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采面工作面施工组织设计

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2020年4月19日
文档仅供参考
第一章 工程简介

一、1123工作面基本情况
1123采面工作面采用高档普通机械化倾斜长壁采煤法开采，工作面使用双滚筒采煤机落煤。
1123采煤工作面位于+838m水平一带区（+850m～+748m水平之间）。采煤工作面运输巷和回风巷分别在+850m上下连运输巷开口掘进石门揭煤后，顺煤层下山550米布置开切眼， 1123工作面平均采高为1.45m，平均煤厚0.7m。单面走向长度147米，倾斜长550米。工作面标高+761～+856m,相应地表标高+1280～+1220m，埋深519～364米，平均441m。
该工作面所属煤层为上下连煤层，煤种为无烟煤，属于不易自燃煤层，无煤尘爆炸危险性，煤层顶板以细砂岩、泥岩为主，稳定性较差，底板以泥岩及细砂岩为主，稳定性一般，属较稳定薄～中厚可采煤层。
二、工作面位置及井上下关系（见表1）
工作面位置及井上下关系表 表1
水平名称
+838m水平
采区名称
一带区
工作面名称
1123采煤工作面
地面标高(m)
+1220～+1280
井下标高(m)
+856～+761
地面相对位置
工作面对应地面位置为杨湾村瓦厂坪社，地面标高为+1220～+1280米，工作面标高为+856～+761米，地表平均高差441米。
井下位置及与四邻关系
1123采煤工作面是河坪煤厂+838m水平一带区上下连煤层第3个采煤工作面。该工作面南1121、1122采煤工作面均已回采完毕，现已封闭；北面正在布置1124工作面；东为+748m底板岩石运输巷；西为+850m上下连运输巷和+850m上下连煤层回风巷,以煤柱为限。
工作面地呈南低北高。
回采对地面设施的影响
该工作面地表为山林，无民房及建筑物，根据矿井多年回采，未出现地表塌陷,预计该工作面回采对地表影响不大。
工作面长度
147m×2
倾斜长度（m）
550
面积（㎡）

161700
三、相邻工作面
1123工作面北为1124采煤工作面（正在布置）；东为+748m水平+748m底板岩石运输巷；南为1122采煤工作面已回采完毕，现已封闭；西为+850m上下连煤层回风巷，+850m水平以上为采空区。
四、采煤规模
名称
走向长
倾斜长
回采面积
煤层平均厚度
原煤比重
回采率
工业储量
可采储量
可采期限
单位
m
m
m²
m
t/m3
%
kt
kt
月
参数
294
550
144060
0.7
1.40
89.1
158.4
141.1
27.6
四、工程范围
1123工作面运输机巷皮带机安装、转载机安装及工作面支架安装、工作面刮板机安装和采煤机的安装。
按照支护设计进行支护，包括支护材料的采购、加工、安装及拆除；
1123采煤工作面机电设备，包括采煤机、刮板机、转载机、液压支架、泵站、移动变电站、供回液管路、电气开关、电缆及供排水管路等。（1123工作面长度294m）
1123工作面机电设备安装及调试。

八 、工作面储量及服务年限
（一）、工作面工业储量
单面 A=147m×550m×0.7m×1.40t/m3=79.2 (kt)
双面工作面 A工= 79.2×2=158.4(kt)
（二）工作面回采量及回采率
+850m上下连回风巷护巷煤柱30m，因此回采倾斜长度550-60=490m。
回采量：A回 = 147×490×0.7×1.40×2 = 141.1 kt
回采率：144.1/158.4×100%= 89.1%
（三）生产能力及服务年限
根据矿井的核定生产能力150kt、 采掘计划及实际生产能力，设计工作面两班生产，一班准备检修，班循环2次，日推进两刀1.2 m（实际只有1.1m），工作面回收率95%，正规循环率70%（考虑到工人操作不熟练及设备运行因素），按年工作276个工作日计算。
工作面年产量：A采=l·L·r·C·m· 10-3
=147×2×276×1.1×0.70×1.45×1.40×95×10-3
= 12.05 kt/a
式中：A采-普采工作面年产量，kt/a ；
M—回采工作面煤层厚度0.7m（平均采高1.45m）；
l—回采工作面长度，平均147m×2；
L—回采工作面年推进度，212.5m；
r—开采煤层的平均容重，1.40t/m3；
C—工作面采出率，95%。
工作面平均日生产能力：120.5/276 = 0.437 t/d
工作面服务年限：(550-60)/ 212.5= 2.3（年）
预计工作面于 4月份始采， 6月终采。

第二章 采煤方法及回采工艺流程

根据我矿《整合工程初步设计（修改版）》 ，1123采煤工作面为采用普通机械化采煤工艺，倾斜长壁后退式采煤法进行回采，采空区采用自然垮落充填法管理顶板。
第一节 巷道布置
一、采煤工作面巷道布置
1123采煤工作面为三巷布置，采煤工作面运输巷（1123工作面运输机巷）
在+850m水平底板岩石运输巷掘一段岩石巷（1123工作面通风行人巷）与工作面溜煤眼贯通，按方位角52º，倾角-17 º掘进65m见煤，顺煤层倾向布置530m；采面回风巷（1123a回风巷、1123b回风巷）从+850m水平底板岩石运输巷掘一段岩石巷（石门）与+850m上下连煤层回风巷贯通，然后顺煤层倾向掘进630m，对接工作面运输巷、回风巷到位后两巷贯通后形成开切眼，安装机电设备、供电系统、控风设施、安全监控等后形成采面生产工作面。1123工作面运输机巷道净高2m，净宽3.6m，矩形断面，锚杆加钢筋梯支护；1123a回风巷、1123b回风巷净高2.0m，净宽3.5m，矩形断面，巷道采用锚杆加锚索钢带支护。工作面巷道布置见图。
二、溜煤眼
在+850m水平底板岩石运输巷1123工作面通风行人口距大巷76m处布置有1123工作面溜煤眼，方位角60º，倾角+45 º,倾斜长16m。高:2.0m,宽：上口3.0m、下口0.8m，深23m， 容积87.4m3，锚杆支护。

第二节 采煤方法
该工作面采用倾斜长壁后退式开采，全部跨落法管理顶板。1123a采面与1123b采面煤壁至煤壁之间的错距离保持在1-3米之间。
1、 进刀方式：机组自开切口斜切进刀
a、 采煤机向机（头）尾割煤斜切进刀25～30m，其前后滚筒全部切入 ；
b、移溜工序距进风巷（回风巷）15m处停止移溜；
C、采煤机割透机头（机尾），调换上、下滚筒位置返回，经过工作溜弯曲段滚筒切入煤体；
D、将剩余工作溜推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作；
E、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（尾）割三角煤完成斜切进刀；
F、割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机尾（头）正常割煤，推移工作溜机头（机尾），进刀结束；
采煤方法图示意图

第三节 回采工艺
一、回采工艺
工艺流程：采煤机从机尾（头）自开切口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→推移工作溜→移后溜→移整体梁。

（一）落煤
1、采用MG170/410－WD型双滚筒骑溜式交流电牵引采煤机落煤；
2、进刀方式：机尾（机头）割三角煤斜切式进刀，其进刀斜长大于25m。
3、割煤方法：双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。
4、采煤机型号及主要技术参数
型号：MG170/410-WD
生产能力 t/h
650
采高 m
1.3-2.92
截深 mm
600
适应倾角
≤35°
滚筒直径 mm
Φ1250
滚筒转速 r/min
46
摇臂长度 mm
1798
摇臂摆动中心距 mm
5813
牵引力 KN
408
牵引速度 m/min
0-7,割煤时控制在0-2。
牵引形式
交流变频调速无链牵引
机面高度 mm
1100
最小卧底量 mm
167
最大不可拆卸尺寸（中间箱尺寸） mm
2400×1200×800
最大不可拆卸重量 t
≤5.3
灭尘方式
内外喷雾
装机功率 kw
170×2+30×2+11
电压 v
1140
机重 t
25
配套输运机
SGZ630/220

工作面采煤机割一刀原煤循环进度为0.6m。
附图3:正规循环作业图表
（二） 装煤方式
利用采煤机滚筒与工作面SGZ630/220型刮板输送机配合运，实现自装煤。剩余浮煤在推移溜过程中，溜子推移至煤壁溜子铲煤板将煤装入溜中。
（三）运煤
工作面刮板机运到1123运输巷刮板机转载到1123运输巷皮带机运至煤仓，转入+850上下连底板岩石运输巷装入矿车，电瓶机车牵引运输到+838m甩道车场，绞车提升到地面，人力推车到地面煤仓。
1、工作面内采用SGZ-630/220型中双链可弯曲刮板输送机技术参数
电动机功率：2×110KW，电压：1140V
运输能力：450t/h，链速：0.93m/s
安装长度：150 m
中部槽规格：1500×630×252mm
整机弯曲性能：水平弯曲1°；垂直弯曲3°。
2、运输机巷转载使用SGB620/40T型刮板输送机技术参数
电机功率：55KW，电压等级：660V
运输能力：150t/h，链速：0.86m/s
安装长度：80m
中部槽规格：1500×620×180mm
3、运输机巷DTL80/2×75型固定伸缩胶带运输机技术参数
电机功率：2×75KW，电压等级：660V
运输能力：400t/h，带速：2.0m/s
安装长度：560m
胶带宽度：800mm
（四） 工作面支护及顶板管理
工作面采用山东凯瑞矿山设备制造有限公司为我矿设计的整体顶梁悬移液压支架ZH /14/19.5Z、ZH2400/14/19.5Z支撑顶板 ，三巷超前支护使用JDB-1200型铰接顶梁配DW25-250/100单体液压支柱进行支护。
整体顶梁悬移液压中间支架ZH /14/19.5Z技术特征（见下表2-1）
ZH /14/19.5Z中间支架技术参数表2-1
序号
名 称
参 数
备 注
1
支架高度
1400-1950mm
最低/最高
2
支架宽度
960 mm

3
工作阻力
kN
P=41Mpa
4
初撑力
1545kN
P=31.5Mpa
5
支架中心距
1000mm

6
支护强度
0.60MPa

7
对底板比压

8
支柱缸径
Φ125mm

9
行程
550mm

10
支柱数量
4条
带Φ350mm铁鞋
11
移架千斤顶缸径
100mm

12
移架步距
700 mm

13
推溜千斤顶缸径
100mm

14
推溜力
235kN

15
行程
700 mm

16
档矸板长度
580mm

17
泵站压力
31.5MPa

18
工作介质
M10乳化液
浓度3-5%
19
操作方式
集中控制

ZH2400/14/19.5Z过渡支架(端头支架）技术参数表2-2
序号
名 称
参 数
备 注
1
过渡支架高度
1400-1950mm
最低/最高
2
支架宽度
960 mm

3
工作阻力
2400kN
P=39Mpa
4
初撑力
1940kN
P=31.5Mpa
5
支架中心距
1000mm

6
支护强度
0.56MPa

7
对底板比压

8
支柱缸径
Φ140mm

9
行程
550mm

10
支柱数量
4条
带Φ350mm铁鞋
11
伸缩梁数量
1

12
伸缩梁行程
700 mm

13
移架千斤顶缸径
100mm

14
移架步距
700 mm

15
推溜千斤顶缸径
100mm

16
推溜力
235kN

17
行程
700 mm

18
档矸板长度
580mm

19
泵站压力
31.5MPa

20
工作介质
M10乳化液
3-5%
21
操作方式
集中控制

1、支架操作方法：本架操作
2、移架方法：追机逐架前移
3、工艺关系：正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，
（顶板破碎段可超前移架即前滚筒割顶煤，滚筒割底煤后立即移架）；推移溜滞后移架10—15m，推溜时，采取多次推到位的方法推溜，必须保证输送机弯曲段长度大于1.5m。输送机弯曲段的弯曲角水平方向不得大于1度，垂直方向不得大于3度。杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。
4、采空区处理：采用自然垮落法充填采空区顶板。根据矿井多年实际情况若采面初期推进5-10米时，采空区顶板不自动垮落，要进行一次强制放顶，以后不需人工强制放顶，顶板直接顶大约2.0-2.5m厚随移架而自然垮落充填采空区。
二、工作面正规循环生产能力
该工作面选用双滚筒采煤机采煤，ZH /14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，刮板输送机运煤，采煤机运行时采用双向割煤方式，斜切进刀，自开缺口，日往返一次割两刀（因受矿井运输限制和职工对机采的技术熟练程度），每刀截割深度0.6(实际0.55m），日推进度1.1m。
W = LShrc
=147×2×0.55×1.45×1.4×95%
= 311.8（t/1个循环）
式中： W——工作面正规循环生产能力，t/1个循环 ；
L——工作面平均长度，147 m×2；
s——工作面正规循环推进度，0.6m，实际0.55m；
h——工作面采高，1.45m；
r——煤的视密度，1.4t/m³；
c——工作面采出率，95%。
第四节 设备配置
1123工作面主要设备配置
设备名称
型号
功率（KW）
运量（t/h）
台数
采煤机
MG170/410-WD
410
650
2
刮板运输机
SGZ630/220
2×110
450
2
刮板运输机
SGW-620/40T
55
150
1
伸缩带式输送机
DTL-80/40/2×75
/2×55
2×75
400
1
悬移液压支架
ZH /14/19.5Z

284
端头过度支架
ZH2400/14/19.5Z

20
乳化泵
BRW200/31.5
110

2
乳化液箱
XR200/16
1500L

1
移动变电站
KBSGZY315/10

1
移动变电站
KBSGZY1000/10

2
开关
QJZ-400

6
双控双速开关
QJZ-315/1140(660)SA

2
防爆电话
KTH-101

5
组合灯光电铃

18
金属铰接顶梁
JDB-1200

200
单体液压支柱
DW25-250/100

300

第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、工作面顶板管理方式及支护设备选型
1、液压支架选型计算
1）工作面中间支架选型计算
根据本工作面煤层的赋存条件、地质构造特征，为保证选用适用的支架，使得机采各项工艺参数充分发挥，确保工作面实现高产高效，进行工作面支架选型。
A、根据工作面自然条件，上下连煤层厚度为1.55-1.9m，煤层倾角为11°-15°等赋存条件初步选用支架为整体顶梁组合式支架。支架的支护强度≥1000kpa，取支架支护强度为1000kpa。
B、支架支护强度的计算：
Q=1000×N×h×γ×9.8×10-6/u
式中：Q——支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），MPa；
N—支架荷载相当于采高岩重的倍数（6-8倍），取N=8；
h——煤层平均采高，1.45-1.9m，取最大1.9m；
γ——顶板岩层平均容重，取2.5t/m3；
u——支护效率，取0.85；
Q = 8×1.9×2.5×9.8/0.85＝438.12 kN/m2=0.44MPa
因此该工作面合理支护强度为0.44MPa < ZH /14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架的支护强度0.56 MPa。故选用支架支护强度较合理。
支架有效载荷面积S=（3.6+0.2)×1.0=3.8m2
支架工作阻力： Q 工= Qb（l+c）
= 438.12×1.0×（3.6+0.2）
= 1664 kN
式中： Q——工作面支护强度，取438.12kN/m2；
b——支架中心距，取1.0m；
c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m；
l——顶梁长度，取3.6m。
C、支架初撑力的确定
由于1123工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为1664×0.8= 1332 KN 。
D、液压支架的高度计算
（1）支架的最大支撑高度
考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm，即：
hmax=Hmax+（200-300）mm Hmax——煤层开采的最大高度，1700mm。
=1700+200
=1900 mm
（2）支架的最小支撑高度
支架的最小支撑高度为最小开采高度减去（150-250）
hmin=Hmin-（150-250）mm Hmin——煤层开采的最小高度，1550mm。
=1550-150
=1400 mm
根据以上参数,工作面中间选用ZH /14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板较合理（见表2-1）。
2）工作面过渡支架（端头支架）选型计算
为了确保工作面端头支护强度达到实际要需求，进行工作面端头支架选型。
A、根据工作面自然条件，上下连煤层采高为1.55-1.9m，煤层倾角为11°-15°等赋存条件，初步选用支架为整体顶梁组合式支架。支架的支护强度≥1000kpa，取支架支护强度为1000kpa。
B、支架支护强度的计算：
Q=1000×N×h×γ×9.8×10-6/u
式中：Q——支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），MPa；
N—支架荷载相当于采高岩重的倍数（6-8倍），取N=8；
h——煤层平均采高，1.45-19m，取最大1.9m；
γ——顶板岩层平均容重，取2.5t/m3；
u——支护效率，取0.85；
Q = 8×1.9×2.5×9.8/0.85＝438.12 kN/m2=0.44MPa
因此该工作面合理支护强度为0.44MPa < ZH2400/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架的支护强度0.60 MPa。故选用支架支护强度较合理。
支架工作阻力： Q 工= Qb（l+c）
= 438.12×1.0×（4.2+0.2）
= 1947 kN
式中： Q——工作面支护强度，取438.12kN/m2；
b——支架中心距，取1.0m；
c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m；
l——顶梁长度，取4.2m。
C、支架初撑力的确定
由于1123工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为1947×0.8= 1558 KN 。
D、液压支架的高度计算
（1）支架的最大支撑高度
考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm，即：
hmax=Hmax+（200-300）mm Hmax——煤层开采的最大高度，1700mm。
=1700+200
=1900 mm
（2）支架的最小支撑高度
支架的最小支撑高度为最小开采高度减去（150-250）

hmin=Hmin-（150-250）mm Hmin——煤层开采的最小高度，1550mm。
=1550-150
=1400 mm
根据以上参数,工作面过度支架（端头支架）选用ZH2400/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板较合理（见表2-2）。
采煤工作面选用BRW200/31.5型乳化液泵两台与XR200/16型乳化液箱一台共同组成乳化液泵站为整体顶梁组合悬移支架提供动力源符合要求。
2、顶板控制
1123(a)工作面及1123(b)工作面均采用ZH /14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，最大控顶距4.2m（端头），最小控顶距3.6m；放顶步距为0.6m，自然垮落充填采空区顶板。
ZH /14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架工作阻力 kN/架，支架承载不均匀系数取0.8，支架实际承载能力Q按下式计算：
Q单= ×0.8=1600kN/架
工作面支护密度
ρ== （8×1.9×2.5×9.8）/1600
= 372.4kN/m2/1600
=0.233架/m2
式中：ρ— 支柱密度，架/m2；
W—支护强度，kN/m2；
Q单—支架实际承载能力，kN/架；
单支架支护面积：S= 3.6×0.96 = 3.456m2
0.233架/m2×3.456m2 = 0.805 ＜ 1
故支护密度符合要求。
确定架距
根据工作面推进度0.6m；据此确定间距。
R=1/（Lρ）=1/（0.6×0.805）=2.07m
式中：R—间距，m；
L—推进度，0.6m；
根据计算，确定工作面采用支架间距为1.0m，推进度0.6m。
工作面支架数确定：工作面总长294m，运输机巷宽度3.6m，回风巷宽度3.2m,支架宽度0.96m,间隙0.04m。
工作面有效支护距离：294+3.6+3.2+3.2 = 304m
支架数：（304）/(0.96+0.04) = 304架
选取支架台数302架时
端头支架距负帮距离 = 304 - 302×1.00 = 2.0m
机头、机尾端头架距负帮距离平均为：2.0÷2=1.0m
考虑安装间隙，取302架符合要求。
工作面内排头支架与巷道支护间距不应大于 0.5m。
3、液压管路压力损耗计算
采煤工作面选用BRW200/31.5型乳化液泵，放置于1123工作面通风行人巷，位于工作面上段，距工作面斜长560m，垂高108m。液压供、回液主管采用单管供液方式，供液主管直径Φ38mm，采面分支主管Φ25mm，将液压连接到每架支架上。为了确保工作液压支架撑力达到1545KN，对沿程管路压力降进行计算：
泵站至工作面入口端的管路铺设直径Φ38mm，长度600m(每10米铺设1根管子，供60根管子），接头芯子内径30mm总数为2×60=120个，直径Φ38mm的接头芯子单个长为10.5mm，芯子总长LXZ=120×0.097=12.6m≈13m,纯胶管总长LCg=560-13=547m。
工作面内管路铺设直径Φ25mm，长度195m（架间距1m,150m工作面有150根管，每根管长1.3m，管子总长195m），接头芯子内径19mm总数为2×150=300个。直径Φ25mm的接头芯子单个长为87mm，芯子总长LXZ=300×0.087=26.1m≈26m,纯胶管总长LCg=195-26=179m。
主管内径Φ38mm胶管内液体流速：
Vg=21.22Q/d2=2122×200/382 = 2.94 m/s
式中 Q--泵站流量，200L/min；
d--管路内径，38mm。
主管接头芯子内液体流速 ：
Vx = 21.22Q/d2=21.22×200/302= 4.72 m/s
式中 Q--泵站流量，200L/min；
d--管路内径，30mm。
工作面支主管内径Φ25mm胶管内液体流速：
Vg=21.22Q/d2=21.22×200/252 = 6.79 m/s
式中 Q--泵站流量，200L/min；
d--管路内径，19mm。
主管接头芯子内液体流速 ：
Vx = 21.22Q/d2=21.22×200/192= 11.76 m/s
式中 Q--泵站流量，200L/min；
d--管路内径，19mm。
泵站至工作面入口端主管沿程压力降：
△PYZ 1= 10LcgVg2/dg + 10LxzVx2/dx
= 10×547×2.942÷38 + 10×13×4.722÷30 ≈1.34 MPa

式中 Lcg--泵站至工作面主液压管胶管长度，547m；
Vg--泵站至工作面主液压管胶管内液体流速，2.94 m/s；
dg--泵站至工作面主液压管胶管内径，Φ38mm；
Lxz--泵站至工作面主液压管接头长度，13m；
Vx--泵站至工作面主液压管接头芯子内液体流速，4.72 m/s；
dx--泵站至工作面主液压管接头芯子内径，Φ30mm；
工作面内主液压管沿程压力降：
△PYZ 2= 10LcgVg2/dg + 10LxzVx2/dx
= 10×169×6.792÷25 + 10×26×11.762÷19 ≈ 5.01 MPa
式中 Lcg--工作面内主液压管胶管长度，169m；
Vg--工作面内主液压管胶管内液体流速，6.79 m/s；
dg--工作面内主液压管胶管内径，Φ25mm；
Lxz--工作面内主液压管接头长度，26m；
Vx--工作面内主液压管接头芯子内液体流速，11.76m/s；
dx--泵站至工作面主液压管接头芯子内径，Φ19mm；
泵站至工作面内液压管沿程总压力降：
∑△PYZ = △PYZ 1 + △PYZ 1 =1.34 + 5.01 = 6.35 MPa
4、泵站压力确定
根据ZH /14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架初撑力不小于1545kN（≥15.75MPa）,支架工作阻力 kN/架(20.4MPa),因此泵站供液压力应不低于22 MPa(15.75+6.35 = 22.1 )，不大于27MPa(20.4+6.35 = 26.75)。
二、三巷超前支护
1123工作面端头1123b回风巷、1123工作面运输巷、1123a回风巷超前支护选用DW25-250/100单体液压支柱配JDB-1200铰接顶梁支护。1123b回风巷、1123a回风巷采用二排支柱，二根铰接顶梁支护，支柱排距1.2m、柱距0.6m，支柱打设必须成直线，保持不少于20米（实测超前来压距14m）的超前支护1123工作面运输巷采用三排支柱，顺工作面回采方向靠1123a采面侧帮打二排支柱，二根铰接顶梁铰接支护，支柱排距1.2m、柱距0.6m，靠1123b采面侧帮顺煤层倾斜方向打一排支柱，支柱间距0.6m,铰接顶梁必须铰接，必须一梁二柱，支柱初支撑力不小于90kN。所有支柱打设必须成直线，保持不少于20米（实测超前来压距14m）的超前支护。
三、顶板管理
工作面采用ZH /14/19.5Z（两端头5m内采用ZH2400/14/19.5Z）整体顶梁组合液压支架控顶方式，共计302架。最大控顶距4.2m, 最小控顶距3.6m，梁端距0.2m。采空区采用自然垮落充填管理顶板。支架每30m（30架）一组，组与组之间断架间隔不大1.4m，中间用单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板。若间隔距离大于1.4m必须补架。
1123工作面顶板管理说明表
序号
项目
单位
方法及参数
备注
1
顶板管理方法

全部垮落法

2
选择依据

顶板岩性
直接顶
3
移梁方式

前探梁平行煤壁、中线垂直煤壁

4
移梁步距
m
0.60

5
最大控顶距
m
4.2
端头
6
最小控顶距
m
3.6
中间
7
移架方式

追机移架
本架操作
8
移架步距
m
0.60

11
初次放顶步距
m
3-5
经验数据
12
初次来压步距
m
20～25
经验数据
13
周期来压步距
m
15-20
经验数据

四、采面支护管理
1、采面支护参数
序号
项目
单位
规格
备注
1
铰接顶梁排距

0.6
(端头)
2
支柱柱距
m
0.6
一梁二柱(端头)
3
采面中间支架
架
ZH /14/19.5Z
282架
4
采面端头支架
架
ZH2400/14/19.5Z
22架
5
支架间距
m
＜0.04

6
支架中心距
m
1.0

7
机头出口高
m
不低于1.60

8
机尾出口高
m
不低于1.60

9
超前支护距
m
≥20
柱距0.6；排距1.6m
10
超 前支柱
根
DW25/250/100
300（备用45根）
11
金属铰接顶梁
根
JDB-1200
270(备用38)
12
柱鞋
块
350×350×20 mm
232
13
超前支护巷道高度

不低于1.80m

2、采面支护说明
（1）工作面支护：工作面内采用中间支架（ZH /14/19.5）支护，支架中心距1m，间隔距0.04m，采煤机割煤一刀，移架一次0.6m
支护平面图：
中间断架支护平面图：

说明 ：1-机道（刮板运输机）；2-支架；3-单体支柱；4-铰接顶梁。
中间断架支护剖面图：

（2）端头支护：
工作面两端头工作面内采用5架过度支架（ZH2400/14/19.5）支护，运输巷采用2架过度支架（ZH2400/14/19.5）支护，支架中心距1m，间隔距0.04m随工作面推移而跟随移动，移动步距与工作面支架一样，一次移动0.6m。两回风巷内采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，见（采煤方法平面图）。
（3）沿空护巷支护
1123a工作面回风巷（1123a回风巷）也是下一个1124b工作面回风巷，因此回风后需沿空护巷支护，保证巷道畅通。在回采前在该巷内打锚索+钢带+沙袋墙支护。锚索按照间距800mm、排距800mm进行支护，钢带将锚索链接成整体。锚索规格长9600mm、直径18.7mm；钻孔直径28mm，每眼锚固剂4条。当采煤工作面推进一个循环后，在支架尾端用矸石装成沙袋，砌墙支护，沙袋墙宽不小于1.0m，高度接顶（见1123a回风巷锚索支护平面图）。
3、支架使用前的检查
A、新到矿的支架立柱在使用前均应逐根进行保压、密封性能实验，应重复升降活柱二至三次，完全排除掉缸内的空气。 
B.液压件及液压管路在搬运前应用塑料盖封好注液口包扎好注液接头及过液口，以免进入脏物、杂物。搬运液压缸及液压立柱时，应把活塞杆收回拴牢。
C.液压件在搬运中严禁摔碰、特别是活柱体、活塞杆、注液接头等关键件及各类阀体结合面，以防损坏密封件和镀层。
D、将顶梁与立柱分步运到井下安装部位。
E、准备好安装所需的设备和工具
 4、支架安装
A.用起梁器或其它吊装设备将顶梁部分升起，接近安装高度后，安装单伸缩立柱，调整支架使其处于正确位置，保证立柱与顶梁的上、下平面垂直，然后升柱支撑顶板。
B.由于该支架结构独特，因此必须保持整个工作面的平直。以便连接架与架之间的移动梁连接套和悬挂机构挂链，使整个工作面的支架连成一个整体。 
C.安装液压系统时，必须用乳化液将待安装的管路、液压件冲洗干净，以防杂质进入液压系统。
D.保持管路排列整齐顺畅，并检查连接件，U型卡必须双腿插入，不得单腿插入，防止高压胶管飞出伤人。 
E.安装完毕后检查整个工作面支架的连接件和连接部件。
5、支架正常使用与维护
A.液压支架操作人员必须经专门培训，考试合格后方可在工作面操作。除了掌握各部件的性能和操作外，还应学会简单的维护和保养。
B.支架使用时，液压立柱必须与梁的上、下平面垂直使用，就是成90°支撑。以免损坏立柱销及顶盖。 
C.前移支架时必须使立柱底盘脱离浮煤。不允许拖拉着立柱向前移，以免损坏立柱销及顶盖。
D.支架应严格按照规定的载荷及正确的方法使用。当顶板压力过大如初次来压）情况下，允许使用临时立柱及戗柱等辅助支撑，防止压坏支架。
E.允许在托梁上支撑临时立柱，但必须是在移动梁与顶梁无间隙的状态下。
F.支架正常使用时，梁前端至煤壁应留不大于200㎜的距离，若顶板破碎可将支架移至煤壁完全支护顶板。但割煤司机割煤时，应观察注意防止割煤机截齿撞支架。
G.支架有问题应及时维修，丢失零件应及时补充。不得在缺少零件的状况下使用支架。
H.工作面需要放炮时，放炮前应在立柱前方吊挂胶带，把立柱的活柱体部分及胶管、阀体掩护起来，以免损伤支架密封。 
I.注液枪注液时，应将注液口的脏物冲净，不可将赃物注到阀内。液压缸、立柱和阀内进入脏物是造成泄露的主要原因之一。 
J.注液枪、卸载手把等工具不用时应吊挂起来，不可随地乱丢，管路应吊挂在最高位置并排列整齐。
K.乳化液为一次性消耗品，当泵站的乳化液减少时应及时补充。如发现乳化液配比不准或不干净时，应停止使用。
L.经常检查高压管、接头及U型卡，防止脱落，避免高压管弹出伤人。
M.在工作中突然发生高压管脱扣，应迅速关闭操纵阀或截至阀。
N.操纵阀使用频率较高，注意不要用力过猛，防止液压元件过早损坏，严格按操作规程进行。
O.经常检查液压立柱的工作状态，发现失效及时处理。
6、支架的操作注意事项
A、工作面在割煤时，后面的支架及时跟进，割煤与移溜、移架同步进行，保证煤壁不能空顶或空顶时间过长。
B、移架前必须对相临的左右支架进行检查，确认支护完好，每次只能移一架，不能两架或两架以上同时移动，防止顶板出现大面积冒顶。
C、放架时回液要缓慢，注意顶板变化和响动，移架作业必须是两人以上，不能单人作业，操作过程中要有人观察支架的移动情况。支柱受力后必须迎山有力，成排成行，支架间距不超规定。
D、在工作面安全出口处放边架时，必须先架设2根单体液压支柱作为临时支撑，防止支架在移架时歪斜伤人或损坏支架。
E、在工作面调试过程中，部分支架有串液现象，可能导致在起柱、移溜、移托架时回液压力偏大。
F、由于工作面空顶时间太长，压力较大，局部顶板破碎