面放炮后及时挂梁支设临时柱，间距为一架棚支设一棵，柱爪要全部卡在顶梁的牙槽内，支设牢固有力，临时支柱必须棵棵拴绳，防止倒柱伤人。
（2）、贴帮柱的支设：
当机道内的炭接近出净时,用打替柱子的方式将临时柱逐棵改到煤壁处，柱底紧靠煤壁，柱爪卡在顶梁前端4个牙槽内为贴帮柱,升紧打牢。
升柱时先挂牢防倒套子再升柱，严防倒柱。
端面距超过0.3米时支设带帽点柱（柱帽：
0.4米×0.2米×0.08米）。
（3）、密集支柱的支设方法及质量标准：
沿工作面放顶线排支设单排密集支柱，即在靠切顶排相邻两正规柱之间，加支一棵点柱并排成一条直线。
支密集和回密集同时进行，支密集超前回柱点2棵。
密集支柱支在相邻两正规支柱的中间，迎山有力，并与空茬排正规支柱支在同一直线上。
架设密集支柱时，如果顶板有裂隙，要躲开裂隙打在靠工作面的一侧，软底或煤底时，必须垫好铁鞋或木鞋。
密集支柱应支设在放顶线正规支柱防倒绳外靠老空侧。
（4）、切柱的支设
①在靠放顶线排顶梁下架架支设切柱，柱顶紧靠正规柱，不垫铁鞋支设，柱脚间距0.3—0.4米，升紧打牢。
②支护要求：
迎山有力，支设牢固，支设时最低初撑力不得低于50KN。
（5）、对柱的支设
在工作面超压区域段人行道老空侧，紧靠支有正规支柱的顶梁下垫铁鞋支设，支柱迎山有力，支设牢固，且留有不少于0.7米的人行道。
（6）、丛柱的支设
①支设方法：
在工作面放顶线排连续3架顶梁下各加支两棵支柱。
三棵支柱要均匀布置，柱脚间距0.3米，单排布置。
②支设要求：
每棵支柱迎山有力，保证丛柱四面见线，垫铁鞋支设，初撑力达到90KN以上，间距7米一组，每组九宫柱用细钢丝绳防倒。
3、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离
回柱放顶拖后支齐正规处的距离不小于15米，分段回柱间距不小于15米。
当支护工序与其他工序发生脱节时，支护工有权要求暂停或减缓其他工序，优先进行支护。
4、特殊时期的顶板管理
（1）、初次来压的支护要求：
初压前，工作面采用“见五回一”的控顶方式。
贴帮柱、临时支柱均在第一刀起支设。
由切眼开始，推采5米时，将放顶线一排隔一棵支设一棵切柱，推采7米时将放顶线一排支齐切柱。
推采8米时，放顶线第二排柱子隔一架支设一棵切柱，放顶线排增设密集支柱和单排丛柱，丛柱间距为14米，溜头（尾）各设一组，推采10米时，增设双排丛柱，间距为7米，呈三角形排列。
推进10米时沿工作面放顶线每8米打一棵木质信号柱，并呈三角排列。
信号柱规格：
直径不大于80mm，中间应砍有不少于1/2的缺口。
顶板管理人员、测压员及时测压分析，掌握工作面来压情况，并随时观测信号柱变化情况，当信号柱发生来压信号明显时立即汇报当班跟班区长，并迅速组织人员撤到安全地点，待顶板垮落后，方可进入施工地点进行作业。
左右工作面自切眼推采前在煤壁侧平行煤壁打一排放顶眼，眼距1.2米，眼深不低于1.6米。
工作面推进10m，直接顶冒落高度达不到采高的1.5倍，倾斜长度超过工作面长度的三分之一时，必须进行人工强制放顶。
若悬顶未能放落或冒落后的顶板不能充实采空区时，并视现场情况适当加密支护。
每向前推进一米采取强制放顶一次，直至顶板垮落充实采空区。
（2）、初压过后及周期来压期间的顶板管理
初压过后由公司生产系统领导小组成员现场调查研究，安全无隐患后，由技术部下达通知后方可将控顶方式改为“见四回一”，将双排丛柱改为单排，间距为7米，切柱只保留放顶线一排，其它不变工作面进行正常推采。
回采时悬顶沿倾向达到2m，走向达到5m，必须采取加强支护措施，在人行道靠空茬侧正规柱梁下加支对柱，仍不冒落要实行人工强制放顶。
根据本矿回采经验，M煤层基本顶周期压力对回采影响不大，周期来压期间的顶板管理同正常回采。
（3）、工作面初采与末采的支护要求
工作面在回采前，开好上下出口（3.5×1）m，使用六路双销顶梁支护顶板，然后将溜子移至靠工作面煤壁一侧，再挂上两排顶梁支设两排正规支柱。
在挂梁支柱后，方可将原来的棚梁回出，进行推采。
工作面在推至停采线前，若煤壁与停采线不能互相平行，要先将工作面调正。
至停采线时，将支护空间缩小到三排支柱。
即推过最后一排后，不再移置溜子，挂梁后支齐贴帮柱，支柱的卸载阀要朝向便于回收的方向，最后清扫浮煤，加固采面支护，清理上下出口，保持完好畅通，其高度不低于1.6米。
拆运输机，最后回采面支架。
工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。
（4）过断层及顶板破碎时的顶板管理
在顶板破碎、断层等构造处作业或处理冒顶、伞檐等情况时，必须设专人监护观察顶板与支护，若有异常，先处理后再作业。
若采面压力大、顶板破碎或遇有特殊构造时，溜子移进度达0.5米，必须每节溜槽支设一棵临时支柱，必要时架架支设临时支柱。
工作面遇到断层、破碎带要多打眼，少装药，保证顶板完整。
工作面推采遇到倾斜断层时，采用放炮起底的方法推过，放炮要放小炮，起底的岩石必须全部拣入老空，整平底板，起底高度以溜子铺设平缓为准，顶板用串杆、笆片背实，梁子铰接平稳，支柱迎山有力。
断层层面要用斜撑柱、戴帽点柱或板棚支护好，以防片矸伤人。
断层的上下盘3米（以断层面为界）范围内各支设一组丛柱，丛柱随采面前移而前移，且不能作为回柱分段点，溜子弯曲段不得停留在断层上下盘4米范围内。
遇有走向断层或裂隙时，视现场情况，可适当增大控顶距，合理确定采面的放顶步距，可采用见五回二的控顶方式，一次回掉构造外、断层面外侧柱子。
回撤时，必须使用专用长柄工具，专人观察顶板，回柱点20米范围内支护完好。
工作面遇断层、顶板破碎等特殊地质构造时，必须制定出专项安全技术措施，方可施工。
5、强制放顶
（1）、工作面初次来压前悬顶超规定，顶板仍不垮落，采取人工强制放顶。
（2）、放顶时，在回柱前沿放顶线采用使用MZ-12型侧式供水煤电钻湿式或YT-24型风钻打眼，放顶眼平行于工作面布置，打眼方向应斜向面后，眼距1.2米，仰角65°，眼深不少于1.6米，每孔装药量不少于5卷。
回柱前，定炮必须进行完毕，回柱后进行分段联线放炮，并加强放顶前后瓦斯检测，瓦斯不超限方可人员进面作业。
若第一次不能全部放落悬顶，推采3-5米后，用同样的方法继续放顶，待顶板全部放落后再进行推采。
（3）、放顶前，沿倾向每10米、走向每5米打一棵木质信号柱，并呈三角排列。
规格：
直径不大于80mm，中间应砍有不少于1/2的缺口。
（4）、放顶期间，由生产矿长组织成立放顶领导小组，同工区值班人员一起现场跟班，观察顶板动态，放顶后仍有大面积悬顶（2×5）m2不冒时，继续采取放顶措施，待顶板全部跨落，放顶领导小组成员现场观察无隐患后，方可生产。
五、上、下出口及端头顶板管理
1、工作面上、下两巷的顶板管理
（1）、工作面巷道均由工作面煤壁向外不少于20m进行超前支护。
顶板破碎压力大时，超前支护要达到30m。
（2）、工作面巷道均距煤壁子垂直距离20米范围内必须各支设相互平行的2路顶梁，柱距为1米，采用液压支柱配铰接顶梁支护，每条顶梁下均支一棵液压支柱，支柱的柱爪支设在顶梁靠老空侧第3～5个牙口上（前七后三），铰接顶梁下的支柱沿走向成一条直线，随工作面的推采及时延长。
遇车场等巷道加宽地段按以上要求支设3～5路顶梁，不准出现单挑顶梁，顶梁之上用串杆、板梁背顶，均匀压肩，接顶牢固。
遇躲避峒或信号室无法引挂顶梁时支设带帽点柱。
轨道巷离开巷道中心线0.5米拉线垫铁鞋各支设一路；运输巷离开溜槽10厘米垫铁鞋支设一路，另路柱顶距棚爪30厘米垫铁鞋支设一路，回风巷超前支护同轨道巷。
巷道超前支护支柱均使用防倒绳防倒且两出口内必须留有不小于0.8米的人行道，高度不低于1.6米，并有专人检查维护、清理。
（3）、支柱必须垫支铁鞋，支柱不得偏心，清理干净浮煤或浮矸，支到实底，初撑力达到50KN以上，迎山有力，支设牢固后必须拴紧钢丝绳。
超前支护范围内巷道净高不低于1.6m，超前支护以外的巷道净高不低于1.8m。
所有支柱必须拴紧细钢丝绳（规格：
6×19×6.2mm），拴在支柱的柱爪与三用阀中间位置，钢丝绳必须在支柱上缠绕至少一圈。
所有支柱三用阀与巷道平行，注液嘴朝向采空区方向，超前支柱的尽头要支设对柱。
（4）、巷道放顶线排各支设一组关门柱，关门柱托住二架钢梁，在对应每架钢下各支设里三外二支柱，钢梁两端各支设一棵正规柱。
2、轨道巷、运输巷的加强支护
超前支护以外的巷道出现顶板压力大、片帮严重时，必须加长超前支护距离。
3、工作面上、下出口的顶板管理
左、右工作面循环溜头、溜尾分别开好缺口（3.5m×1m）支设六排双销调角定位顶梁支护顶板，双销顶梁必须铰接使用，并使用2个水平销反向插接，紧设牢固，两个水平销插接长度均匀，伸出长度不得小于0.03米。
使双销顶梁平行于顶板，每个双销顶梁下按前悬700mm，后悬300mm正悬壁支设正规支柱，双销顶梁随缺口放炮，依次前挂，并及时支设临时支柱，出煤后，用打替柱的方式垫铁鞋支设中柱，移溜头、溜尾时，严格执行先
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