P支=F÷S=F÷（L×H）=1600÷（3.35×1.04）≈459.2(KN/m2) 式中：h煤——顶煤厚度3.0m
h岩——上覆岩层厚度，（8×2—3.0=13.0）m； r 煤——煤层容重，1.5t/m3;
r 岩——岩石容重，取上覆岩层的平均容重，2.722t/m3； r1.815t/m3；
F——ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定工作阻力，1600KN；
S——ZHZ1600/16/24型悬移支架处于最大控顶距时的支护面积，（3.35×1.04）m2；
L——ZHZ1600/16/24型悬移支架的最大控顶距3.35m； H——ZHZ1600/16/24型悬移支架的中心距，1.04m。 经比较：P支＞P前、P支＞P后 4.1.3.2、支架支护工作阻力验算： F阻前=h岩?r岩松×s×g
=16.0×1.815×（3.35×1.04）×9.8
≈991.5（KN）＜ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定工作阻力1600KN。 F阻后=（h煤?r煤+h岩?r岩）×s×g
=（3.0×1.5+13.0×2.722）×（3.35×1.04）×9.8
≈1361.8（KN）＜ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定工作阻力1600KN。 式中：FKN；
F阻后——ZHZ1600/16/24型悬移支架在后部实体煤内所需工作阻力，KN； 其它符号含义同支护强度计算公式。 4.1.3.3、支架初撑力验算：
根据工作面顶板岩性，为使悬移支架达到整体支护要求，支护顶板所需初撑力取不低于采煤安全质量标准规定值（18Mpa）的80%，即： 18×80%=14.4（ Mpa）
故 F初=4×[（ЛD2）÷4]×14.4×106 =4×[（3.14×0.112）÷4]×14.4×106
≈547.1（KN）＜ZHZ1600/16/24型悬移支架的额定初撑力，745KN。 式中：D——ZHZ1600/16/24型悬移支架立柱油缸直径、0.11m。
3.4、底板比压的计算：该面直接底为炭质泥岩，该底板允许的抗压强度测定为6.65Mpa，小于支架对底板的最大比压8.8Mpa。故工作面所选支架在生产过程中可能会出现钻底现象，如果支架钻底超过50mm时，可加工直径大于300mm的铁鞋垫在支柱下面来满足支护要求。
通过以上证明及采取措施后，本工作面所选用的ZHZ1600/16/24型悬移支架能满足支护要求。
4.2、机头、机尾及进回风巷超前支护布置情况。 4.2.1、端头的支护情况：
4.2.1.1、机头、机尾采用端头架与单体柱相结合的方式进行支护。
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阻前岩松
——采空区岩石容重，按实体岩层1.5的膨服系数计算，平均容重取
——ZHZ1600/16/24型悬移支架在前部上层采空区下所需工作阻力
4.2.1.2、在前后端头切顶线处各打一排密集切顶柱，切顶柱要迎山有力，柱距不大于300mm，以防落山的矸石窜入工作面，切顶柱位置与端头架后立柱打齐，允许有±200mm的误差。每次移机头、机尾架前，先将密集柱前移后再移架。
4.2.1.3、当端头架与煤柱的距离达到1.0m时，要离开支架50——200mm增打一行单体柱，该处距离每增大900mm增打一行单体柱，柱距不大于800mm，单体柱柱距、排距偏差均不得超过±100mm，支柱直线偏差不得超过±50mm。 4.2.2、进、回风巷的超前支护：
4.2.2.1、进、回风巷均超前工作面煤壁10m支设双排单体柱，10m——20m范围内支设单排单体柱，柱距不大于800mm，进风巷10m超前柱分别支于工作面侧距梁20m超前柱支于顺槽溜侧头约700mm处和顺槽溜子边侧（巷道内侧）；（巷道内侧），20m超前柱支于回风巷10m超前支柱分别支于工作面和煤柱侧距梁头约700mm处，
工作面侧距梁头约700mm处。柱距、排距、支柱直线偏差均不得超过±100mm。 4.2.2.2、进、回风巷超前工作面煤壁50m进行维护，如有断梁折柱，要及时进行更换，如巷道压力大，支架变形严重时，必须超前支设点柱或套棚维护。 4.2.3、套架木棚、回取铁棚规定：
4.2.3.1、进、回风巷均超前工作面5——20m套架木棚，且超前工作面10m范围内的套架木棚必须保证一梁四柱，10——20m范围内的套架木棚必须保证一梁三柱。每架棚均在铁棚中间，中间柱要与双排超前柱对齐，贴帮柱距煤帮50mm左右，打贴帮柱处可回取拉勾。
4.2.3.2、回取金属棚：回取金属棚要严格执行操作规程有关要求，首先人工清理完回棚处的杂物，然后用单体柱支于靠近梁端约50mm处，将棚梁顶起（4m以上远距离操作），使梁腿分离，人工挖柱窝取出棚腿，然后降单体柱取下棚梁。取掉棚腿后，在原棚腿处打一根贴帮柱，顶梁和取棚期间严禁任何人通过此处，操作人员必须位于支护后的安全地点进行。回取下的金属棚及拉勾要运到指定地点码放整齐并挂标志牌。
4.2.4、端头一般不在支架上架设走向棚，但当进、回风巷压力大或因工作面端头架抬不住所架木棚时，可在靠工作面侧超前柱的位置处交错500mm支设抬棚（抬棚使用一对长4m的兀形钢梁），抬棚下必须保证一梁三柱，套架木棚与抬棚交叉处必须支设单体柱，以便替柱及移架。 4.2.5、对支护材料的要求：
4.2.5.1、DZ—25型，DZ—22型、DZ——16型；单体柱使用：木棚使用∮=180mm——200mm，长2.8m的红松半圆木；柱帽使用大柱帽，其规格为：长×宽×高=400mm×160mm×140mm.
4.2.5.2、工作面回风巷经常保持有长2.8m，∮=180mm—200mm的红松圆木，长1.6m、2.0m，∮=140mm—160mm的红松半圆木各20根左右，柱帽50块以上，DZ—25型、DZ—22型、DZ—16型单体液压支柱各15根左右，以上备用材料由验收员负责进行管理，不足时向队值班汇报，及时补充。
4.2.5.3、工作面超前支护材料必须完好，单体柱不漏液，不自动卸载，无外观缺损，三用阀符合要求，各种板料无折损。
4.2.5.4、工作面所打单体柱防倒绳可使用8#铁丝，但切顶柱及靠工作面煤壁以里的贴帮柱（回风巷）必须使用∮=15mm的棕绳。
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插图三：工作面及机头、机尾、进回风巷超前支架布置平面示意图 插图四：工作面最大、最小控顶距剖面图
4.3、初次来压，周期来压及初次放顶，末次放顶的支护形式；
4.3.1、初次来压时，可采取在支架下增打单体柱的形式加强顶板支护，具体详见初采初放措施的有关内容。
4.3.2、周期来压时，支护形式不变，但要加强顶板管理，加强支架检修， 提高支护质量，当顶板破碎，片帮严重时，要根据实际情况增设丁字棚，贴帮柱及戗柱，必要时另写措施。
4.3.3、初次放顶详见初采初放措施，末次放顶另写措施。
4.4、过断层、顶压、老空区、冲刷等破碎顶板区的支架布置形式： 4.4.1、该面在回采过程中无断层构造。
4.4.2、工作面在过顶压、老空区、冲刷、顶网破碎等破碎区段与薄煤区段时的支架布置形式不变。
4.4.3、如遇顶网腐烂或顶板破碎，片帮较大时，要及时进行超前移架。必要时在支架上挑走向梁或架抬棚支护，工作面应备足各种规格的木料，以便及时架棚、勾顶、维护顶板。
4.4.4、工作面在上层回采区与未回采区交界处前后5.0m施工时，易发生冒顶片帮，要加强该段的顶板管理，采取放小炮的方式，一架一架向前推移。如顶网铺设不好或支架前扯网时，要及时在支架前增打带帽单体柱或增设丁字棚，必要时可挑走向棚维护顶板，防止冒顶事故发生。 4.5、采空区处理办法： 采空区采用全部垮落法。 4.6、顶板支护质量监测。
4.6.1、沿工作面均匀设五条观测线，圆图仪分别安设在工作面的5#、15#、25#、35#、45#支架上进行监测，指导支架操作。进、回风巷各设一个观测点，利用测力计进行检测。
4.6.2、每日由安全质量验收员负责圆图仪记录纸的收集及两巷超前柱初撑力值的检查、记录。
4.6.3、监测仪器的检查、维护、更换圆图仪纸由支架检修工进行，圆图仪必须每天更换，圆图仪纸上必须标明日期、进度、支架号及前后柱。
4.6.4、采煤技术员负责原始记录的收集整理和初步分析，根据结果初步指导支护操作，并定期把原始记录送交生产部采煤组，由生产部技术人员作出系统分析，生产队组根据结果，结合现场，具体指导监测支护操作。
4.6.5、本工作面所用支架设计泵站压力为19.6Mpa,为满足要求，泵站压力规定不低于19.6Mpa。
5、通风（监测监控）、运输、供电、供水（防尘）、排水系统 5.1、通风、监测监控、防尘系统： 5.1.1、通风系统:
5.1.1.1、通风方式：采用全负压通风。 5.1.1.2、通风线路：
新鲜风流：
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西大巷——11102车场——11101巷——11206下巷——煤柱进风巷——工作面 西翼皮带巷——11101巷——11206下巷——煤柱进风巷——工作面
乏风风流：
工作面——煤柱回风巷——出煤横川——回风运料横川——11102巷——十一盘区辅助回风巷——653配风巷——西风井——地面。 插图五：工作面通风系统及避灾路线示意图 5.1.1.3、风量计算：
5.1.1.3.1、按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量计算风量： Q1=100×qCH4×kCH4=100×0.99×2=198(m3/min) Q2=1000/15×qCO2=1000/15×0.53×2=71(m3/min) 式中：Q——工作面所需风量，m3/min;
qCH4——工作面CH4绝对涌出量，0.99m3/min; qCO2——工作面CO2绝对涌出量，0.53m3/min;
KCH4、KCO2——回采工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均匀系数取2。 5.1.1.3.2、按工作面温度计算风量：
Q=60×V×S×K采=60×0.9×4.72×1.2≈305.9（m3/min）
式中：V——炮采工作面风速、0.9m/s（按工作面正常温度18——20度计算）； S——炮采工作面有效断面积，4.72（m2）；
S=（S大+S小）÷2×H×K面=（3.35+2.55）÷2×2.0×0.8=4.72（m2） S大——炮采工作面最大控顶距，3.35m; S小——炮采工作面最小控顶距，2.55m； K采——通风系数，取1.2 H——炮采工作面采高，2.0m K面——有效断面系数取0.8。
5.1.1.3.3、按工作面作业人数计算风量：
按工作面交班期间最多人数，增加10%的其它人员进行计算： Q=4·N=4×（27+24）×1.1=224.4（m3/min) 5.1.1.3.4、按一次爆破炸药消耗量计算风量：
一次爆破长度为6m，工作面煤壁装药量为（0.3+0.3+0.4）×6kg，顶眼装药量为（0.6×3+0.8×3）kg，则一次爆破的炸药消耗量为6+4.2=10.2kg。 故Q=25·A=25×10.2=255（m3/min）
根据以上四种计算取最大值，该工作面的配风量取305.9m3/min。 5.1.1.3.5、风量分配及风速验算：
该煤柱工作面计划风量为305.9m3/min，风量分配及风速验算情况如下： 名称 煤柱进风巷 切眼 回采工作面 煤柱回风巷 净断面（m2） 7.11 风量（m3/min) 305.9 风速（m/s） 0.72 6.40 305.9 0.80 5.90 305.9 0.86 7.11 305.9 0.72 根据煤矿安全规程规定，按15S≤Q≤240S进行验算：
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15·S=15× （3.35+2.55）÷2×2.0×0.8=15×5.9×0.8=70.8（m3/min）＜255（m3/min） 240·S=240×（3.35+2.55）÷2×2.0×0.8=240×5.9×0.8=1132.8（m3/min）＞255（m3/min）
经上述验算：可知该工作面计划风量确定为305.9m3/min后，工作面及各断面通过的风速均符合《煤矿安全规程》第101条的有关规定。 5.1.2、监测监控系统：
5.1.2.1、电源电缆、信号电缆采用基带干线（四芯线），型号为UVVEP——1。 5.1.2.2、瓦斯传感器型号为：P2039AcH4；断电仪一台，馈电传感器一台。 5.1.2.3、瓦斯传感器吊挂位置，距帮不小于200mm，距顶不大于300mm。 5.1.2.4、监测监控电源：来自十一、一变电所专用综保。 5.1.2.5、瓦斯传感器T1、T5参数设置如下： 传感器 安设位置 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断电范围 T1 工作面回风巷 距工作面≤10m ≥1.0% ≥1.5% ＜1.0% 工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备 工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备 T5 工作面回风巷 ≥1.0% 切顶柱靠工作面侧 ≥1.5% ＜1.0% 附图四：工作面监测监控系统示意图 5.1.3、防尘系统：
5.1.3.1、工作面人员应佩带防尘口罩。
5.1.3.2、打眼必须进行湿式打眼，爆破使用水炮泥，爆破前后洒水降尘，冲洗煤帮煤堆。顶眼及煤壁下排眼（软煤较多）无法实施湿式打眼时，可用工作面洒水喷雾装置或液压枪在眼口洒水降尘。
5.1.3.3、各运输工作面溜子机头必须设喷雾降尘，进、回风巷距工作面30m以内各安设一手动水幕。
5.1.3.4、工作面备洒水管路。 插图六：工作面洒水降尘系统示意图 5.2、运输系统： 5.2.1、原煤运输：
工作面（溜子）——煤柱进风巷（溜子）——11206下巷（溜子）——11101巷（皮带）——西翼皮带巷（皮带）——西翼上部煤仓——经K3给煤机入2.5吨底卸式矿车——西大巷——683底卸车场——683大煤仓——经K5给煤机给入新主井皮带——地面选煤楼。 5.2.2、辅助运输：
副井——西大巷——11102车场——11102巷——回风运料横川——出煤横川——煤柱回风巷——工作面。
辅助运输设备主要选用JD—11.4KW、JD—25KW绞车运输。 5.3、供电系统：
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