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残采工作面设计说明书
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,严格执行先替后改的原
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