回采工作面支护专项设计
综采工作面支护设计最终
-综采工作面支护设计(最终）————————————————————————————————作者：————————————————————————————————日期：第一节 巷道布置和工作面基本参数一、巷道布置本工作面正、付巷沿煤层走向方向布置,正巷长度为1228m ,付巷长度为1１６８m ，切巷长度为２40m 。
附图一:巷道布置图二、巷道支护形式和断面特征:第二节 支架设计选型计算一、液压支架选型原则１、支护强度应与工作面矿压相适应。
支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和基本顶岩层移动产生的压力,将空顶区的顶底板移近量控制到最小程度。
２、支架结构应与煤层赋存条件相适应。
３、支护断面应与通风要求相适应，保证有足够的风量通过，而且风速不得超过《煤矿安全规程》的有关规定。
4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。
支架的宽巷道名称 断面形状 净宽 (mm) 净高 (m ｍ) 毛宽 （mm ）毛高 （ｍm) 支护形式 11-１０5１巷 矩形 44 3０0 锚网梁、锚索、架棚 １1-1052巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-10５切巷矩形65３0０锚网梁、锚索度应与刮板输送机中部槽长度相一致，推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-2０0mｍ，支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速,移架速度还应满足生产指标的要求，支架的梁端距应为３４0mm左右。
二、液压支架选型依据及内容1、选型依据：支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明,编出综采采区、综采工作面地质说明书。
2、选型内容:选择支架时,要确定下述内容：支架类型，如支撑掩护式或掩护式；立柱根数；支护阻力,包括初撑力、额定工作阻力；支架结构高度,包括最大和最小高度;顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置；对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求;操作方式、阀组性能等。
三、基本支架初步设计1、基本支架主要技术参数的确定⑴支护强度（工作阻力）从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。
采煤工作面支护方案 -回复
采煤工作面支护方案-回复关于采煤工作面的支护方案，我将一步一步地回答以下几个主题。
1. 采煤工作面支护的重要性及背景分析：采煤工作面是煤矿生产的核心区域，也是最容易发生事故的地方。
为了保障矿工的安全和提高采煤效率，采煤工作面的支护至关重要。
在背景分析中，可以阐述煤矿事故中采煤工作面支护不完善导致的事故和损失。
2. 采煤工作面支护方案设计的基本原则：在这一部分，我们可以讨论支护方案设计的基本原则，如安全性、有效性、经济性等。
可以强调要考虑到地质条件、煤层特征和煤层顶板下沉情况，并针对不同的情况提出相应的支护方案。
3. 采煤工作面支护方案设计的方法和步骤：在这一部分，可以详细介绍支护方案设计的方法和步骤。
其中包括：第一步，对工作面的地质条件进行评价和分析；第二步，根据评价结果确定合适的支护方式；第三步，根据支护方式设计支护结构和材料的选择等等。
4. 采煤工作面支护方案的具体内容：在这一部分，我们可以具体地描述采煤工作面支护方案的内容。
可以包括：支护结构的类型和布置、支护材料的选择、支护参数的确定等。
每一项内容都需要详细解释，并给出相应的依据和原理。
5. 采煤工作面支护方案实施过程的管理和控制：在这一部分，可以介绍采煤工作面支护方案实施过程的管理和控制措施。
可以讨论如何监测支护结构的状况并进行及时补充和修复，如何进行现场巡检和记载等。
同时，还可以谈谈如何培训和教育矿工，使其能够正确使用和维护支护结构。
6. 采煤工作面支护方案效果评估及改进：在这一部分，可以介绍对采煤工作面支护方案实施效果的评估。
可以通过实地观察和监测数据进行分析，比较方案前后的差异并得出结论。
同时，还可以根据评估结果进行相应的改进措施，提高支护方案的效果和可靠性。
最后，文章可以总结采煤工作面支护方案的重要性和影响，并强调煤矿安全生产的重要性。
同时，也可以提出进一步的研究和改进方向，以提高支护方案的质量和效果。
工作面回采巷道支护参数确定及分析
等
布 ，配套使用 Ｋ ３ ５ ２ ５ ２ ３ 、Ｚ ３５锚 固剂各 １支 ；顶部使用 ３根
式 中 —— 钻孔 半径 ，ｍ； ｚ ——锚 固长度 ，ｍ；
Ｒ — — 树 脂 药 卷 直径 ，ｍ； ．
锚索 ，间距 为 １ １ ． ｍ，排距为 ２ ７ ． ｍ，配套使用 １ Ｋ ３ ５锚 支 ２５
掘进速度慢 。因此需要 对其 支护方 案进行 重新 核定 ，从 而 保证安全 、经济 回采 。
收 稿 日期 ：２ １ ０ ０ １— ５—１ ２
【 ＋ 】
（ ３ ）
式 中
围 岩 完 整 系 数 ，０ ３ ．５＜， ． ５ ＜０７ 。
作者简 介：冯
浩 （ ９３一） １８ ，男 ，陕西西安人 ，２０ ０ ６年毕业于西安科技大学采矿专业 ，现在北京华 宇丁程有 限公 司西
２４ 锚 固剂参 数 的选择 ．
１ ）锚 固剂长度采用式 （ ） 行确定 ： ５进
ｚ＝
索 ，锚 索间距为 １ １ ． ｍ，排距为 ２７ ． ｍ。
由以上计算分 析最终 确定 ：新 设计 的 回采 巷道 支护 顶 部用 ６根锚杆 ，间距为 ９ ０ ｍ，排距 为 ７ ０ ０ｍ ８ｍｍ，呈矩形 分
式 中 —— 锚 杆 长 度 ，ｍ； 产一＿顶 板 普 氏系 数 ；
口 ——巷道有效跨度 ，ｍ；
— —
顶 锚 杆外 露长 度 ，取 １０ ｍ。 ０ｒ ａ
由式 （ ） 出 Ｌ＝１７ ｍ，考 虑 顶 板 的 储 存 情 『 ，顶 板 １得 ．７ 兕 锚 杆 的 长 度取 ２ ０ ． ｍ。
图 １ 原 回 采 巷 道 支 护 示 意 图 （１１ １１） １１
由式 （ ） ２ 计算得 出 Ｌ ：１５ ． ｍ，考 虑采动影 响 ，这 里取
二分层综采工作面回撤通道支护设计与施工
设在支架前梁上 ， 另一头采用单体液压支柱 支护 ， 工作
面棚距 为 １５ ｍ 即每副支架顶梁 中间前端 支设一架 ２０ ｍ，
钢棚。 （ ）辅助 支 护。工字 钢棚 上边 采用 直 径不 小 于 ２
１ ．ｍ 的钢丝绳与其垂 直铺设 ， 向支护 ， ８５ ｍ 横 梁绳上方
１０ ｒ ８０ ｍ的固定锚杆 ， ａ 沿工作 面倾 向铺设一根直径不小
于 １． ｍ ８５ ｍ的钢丝绳 ， 两端 固定拉 紧 ， 在工作 面顶 部开 始铺设单层规 格 为 ６×０ ８ 的金 属 网， ．ｍ 金属 网每 隔 为保证 ３ ０ 综采工作面设备安 全 回撤 ， 下４ ４ 结合工 ２ ０ ｍ用 １＃ ０ｍ ４ 铁丝与钢丝绳联接 。 作 面顶 、 底板条件 ， 确定工作面距停采线前 ２ ｍ停止放 ０ （） ２ 距停采线 ８ ｍ时开始铺设 双层 金属 网 ， 每一 且 顶煤 ， 沿底板推进 ， 留顶煤作 为临时假 顶 ， 回撤 通道采 刀煤（ ． ｍ） ０ ６ 沿工作 面倾 向在金属 网下 方铺设 一根直 用梁 、 、 绳 网支 护 。 径不小 于 １． ｍ 的钢 丝 绳 ， 端巷 帮锚 杆 固定、 ８５ｍ 两 拉
２ 回撤 通 道 支 护 设 计 与 施 工
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关 键 词 二 分 层 综 采 工 作 面 回撤 通道 支护 设 计 中 图分 类 号 Ｔ ３ ５ ４ Ｄ ５ ． 文 献标 识 码 Ｂ
综采工作面回采巷道锚杆支护设计
摘 要
在 综采 工作 面 回采巷道 中 ， 道 受采动 影响较 大， 决 定 了其巷 道 支护 方法与 其他巷 道 巷 这
有 所不 同。锚杆 支护 技 术是 目前在 综采 工作 面回采巷 道使 用 的主要 支护技 术之 一。本研 究以 西曲矿 ２４ ６综 采工作 面为工程 背景 ， 用工程类 比法对该 工作 面回采 巷道 进 行初 步设 计 ； 用 悬 吊理 论 对 ８０ 运 采
收 稿 日期 ：０ １一ｌ ２ ２１ １— ９
压强 度 １２ Ｍ ａ 煤 层 （ 巷 道 切 割 ） 压 强 度 ｌ ０ Ｐ ， 被 抗 ８ ＭＰ ， 板岩层 抗压 强度 １２ＭＰ ， ａ顶 ０ ａ全煤 巷道 上方 覆盖
岩层平 均容 重 ２ Ｎ ｍ ， 道 切 割煤 层 的最 大 宽 度 ５ｋ ／ 巷
作 面上覆 ２ 及 ４ 煤 ， ３煤 因风 化 现 象严 重 而 未 开 采 。 ２４ ５综采 工作 面 、 ２４ ６综 采 工作 面 同采 ８煤 层 ， ８０ ８０ 工程 条 件 基本 相 似 。８煤 层 厚 度 稳 定 ， 厚 ３ ７ 煤 ．０～ ４ ２ 平均 ３９ 煤 层 结构 ２４ （ ．０ １３ ， ．５ｍ， ．０ｍ， ．２ ０ １ ） ．８ 煤
巷道进行锚杆支护设计 ， 首先要评估全煤巷道所受的
采 动影 响过 程和破 坏程 度 ， 准确定 位设计 目标 和巷 道 使 用要 求 。在设计 之前 ， 要深 入 的调查 分析 围岩 的采
动影 响程度 、 松动 圈 、 压 显 现规 律 、 质 条 件 、 学 矿 地 力
性 质等 因素 ， 必要 时 测试 原 岩 应 力 的方 向及 大小 ， 得 到可靠 的巷道 支 护设计 基础数 据 资料 ， 以取得 良好 的
S101回采工作面巷道支护设计说明
S101回采工作面巷道支护设计说明第一章、工作面基本情况1、地面位置S101工作面位于后西沟村东南2、井下位置S101工作面东为原南风井北大巷，西邻S102工作面，南接皮带、轨道上山，北至S102工作面保护煤柱。
3、煤层赋存情况：S101工作面开采2#煤层，赋存于二叠系山西组中下部，煤层发育稳定，平均厚度1.35米，煤层走向平缓，倾向坡度为3°-- 5°。
煤层相对瓦斯涌出量为煤层具有爆炸性：4、煤质情况2号煤层特低灰、低硫、低磷、高热值肥煤。
煤层密度为1.36t/m3。
5、地质构造情况6、围岩情况及其特征煤（岩）层综合柱状图1-1。
7、水文地质情况正常地段掘进和回采时顶板只有少量渗水和淋头水，涌水量为50-600 m3/d，最大涌水量为600 m3/d8、工作面储量储量计算表走向长倾斜长斜面积煤厚容重工业储量回采率可采储量439.5m 66.7m/96.7m 37795m² 1.35 1.36 6.94万t 95% 6.59万t第二章工作面巷道布置1、工作面巷道布置S101工作面沿煤层走向布置。
利用南风井原北大巷修复后作回风顺槽，长501m；新掘运输顺槽分三部分，外段设计长度330米，探巷设计长度30米，里段设计长度156.8米，共516.8米。
工作面切眼长66.7米/96.7米。
工作面巷道布置见图2-1。
2、巷道断面与支护形式2.1巷道断面、支护形式及用途运输顺槽断面规格为：4000×2200mm，顶板采用Φ18×L2000mm螺纹钢锚杆，每排打设5根锚杆，间排距为900×1000mm，锚索采用Φ15.24×5300mm，每排一根，排距为3m，铺设金属网和Φ12-14mm×80 mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，煤帮各采用2根Φ18×L2000mm的螺纹钢锚杆支护。
锚杆采用树脂药卷锚固，每根锚杆用K2335、Z2360各一支，帮部锚杆加设木板垫片。
11-105综采工作面支护设计(最终)
第一节巷道布置和工作面基本参数一、巷道布置本工作面正、付巷沿煤层走向方向布置，正巷长度为1228m,付巷长度为1168m,切巷长度为240m。
附图一：巷道布置图二、巷道支护形式和断面特征：第二节支架设计选型计算一、液压支架选型原则1、支护强度应与工作面矿压相适应。
支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和基本顶岩层移动产生的压力，将空顶区的顶底板移近量控制到最小程度。
2、支架结构应与煤层赋存条件相适应。
3、支护断面应与通风要求相适应，保证有足够的风量通过，而且风速不得超过《煤矿安全规程》的有关规定。
4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。
支架的宽度应与刮板输送机中部槽长度相一致，推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-200mm，支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速，移架速度还应满足生产指标的要求，支架的梁端距应为340mm 左右。
二、液压支架选型依据及内容1、选型依据：支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明，编出综采采区、综采工作面地质说明书。
2、选型内容：选择支架时，要确定下述内容：支架类型，如支撑掩护式或掩护式；立柱根数；支护阻力，包括初撑力、额定工作阻力；支架结构高度，包括最大和最小高度；顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置；对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求；操作方式、阀组性能等。
三、基本支架初步设计1、基本支架主要技术参数的确定⑴支护强度（工作阻力）从理论上分析，合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。
支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。
因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。
但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算，目前主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。
①采用经验公式计算支架的支护强度：510,q KH Mpa γ-=⨯=8×3.3m ×2.5×103×10-5kg/m 3=66×10-2Mpa=0.66Mpa式中：q —支护强度；K —作用于支架上的顶板岩石系数，一般取5-8。
浅谈如何加强回采工作面采空侧顺槽支护
浅谈如何加强回采工作面采空侧顺槽支护摘要:回采工作面衔接布置时,不可避免会出现顺槽邻近采空区,回采期间采空区顺槽受相邻已采面采空压力及本工作面采动的二次动压影响,巷道发生严重变形,严重制约回采工作面的安全生产。
关键词:矿压观测巷道支护采空侧1 8127工作面概况8127工作面位于阳煤五矿西北翼采区,工作面可采走向长1171m,采长160m。
该面15#煤层总体为一两端高、中间低的向斜形态,煤层倾角1°～12°左右,平均7°。
该面距切巷440m外的回风顺槽有731m 巷道临近8125采空区,煤柱净宽20m。
8127工作面地面标高为+870m～+1110m,工作面标高为+465m～+520m,直接顶为黑色致密,下部较破碎泥岩,平均厚度为7.3m,底板为灰色的细沙岩、泥岩等,平均厚度为2.9m。
2 巷道支护情况8127工作面在顶板稳定的情况下,采用W钢带、锚杆、网、锚索联合支护;超前支护顺巷抬棚均使用∮20cm×4.0m一面平优质木梁,一梁不少于4柱。
单趟抬棚对接支设,双趟抬棚交错2.0m支设,双趟交错抬棚中心距为0.3m,如压力大时可根据实际情况增大双趟超前维护距离和成对加设顺巷抬棚;采用单体柱π型梁加强支护时,超前工作面50m范围,距采帮0.3m超前工作面3m～5m支设两趟顺巷抬棚,在巷中支设两趟顺巷抬棚,在距煤柱帮0.3m支设一趟顺巷抬棚。
工作面往外50m～100m范围,距采帮0.3m支设一趟顺巷抬棚,巷中支设一趟顺巷抬棚,距煤柱帮0.3m支设一趟顺巷抬棚。
3 8127工作面回采过程中采空侧巷道变形情况分析通过对两巷的顶底板移近量、两帮移近量观测:超前100m巷道开始变形,无论是两帮还是顶、底板,由于受到采动的影响,移进量和位移速度在离工作面较近的时候变化大,随工作面的距离的加大而变化减小。
超前采线10m范围顺槽两帮位移量超过顶板位移量,10m～20m 范围顺槽顶板位移量超过两帮位移量,两帮位移量达到顶板下沉量30%,在距离工作面20m左右最大,在距切巷30m～20m范围内位移速度较大,30m以外趋于平缓。
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150102回采工作面支护专项设计矿长：总工程师：编制人：编制时间：二O一三年七月四日一、概况山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带，行政区划属八义镇管辖。
地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′，北纬35°55″25′—35°58″01′。
山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”，生产能力为90万t/a。
井田保有资源/储量为34.12Mt，设计可采储量18.34 Mt，矿井设计开采服务年限14.6年。
2012年10月23日，山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》，批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号～15号煤层，现开采15号煤层。
二、150102工作面位置井下位置及相邻关系：150102回采工作面位于井田南部，南为井田南边界采空区，北为石窝沟村和原3#煤坑口工业广场（现养猪场）保安煤柱，东为设计150103运输顺槽，西为150101工作面采空区。
地面相对位置：150101回采工作面相对应的地面位置为长治县八义镇石窝沟村向南的山脊地带，范围内有少量的农田，无民房。
工作面地面标高+1170m- +1266m，井下标高+920m—+ 968m三、含煤特征150102采煤工作面开采煤层为15#煤层位于太原组下部，3号煤层之下107.36m，可采煤层平均厚度4.2m，含1层炭质泥岩夹矸，结构简单，属全区发育，全区可采之稳定煤层，为一型，顶板为石灰岩，底板为泥岩。
四、瓦斯、煤尘和煤的自燃1、煤层瓦斯据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]391号文件，本矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m³/min，相对涌出量为0.56m³/t，为瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性综上表所述，本矿15#煤具有爆炸性，在生产过程中应加强洒水防尘工作，以杜绝煤尘爆炸事故发生。
3、煤的自然倾向性综上表所述，本矿15#煤层属自燃煤层。
4、地压、地温区域内未发现地温、地压异常现象，井下巷道未曾出现地温、地压异常现象，属地温、地压正常区五、水文地质类型划分本矿井下正常涌水量为6m3/d左右，最大涌水量10m3/d 左右，井田水文地质类型为中等。
六、煤的物理性质和煤岩特征（1）物理性质及宏观煤岩特征15号煤呈黑色、光泽差，富含硫分及黄铁矿结核，俗称“臭煤”。
宏观煤岩成分以亮煤为主，暗煤次之，夹有镜煤条带，煤岩类型属半亮型煤。
（2）据《山西省长治县王庄煤矿详查地质报告》，15号煤层显微煤岩特征如下：壳质组：仅3号煤偶见小孢子体、角质体。
隋质组：15号煤为10%—45%，以半丝质体为主，多呈团块状，与半镜质体一起构成不规则的似透镜状、线里状。
其次为丝质体，多呈结粒状，少量呈磷屑状、透镜状、偶见微粒状。
矿物质：以粘土矿物为主，含量一般小于10%，呈星点状，团块状集合体，或呈条带状、线理状。
少量充填胞腔内。
碳酸盐矿物含量一般小于5%，多数为后期裂隙充填，15号煤黄铁矿含量可达2%，呈星点状分布，偶见石墨化组石。
15号煤层镜质组和惰质组的含量占95%以上，15号煤可确定为微镜惰煤。
七、顶、底板岩性井田现开采15号煤层，15号煤层直接顶为石灰岩，厚6.66—12.6m，平均9.55m，极限抗压强度平均78.4-97.7MPa，局部发育泥岩，炭质泥岩伪顶，据王庄煤矿地质报告资料，15号煤层顶板为坚硬类岩石，属难冒落的坚硬顶板。
底板为泥岩，局部为炭质泥岩伪底，厚约8m，未发现底鼓现象。
顶底板岩石力学试验成果表八、工作面支护设备选型回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。
综采能否实现安全高效关键于支架型号是否选择合理。
根据地质报告，15号煤层顶板为石灰岩，底板岩性为泥岩。
根据生产经验和有关技术文件，选用支撑掩护式放顶煤液压支架。
1、按跨落带来压计算（1）确定支架的工作阻力或支护强度时，一般考虑垮落带岩层变形破坏时对支架的影响。
（2）按实测的支架外载荷有关数据，利用回归分析计算支架的支护强度时，先求出支护强度的折算系数n。
来压前：n1=7.46M—0.829（R=0.94，S=0.13）来压时：n2=9.768M—0.769（R=0.98，S=0.06）（3）按上述顶板来压时载荷折算系数回归公式，得出计算，支架额定支护强度q H（kN/m2）的公式q H=9.768K. M 0.21.γ=9.768×1.3×4.20.21×30=511.02（kN/m2）511.02÷0.75=681.36（kN/m2）P=LBq H=4.4×1.5×681.36=4496.95（kN）式中：K——备用系数，K=1.3。
支架阻力的实际利用系数为75%；M——煤层厚度，m；γ——顶板岩石容重，kN/m3。
2、按经验公式计算：P=（6～8）×m×r×0.0098式中：P：支护强度，Mpam：采高，取4.2mr：顶板岩石容重，取r=2.5t/m3则：P=（6～8）×4.2×2.5×0.0098=0.59～0. 79MPa 3、按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列公式计算g=K d(g冒+g顶)式中：g—支架支护强度，kN/m2；K d—动载系数，取1.5；g冒—冒落带自重应力，g冒＝r1h；h＝M/(δ-1)=2.0/（1.25-1）＝8r1—上覆岩层容重，25000N/m3；g冒＝8×25000＝200000N/m3；M—工作面采高，2.0m；δ—岩石初期碎胀系数，1.25；g顶—顶煤自重应力，g顶＝M D r2＝2.06×1.5×1000×9.8=30280 N/m3M D—放顶煤厚度，2.06m；g=1.5 ×(200000+30280)=345420 N/m3=0.35MPa通过上述三种方法计算，取其最大的为0.79 MPa，及要求所选的液压支架支护强度应不低于0.79 MPa的顶板荷载。
根据液压支架工作阻力计算数据，结合煤层赋存情况及煤层厚度，及选用的采煤方法，工作面支护选用ZF6800—17/27型液压支架，支架支护高度1.7—2.7m，工作阻力为6800kN。
ZF6800/16/20型放顶煤液压支架技术特征表九、液压支架设备布置及顶板管理本工作面采用郑州煤矿机械厂生产的ZFG7800/17/31型端头液压支架和ZF6800/17/27型中部液压支架，工作面切眼长137米，共布设93组对顶板进行管理，安装6组ZFG7800/17/31型端头液压支架、87组ZF6800/17/27型中部液压支架支护，移架时活柱伸缩量应在400mm-800mm之间，同时在工作面上下端头使用1米的双销铰接顶梁配合单体柱一梁一柱进行顶板支护，运巷三排，风巷四排，煤帮柱根根对齐，并随工作面回采交替前移。
当支架与支架间隙超过200mm 时则使用大板配合单体柱一梁三柱抬棚进行顶板管理，支架初撑力不得低于额定初撑力的80%。
工作面采用全部垮落法填充采空区，支架沿采煤机割煤方向依次前移，及时支护新露顶煤，支架移出后，端面距离不得大于0.3m，工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分，中厚以上煤层不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，中厚煤层不超过250mm。
若支架推移装置发生故障拉不出时，必须停机停溜，待处理好后，方准割煤。
十、工作面安全出口的管理1、工作面顺槽管理（1）支护要求：两巷端头必须保证巷道断面积，高不得低于1.8m,人行路宽度不得小于0.8m。
确保通风系统正常和行人运料畅通，严禁有空顶现象。
支护材料的使用和作业要求必须严格执行操作标准，保证支护质量和强度。
（2）保证0.8米的人行道畅通，及时处理片帮落煤。
支柱纵横成线，偏差小于正负100mm。
支柱支到实底，做到迎山有力，单体支柱初撑力不小于148.2KN，不得出现空载支柱。
所有单体柱三用阀方向平行巷道，且注液口方向一致，并用防倒链拴紧。
（3）工作面风运两巷备用材料码放地点设在距工作面50m之外，物料要分类码放整齐。
（4）在风、运两巷分别打设20m超前维护，超强支护范围为工作面煤壁线往外20m，风巷超前维护采用四排1000mm 一字绞接顶梁一梁一柱加强维护，单体柱为DZ3.15-25/110Q 的单体液压支柱，柱距1200mm，排距1000mm，两帮单体柱距煤帮200mm；运巷超前维护采用三排1000mm一字绞接顶梁进行维护；人行道柱距1200mm，转截机柱距2400mm，两帮单体柱距煤帮200mm，人行道左右两排采用一梁一柱，一梁二柱交替维护，保证两顺槽支护强度不变。
（5）超前维护时，一定要绞实顶板和两帮，保证棚梁接顶密实和支护质量，确保超前维护支护有效。
必要时要加长超前维护距离。
（6）端头及两巷超前支护必须编号管理，打设成一条直线。
误差+30mm，单体柱用钢丝绳全部串联拴牢，护绳两头留有余量，拉直后与临近支护拴牢。
（7）单体柱使用同一规格，保证单体柱工作阻力一致，受力均衡。
（8）超前支护如有自落柱时要及时更换。
2、单体柱支护强度校验（1）顶板来压时公式计算：F=LshγK式中：L—超前支护转变为被动支护，L=20m；h—单体柱承受直接顶部分载荷，通过150101回采工作面全长推进，对顶板的观察，石灰岩直接顶厚度为4—7m，这里取最大值h=7m，进行计算:γ—上覆岩层容重，2.5t/m3；K—动载系数，取1.25；s—支护宽度，4m，则：每根单体柱受力为F=LshγK=(20×4×7×2.5×1.25×9.8)/(21×4) =204.2kN所选DZ3.15-25/110Q单体柱的额定工作阻力，F1=250kN，F1大于F，故能够满足要求：（2）顶板来压明显，超前支护形式不能满足维护断面要求时，及时复查规程，采取增加支护密度和强度。
十一、工作面上、下端头安全管理1、端头支护管理工作面端头支架架边200mm处采用三排1000mm一字绞接顶梁进行维护，单体柱为3.15m的单体液压支柱，并随工作面推进而交替迈步前移，人行道左右两排采用一梁一柱，一梁二柱交替维护，如压力过大，顶板破碎，一般支护难以控制顶板时增加单体柱支护密度。
单体柱回撤：转载机里帮单体柱在副梁挑住铰接梁后将里帮单体柱回收；外帮单体柱与转载机机尾滚处0.4米范围内回收。
铰接梁回撤：转载机里帮铰接梁在排头1#架前回收，收撤铰接梁时替柱打设在原大板下，距单体柱外帮侧200mm处，替柱不得影响副架前移，转载机外帮铰接梁在其未端位于排头架尾梁中部位置时回收，回撤铰接梁时替柱打设在原大板下，距单体柱里帮侧200mm处。