2、乳化液浓度保持在3%～5%，并经常用折射仪检查配比浓度并进行记录。
3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液等现象。
4、储能器压力符合要求，误差不大于0.5MPa。
5、水箱水位显示窗完好、显示清晰。
6、反冲洗过滤器滤网清洁、无堵塞、无破损，动作灵敏可靠。
第二节 工作面顶板控制
依据135201综采工作面顶、底板岩性和煤层厚度等条件，工作面采用3架ZYT8800/16/35型端头支架和1架ZYG8800/16/35型过渡支架支护主运、回风巷端头顶板；采用114架ZY8800/16/35型支架支护工作面顶板；从主运巷端头到回风巷端头依次编号为1#～118#支架。采用全部垮落法处理采空区顶板。架中心距1750 mm,最大控顶距5327 mm，最小控顶距4527mm，端面距控制在400mm以内。
一、正常工作时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。采煤机割煤后，先移支架，后移运输机，依次滞后采煤机后滚筒3～5架及时移架支护顶板，刮板运输机滞后采煤机12架逐段推出，推移步距0.8m。
（一）支护要求
1、工作面应达到安全生产标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。即煤壁直、溜子直、支架直；顶板平、底板平；架前干净；机头、机尾安全出口畅通。
2、加强支架的支护强度，确保支护质量，移架后支架初撑力不得小于25.2MPa，支架接顶严密，架间无错茬。
3、采煤机割煤后，要及时跟机移架，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，防止顶板长时间空顶，必要时可采取间隔移架或擦顶移架。
4、移架前根据底板状况调整平衡油缸，保证架型良好、支架接顶。
5、支架出现低头、倒架、咬架要及时调整，防止形势恶化，不利于顶板控制。
6、根据现场情况合理调整煤机割煤速度，以保证能实现跟机移架，减小空顶时间和空顶面积，及时支护揭露的顶板。
7、为避免工作面出现倒架导致冒顶，在移架过程中动态调架。架前有煤泥较多时提前进行清理，同时在移架过程中不使用抬底功能。
8、在工作面周期来压时缩短移架与煤机之间的距离，采取快速推采、局部加刀、超前拉架、擦顶带压拉架或少降快拉等措施进行顶板管理。
（二）采空区顶板管理
本工作面采空区顶板管理采用全部垮落法。
二、正常工作时期出现顶板破碎时支护方式
当工作面顶板出现破碎或掉矸现象时，应采取跟机或超前移架支护方式。顶板破碎时，采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒3架及时移架支护顶板，在顶板冒落严重时，超前进行移架支护。
三、各工序之间的平行作业安全距离
采煤机割煤后，依次滞后采煤机后滚筒3～5架及时拉移工作面液压支架，在距采煤机前滚筒3～5架收支架护帮板，距离采煤机后滚筒21米以上距离推移工作面运输机。
四、特殊时期的顶板控制
（一）来压及停采前的顶板管理
预计该面初次来压步距20-25m，周期来压步距为17-20m，为此应做好以下工作：
1、根据之前工作面回采期间顶板管理经验，采空区顶板容易跨落，无需人工强制放顶，如若工作面推移至25m处采空区顶板还未跨落，需制定专项安全技术措施并落实。
2、必须要做好初次来压的预测预报工作，由区队技术员在辅运、主运巷挂牌标明来压位置，来压前注意观察现场顶帮变化，做好记录，保证支架工况良好，初撑力达标。
3、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响，严格控制采高，工作面运输机及时调整平整度，避免支架超高或压死。
4、若出现片帮应提前进行移架，打出护帮板，避免工作面出现空顶。
5、保证支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”，定期更换安全阀，保证支架初撑力达标。
6、在工作面周期来压期间，工作面必须保持顶底板平整，液压支架及运输机保持一条直线，所有支架必须接顶严实、达到初撑力。
7、保证两巷超前20米范围的支护质量。
工作面正常停采时，制定安全技术措施。
（二）过断层及顶板破碎带的顶板管理
在工作面遇到断层或顶板破碎段时，制定相应措施，做好顶板管理工作。
第三节 主运巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面的主运巷、回风巷的超前支护
（一）主运巷、回风巷的超前支护
1、主运巷超前支护采用双排穿靴带帽单体支柱支护，排距1.3m，柱距1.2m，支护范围为运输机机头端头支架前20m。靠转载机侧单体支柱与转载机机身距离为200～300㎜。另一排单体支柱距离帮为1米。超前支护影响转载机和破碎机正常推移时，将影响的支柱撤除，待转载机和破碎机前移到位后再及时补充。当第一架支架与巷帮距离超过500mm时，增设拦头柱，且每超过500mm距离增设一根。回采至联巷时，联巷口需增设单体补强支护，柱距不变。
2、回风巷超前支护采用双排穿靴带帽单体支柱支护，沿巷道中心线布置，排距1.3m，柱距1.2m，支护范围为超前20m。回采至倒车硐室时，倒车硐口增设单体补强支护，柱距不变。
（二）主运巷、回风巷的加强支护
当工作面超前压力显现异常和顶板破碎时，及时增加超前支护的单体支柱数量和缩小排、间距；同时编制安全技术措施并执行。
（三）单体液压支柱的选择
1、单体液压支柱工作面支护强度、支护密度计算的确定
（1）单体支柱实际支撑能力采用下列公式计算
①单体支柱工作阻力
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
=0.99×0.95×0.9×1×1×200=169.29KN/根
式中：Rt—支柱实际支撑能力，kN；
Kg—支柱工作系数，取0.99；
Kz—支柱增阻系数，取0.95；
Kb—支柱不均衡系数，取0.9；
Kh—采高系数，取1；
Ka—为倾角系数，取1；
R—为支柱额定工作阻力，取200KN。
附表3-2 支柱阻力影响系数表
项 目 液压支柱 微增阻支柱 急增阻支柱
工作系数Kg 0.99 0.91 0.5
增阻系数Kz 0.95 0.85 0.7
不均匀系数Kb 0.9 0.8 0.7
采高系数Kh ＜1.4 m 1.94～2.4m 1.94～2.4m
1.0 0.95 0.95
倾角系数Ka ＜10° 11°～25° 26°～45°
1.0 0.95 0.9
（2）合理支护密度的计算
采用经验公式计算支护强度：
Pt＝9.81×h×r×k＝9.81×2.4×2.75×4＝258.984KN/m2
式中：Pt—合理的支护强度，KN/m2 ；
h—最大采高，2.4m；
r—顶板岩石容重KN/m3,一般取2.75KN/m3,
k—支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8倍，本工作面取4。
（3）支护密度采用下列公式进行计算
N=Pt/Rt=258.984÷169.29=1.53根/m2
式中：n —支护密度，根／m2；
Rt —支柱实际支撑能力，KN/根。
根据工作面地质条件及以上计算结果，取柱距为1.2m，得排距为1.3m。
2、单体柱支护强度的验算
（1）超前上覆岩层压力
Q=k×h×r×M=4×2.1×2.75×(20×5)=2530KN
（2）本工作面两巷各采用40根液压支柱
故得，P=Q/40=2530÷40=63.25KN/根。由上述计算可知：验证Rt>P，满足要求。
二、工作面安全出口的管理
工作面两端头顶板支护采用端头液压支架进行支护。工作面上、下安全出口宽度不得小于0.8m，高度不得小于1.8m。
三、支护材料及要求
1、超前支护采用DW31.5-200/100x型单体液压支柱，并穿戴专用柱靴，若遇巷道过高，则必须垫上“木柱靴”，木柱靴规格为300×300×200㎜。若巷道底板松软时，单体柱靴下要有规格为100×250×250的木垫板。
2、柱帽规格为：直径200㎜,厚度100㎜。
3、相邻支柱用保险带相连，保险带挂在单体支柱的手提环上。
4、柱帽用吊钩吊挂在顶板网片上，防止单体支柱卸载柱帽掉落伤人。
四、支护施工方法
1、先用掀、镐等长把工具敲帮问顶，然后再打设单体支柱。
2、施工时至少3人作业，先清理注液嘴，然后给支柱供高压液，将支柱空载升降2～3次，将活柱中的气体排净。
3、戴好柱帽后，扶柱人员把支柱扶正，在观察无危险后，给支柱注液，将支柱升紧接实顶板。
五、支护质量标准
1、柱帽要放平、放正、放实。
2、支柱初撑力不小于90KN(11.46Mpa）。
3、支柱要支成直线，单体支柱间距误差不超过100㎜。支柱钻底量不大于100㎜。
4、使用的支柱要完好，不漏液，不自动卸载，无外观缺损。
5、支柱三用阀嘴方向统一朝向老空侧。
