21203工作面炮采作业规程1.

第一章工作面概况
第一节工作面位置及井上下关系
21203工作面位于2煤层一采下山采区运输下山西翼第二个工作面，其北邻21201工作面，西邻侵蚀带，南邻F20断层保护煤柱，东邻一采区运输下山保护煤柱，具体位置及井上下的关系如表1所示：
工作面的位置及井上下的关系表表1
水平名称－300m 采区名称一采区工作面名称21203工作面
地面标高+179～＋
183m
采区标高
－295m～－
345m
工作面标高-303m～-347m
地面的
相对位置
21203工作面位于崖头村中东部，工作面在该村压覆范围内。

回采对地面设施的影响21203工作面塌陷区会影响到崖头村民房及农田，21203工作面的回采将增大崖头村及农田塌陷区的范围。

井下位置与四邻关系
21203工作面位于2煤层一采下山采区西翼第二个工作面，其北邻21201工作面，西邻侵蚀带，南邻F20断层保护煤柱，东邻一采区运输下山保护煤柱。

走向长度（m）590
平均倾斜
长度（m）
53
面积
（m2）
31270
第二节煤层
21203工作面开采煤层为2煤层，地层沉积的时代为石炭二叠纪，总厚度为325m，含煤地层为太原组，该巷道掘进为2煤层，2煤层北高南底，单斜构造。

产状：倾向160°，倾角10～36°，平均23°。

具体情况如表2所示：
煤层情况表表2
煤层厚度(m) 1.7-2.0
m 硬度3～4
煤层
结构
简单
煤层倾
角（°）
10～36 1.8 23
开采煤层2 容重 1.38 煤种气煤
煤层
稳定性
不稳定
煤层 情况 叙述
2煤层厚薄变化不大，属稳定煤层，无夹矸，结构简单，煤的光泽属于半暗—半亮型煤，硬度和韧性大，内生裂隙不发育，不容易破碎，正常情况下，煤质较好。

煤层的产状，走向为70°，倾向为160°，倾角10-36，平均23°
煤 质 特 征 表 表3
2煤层下距4煤层平均24m 。

第三节 煤层顶底板
2煤层顶板不稳定，直接顶为灰黑色细砂岩，厚2m ，正常情况下整体性较好，特殊情况下，遇水易膨胀、破碎，容易冒落。

具体情况如表4所示：
煤层顶、底板情况表 表4
煤 层
灰 分 Ad ％
挥
发 分 Vdaf ％
含 硫 量 St ˊd ％
含 磷 量 Pd ％ 胶 质 层 Ymm
发 热 量 Mj/kg
视 密 度 t/m3
工业 牌号
2 20.20 38.19 3.7 0.0032
19.5 30.32 1.38 气煤
顶底板名称岩石
名称
厚度
（m）
岩性特征
老顶粉砂岩15
黑色，交错裂隙发育，有拳头大椭圆结核。

硬度系数f＝5。

直接顶细砂岩0-2
灰黑色，成分以石英、长石、黑云母为主，整体较好，局部在构造附近比较破碎。

硬度系数f ＝5。

直接底细砂岩 2
黑色，成分以石英、长石、黑云母为主，整体较好，局部在构造附近比较破碎。

硬度系数f ＝5
老底中砂岩7
灰白色，层理较明显，成分以石英、长石、黑云母为主，夹带其它暗色矿物。

硬度系数f＝6
附图：21203工作面煤（岩）层综合柱状图
不整合
古2P
1
（ ）
上石盒
子组
R
（ ）
第三系第
四
系新生界
统系界地层系统
柱 状1：200层
次 层 厚 （m ）
最小～最大
一般 层间距
（m ）最小～最大
一般累厚（m ）岩 性 描 述
岩 石
名 称2.002.00
深黑色,局部泥质岩厚30公分,即煤3(Ⅰ)与煤3(Ⅱ)之间距0.3-0.4m,破碎松散,层理较清,含少量水,含植物根茎化石,局部层间距增大至4m,岩性变为深黑色粉砂岩.
泥质砂岩及粉砂岩
195.906.0～8.5 7.5
属结构复杂的不稳定煤层,间夹一层灰色泥质岩,厚2-4cm,煤质较硬.煤3(Ⅰ)188.400.3～0.7 0.450.90187.95粉砂岩深黑色,层理清晰,胶结致密,局部含少量泥质结核,含植物叶部碎片化石浅黑色,层理不清,胶结致密,岩层顶部有少量植物化石及黄铁矿.细砂岩187.051.10属结构简单的稳定煤层，煤质中硬，间夹一层0～0.25m厚的深灰色细砂岩夾石层，局部受冲蚀变薄。

煤2185.950.3～3.02.20
由于地壳的不均匀沉降和剥蚀、冲刷等作用，煤2 直接顶板有坚硬的灰绿色细砂岩（标本8①）；层理上部较清晰，颗粒上粗下细，松散的土灰黄泥质岩，含少量水（标本8②）；深黑色粉砂岩（标本8③），含植物叶部化石，局部含黄铁矿；和灰黄色粗中粒砂岩等，岩性不稳定，且均较破碎，裂隙发育。

深灰色，层理清晰，粉砂岩部分条带宽2-5mm，且颜色较深，细砂岩部分颜色较浅。

细砂岩或粉砂岩等
粉、细砂岩互层181.65
183.65
灰黄色，局部为2层煤的顶板，不整合接触，成份复杂，泥质胶结，局部坚硬，含少量水。

土黄色，层理清晰，破碎松散，裂隙较发育。

粗砂岩粉砂岩179.65
175.653～5.00
4.00
3～5.00 4.00褐灰色，层理清晰，胶结致密，含少量水。

泥质岩
171.653～5.00 4.00光泽暗淡，厚度不稳，成分复杂，灰分高达70%以上，近似炭质页岩。

煤1167.650.1515
10～20
167.50
粗砂岩粉砂岩及杂色粘土岩
胶结致密，局部松散，颜色杂，有灰绿色、灰白色、灰黄色，成分复杂，层理不清晰，系陆相沉积
146
152.50
50～300
砖红色，胶结致密，为良好隔水层，粉砂岩内夹有数层砾岩，局部成岩，局部不成岩，局部以解和状分布于红岩中，砾石成分复杂，大小不均，多为青灰色石灰岩角砾。

砾石磨圆度好，棱角不明显。

粉砂岩夹砾岩
以土黄色砂质粘土岩为主，局部有少量流砂。

表土层
6.5
0～106.514
1312112
109
8765431山东阳光矿业有限公司崖头煤矿西二采区2、4煤层煤岩层柱状图
（ ）P 1
下石盒子组
（ ）
P 二叠
系生
第四节 地质构造
21203溜子道9#导线点处揭露一条落差2m ，倾角62°，倾向348°的走向正断层，回采中遇到断层时，要加强顶板的管理，加强断层处的支护，保证该工作面的正常生产。

该工作面断层情况如表5所示： 断 层 情 况 表 表5 1、断层对该工作面回采的影响表现在： (1)使煤层变薄、不稳定
(2)使顶板整体性、连续性差，工作面矿山压力呈现明显 (3)使工作面回采率降低，生产效率降低，成本提高。

(4)使原煤灰份增加，矸石增多，煤质变差。

2、褶曲情况以及对回采的影响
21203工作面未揭露褶曲构造。

二、岩浆入侵、岩溶、陷落柱、古河床冲刷等情况
21203工作面根据实际揭露，无岩浆岩体、冲刷带、陷落柱等不良地质现象。

附图:21203工作面运输巷、轨道巷、切眼素描图。

第五节 水文地质
断层名称
走向（°） 倾向（°）
倾角（°）
断层性质
断层落差 （M ） 对回采的 影响 F1
258
348
62
正断层
2
大
1、地表水系
地形平坦，地面标高+170～+185m，西北地势高，东南地势低，该工作面中东部有迈莱横跨，该河流自东北流向西南，河道平直，河宽60m左右，属季节性河流，大洪时水满河床，平日水深半米以内，水面宽20m以内，由于第三系红层较厚，在该处厚度在280m左右，迈莱河对煤系地层的渗透起到了阻隔作用。

2、第四系含水砂层
第四系全区分布，沉积厚度0.39～9.09m，一般厚6～7m，沉积成份以石英中粗砂为主。

属渗透性好、富水性强的孔隙潜水，流向南西，补给来源是大气降水。

第四系含水砂层因有下覆第三系红色地层阻隔，第三系红层在该处厚度在280m左右，与煤系地层无水力联系。

3、断层水
该工作面南邻落差10-50m的正断层，21403工作面开采时已揭露，无水。

4、钻孔水
212013工作面下部为4煤层老空区，在2014年下山维修时，初见老空积水标高-330m，经过抽排，下部4煤层工作面老空水已排至-342.5m，为了确保21203溜子道的施工安全，2015年8月在21203溜子道最低处对下部老空积水继续钻探疏放，该钻孔现出水量稳定在1m3/h，水压0MPa，下部老空积水标高已排至该工作面最低点，为了确保21203工作面安全开采，继续对下部老空积水进行疏放。

5、老空水
21203工作面上部是21403工作面采空区，2煤层距上距4煤层平均间距24m 左右，该处最小层间距24m。

经两种公式计算2煤层导水裂隙带最大高度为32.9m 大于该处最小层间距24m，有突水威胁。

但21203运输巷排水钻孔已将老空水排放至-345m以下，低于该工作面最低标高，所以对21203工作面开采无威胁。

计算公式：100∑M
Hli= __________ +5.6
1.6∑M+3.6
=〔100×1.8÷（1.6×1.8+3.6）〕+5.1
= 32.95m
式中Hli—导水裂隙带高度；m---煤层采厚m 。

计算公式：Hf=[100m/（3.3n+3.8）]+5.1
＝〔100×1.80÷（3.3×1+3.8）〕+5.1
=30.5m
式中Hf—导水裂隙带高度；m---煤层采厚m；n---煤分层层数1 。

6、工作面正常涌水量和最大用水量预测
根据以上情况分析，21203工作面无水害威胁，主要水源为人工用水及防尘水，根据以往开采经验，预计21203工作面正常涌水量小于1m3/h，最大涌水量按照1.25倍计算，小于1.25m3/h。

以上综合分析，21203工作面水文地质条件简单，无突水危险性，施工时若发现有出水异常征兆时，停止作业并立即撤出人员，同时汇报调度室，并严格执行“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。

第六节影响回采的其它因素
1、煤层尘爆炸指数、煤层瓦斯等级、瓦斯、二氧化碳涌出量、自燃发火等级、发火期及瓦斯地质特征。

2煤层为气煤，煤尘超限，易发火爆炸，煤尘爆炸指数为38.19%。

瓦斯含量为低级，其相对涌出量为1.36m3/t，绝对涌出量为0.17m3/min。

二氧化碳相对涌出量为0.35m3/t，绝对涌出量为0.081m3/min，容易自燃。

发火期至今无发火。

按照21203工作面瓦斯浓度（取0.03%），21203工作面配风量291m3/min，工作面日产256t计算：
瓦斯相对涌出量=配风量×瓦斯浓度÷工作面每天产量
=（291m3/min×0.03%）÷256t
=0.034m3/t
2、该面地温、地压、应力集中区
根据以往工作面开采经验，21203工作面地温在21℃左右小于26℃，符合煤矿安全规程第一百零二条规定，该工作面地压显现明显，受下部四煤层工作面采动影响，在回风巷道压力显现突出，特征表现为顶板整体性破碎，易冒落，该工作面应力集中区在回风巷道附近。

第七节储量及服务年限
一、储量
21203工作面倾斜面积31270m²，平均煤厚1.8m,视密度1.38t/m³,回采率55.6%
地质储量：
31270×1.8×1.38=77675(吨)
可采储量：
77675×55.6％=43187（吨）
二、工作面服务年限
21203工作面可采储量43187吨，循环进度1.0m，日循环2个，单循环产量128吨，月生产天数24天。

工作面的服务年限=可采储量/月设计推进长度=43187/（1.0×2×128×24）=5.6（月）
第八节存在问题及建议
1、工作面过断层或过顶板裂隙发育、易破碎、易冒落块段时，要采取措施，加强顶板管理。

2 回采中，要做到“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则，防止水害隐患发生，确保安全生产。

3 提高回采率，充分利用煤炭资源。

4 溜子道、回风巷低洼处有积水时，要安泵及时排出，保证巷道畅通。

第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
一采区2煤层由山东阳光矿业有限公司于2014年设计，经新煤行字（2014）177号文批准，并于2015年投入生产的。

该采区共分为两个区段，工作面采用倾向条带式布置。

采区沿2煤层底板布置一采轨道下山、二煤下山、一采运输下山，在采区上部布置一采区回风道与三采区总回风上山连接，采区上部布置一采区石门与－300运输大巷连接。

二、工作面轨道巷
21203工作面中端沿走向顺煤层顶板布置轨道巷，巷道采用锚网支护，采用ф16×1800树脂锚杆，排距×间距＝1000×1000mm，矩形断面，净宽2.8m，净高
2.4m，断面积6.72m2；用于工作面的进风、运料、行人。

三、工作面补进风巷
21203工作面上端沿走向顺煤层顶板布置补进风巷，巷道采用锚网支护，采用ф16×1800树脂锚杆，排距×间距＝1000×1000mm，矩形断面，净宽2.8m，净高
2.4m，断面积6.72m2；用于工作面的进风、运料、行人。

四、工作面运输巷
21203工作面下端沿走向顺煤层顶板布置运输巷，巷道采用锚网支护，采用ф16×1800树脂锚杆，排距×间距＝1000×1000mm，矩形断面，净宽2.8m，净高
2.4m，断面积6.72m2，主要用于工作面的回风、运煤、行人。

五、工作面切眼
21203工作面切眼位于工作面最西侧，沿2煤层顶板布置，工作面切眼与运输
巷轨道巷形成采煤面。

切眼采用锚网支护，采用ф16×1800树脂锚杆，排距×间距＝700×700mm，矩形断面，净宽2.0m，净高1.8m，断面积3.6m2，主要用于工作面推进。

六、条带切眼
根据21203工作面走向长度共布置6个条带切眼，分别为自开切眼以外90m、180m、270m、360m、450m、540m处布置条带切眼。

工作面条带切眼沿2煤层顶板布置，工作面条带切眼与运输巷轨道巷形成采煤面。

条带切眼采用锚网支护，采用ф16×1800树脂锚杆，排距×间距＝700×700mm，矩形断面，净宽2.0m，净高1.8m，断面积3.6m2，主要用于工作面推进。

附图：21203工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤方法
21203工作面依据采区设计，采用单一走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。

进、回风巷道的布置方式为上部轨道巷为进风巷道，下部运输巷为回风巷道，采用下行式通风方式。

二、采煤工艺
该面采用走向长壁后退式采煤方法开采。

工作面配备为炮采，采用MQS－50/1.8气动手持式煤钻机（风煤钻），侧式供水，湿式打眼。

放炮落煤，人工攉煤，工作面采用刮板运输机运输，人工攉煤、支柱、回柱完成一个循环工艺。

（一）落煤方式
1、落煤方式采用人工打眼，爆破落煤方式。

（1）使用MQS－50/1.8气动手持式煤钻机（风煤钻），侧式供水，湿式打眼。

（2）工作面采用微差爆破技术爆破落煤。

①爆破材料及器材的选择：
《1》炸药选用二级煤矿许用乳化炸药，药卷直径为32㎜，重量为150g/卷。

《2》雷管选用1～5段煤矿许用岩石毫秒延期第一系列电雷管，桥丝为镍铬线，铁脚线，电阻为6.0欧姆。

其延期秒量与段别标志如下表：
段号 1 2 3 4 5
延期秒量（毫秒）≤13 25 50 75 110 脚线标志灰红灰黄灰兰灰白绿红《3》发爆器使用MFD－150/200型智能放炮器，最大起爆能力200发。

②爆破技术参数：
《1》炮眼布置方式：
按照煤层的实际采高和我矿的开采经验，炮眼布置采用“五花眼”形式。

《2》炮眼技术参数：
顶、中、底眼距为1.0m，顶眼距顶板30㎝，底眼距底板20㎝，中眼在顶、底眼的中间；炮眼深度1.2m；顶眼仰角5～7°，底眼俯角7～10°；炮眼均与工作面倾向夹70°角。

《3》炮眼装药量：顶眼为300g/眼，中眼为150g/眼，底眼为375g/眼。

《4》一次起爆长度、一次起爆炸药量和起爆顺序：
根据《煤矿安全规程》及泰安煤炭工业局泰煤便字［1995］第6号《关于对回采工作面使用毫秒爆破的批复意见》及本矿回采2煤层的实践经验，一次起爆长度不得超过5m，即一次起爆最多不超过13个炮眼。

一次起爆炸药量最多不超过
4.13Kg。

当工作面出现地质构造、地质条件发生变化时，应根据实际情况减少一次起爆炮眼数、一次起爆炸药量，并及时补充措施。

③封泥长度：封泥长度必须符合《煤矿安全规程》及该面作业规程的规定，每个炮眼必须使用一个水炮泥，封泥长度如下要求：
《1》炮眼深度小于0.6m时，不准装药定炮；
《2》炮眼深度0.6～1.0m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；
《3》炮眼深度超过1.0m时，封泥长度不得小于0.5m。

《4》根据炮眼深度顶眼封泥量为0.66m，中眼为0.86m，底眼为0.80m。

装药量计算表附图：炮眼布置三视图、连线方式及起爆顺序图及正向定炮示意图
项目单位顶眼中眼底眼合计炮眼个数个53 53 53 159 装药量g 300 150 375 —循环用量Kg 15.9 8 20 43.9 一次起爆炸药量Kg 1.5 0.75 1.88 4.13 雷管消耗定额发/万t ———12421 炸药消耗定额Kg/万t ———3429
2、落煤要求及安全措施：
（1）炮眼采用五花眼布置，眼深1.2 m，眼距1.0m，用MQS－50/1.8气动手持式煤钻机（风煤钻）进行湿式打眼，禁止在旧眼、残眼中打眼。

两人一组配合，在完好支架掩护下操作。

（2）必须坚持湿式打眼，定炮使用水炮泥，封泥量达到要求，防止放炮打筒。

（3）认真掌握好眼位及角度，达到爆破后进尺够数，煤体爆破均匀，煤壁平直，不留顶底煤及伞檐和础根，不破坏顶板，无崩倒的支柱的要求。

（4）严格毫秒爆破的技术管理，领全所使用的雷管段号，搞好放炮员的业务培
训工作。

（5）定炮时，严格按爆破技术参数装药，采用正向装药方式，严禁反向装药，放炮、装药人员必须认真区别毫秒雷管的各段之间不同脚线的标志，不得错装或跳段使用，不同厂家不同系列的雷管严禁掺杂混用。

（6）必须采用串联方法联线放炮，严禁有并联或混联，所使用的毫秒雷管必须经过严格的检查，确认无误后方可起爆。

（7）顶板破碎或断层处除加强支护外，可缩小眼距，减少装药量及联炮个数，由现场跟班人员及时向技术部门汇报，视情况改变爆破参数。

（8）放炮员必须持证上岗，联线放炮只能一人操作，放炮采用上拉线方式，放炮安全距离不得小于30m，采用下拉线方式时，放炮安全距离不得小于50m。

放炮时由班队长安排专人在上下两巷煤壁以外30m处设岗警戒。

放炮完毕后，再由班队长亲自对警戒人员下达撤岗命令，警戒人员必须接到班队长本人撤岗命令后才能撤除警戒，否则不得擅自撤除警戒，严禁其他人员代传或下达撤岗命令。

工作面严禁使用两台发爆器放炮。

（9）一次拉炮长度不得超过5m，一次装药必须一次全部起爆。

放完炮后必须等待15分钟，待炮烟散尽后方可进入工作面工作。

（10）严格执行放炮“一炮三检”、“放炮三保险”、“三人连锁放炮”制度。

“一炮三检”：装药前、放炮前、放炮后要认真检查放炮地点附近的瓦斯，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度低于0.8%时，方可装药放炮。

“放炮三保险”：站岗、设置警标、吹哨。

“三人连锁放炮”：放炮前，放炮员将警戒牌交给班队长，班队长接到警戒牌后下达做好放炮准备的命令；同时班队长派人警戒，检查顶板与支护情况，并将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员；瓦斯检查员对瓦斯、煤尘进行检查，符合放炮规定时将自己携带的放炮牌交给放炮员。

放炮员接到放炮牌后，必须最后离开放炮地点，准备进行放炮。

放炮后，班队长在接到放炮员的放炮完毕报告后，才可进行下一工作。

放炮工作结束后，三牌各归原主。

（11）放炮前在靠煤壁侧断层两侧或顶板破碎处必须支设贴帮点柱。

放炮后必须及时铺网、挂梁、支设临时支柱，尽量减少空顶时间，待支柱支设完好后，方可放下一组炮。

（12）风量达不到本规程要求时，严禁放炮。

炮前炮后要洒水灭尘。

（13）每次放炮前都必须检查瓦斯浓度，在放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须立即停止放炮，采取措施。

（14）工作面定炮和爆破，以及爆破后处理矸石期间，必须将工作面运输机用电设备全部停电闭锁，严禁带电的线缆穿过炮区。

定炮前对附近支架进行注液，确认安全无误后再爆破。

三、工作面正规循环生产能力
21203工作面每天2个循环，每循环生产能力：
W = L×S×h×γ×C =53×1×1.8×1.38×97%=128t
式中，L---工作面平均长度，m；S---工作面循环进度，m；
h---工作面平均煤层厚度，m；γ---煤容重，t/m3；
C---回采率，%。

第三节设备配置
设备配备情况：
工作面配备2部SGW-40T型刮板运输机运输。

运输巷配备1部SGW-40T型刮板运输机和2部600mm皮带运输，21203运输道配备1部SGW-40T型刮板运输，一采运输下山配备1部600mm皮带运输，一采区回风道配备1部600mm皮带运输。

SGW-40T型刮板运输机的运输能力每小时70吨，电机功率30KW。

600mm皮带的运输能力每小时100吨，电机功率2×15KW。

工作面配备2台MQS－50/1.8气动手持式煤钻机（风煤钻），乳化液泵站配备2台XRB2E 乳化液泵(一台备用)。

刮板输送机及
型号SGW-40T 功率2×15KW
运输能力70T/h 刮板链形式双边链
刮板间距100mm 中部槽1500×300×150mm
带式输送机
型号STJ-600 电机功率2×15KW
带宽600mm 运输能力100T/h
乳化液泵（两台）
型号XRB2E-80/200电机功率37KW 公称流量80L/min 工程压力20MPa 辅助运输设备选用1吨的矿车，牵引设备选用JD-11.4KW对拉绞车附图：21203工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、单体支柱工作面的支护设计
工作面支护设计计算
1、顶板控制设计参数：
工作面编号：21203工作面，采高：2.0m
煤层倾角：10～36/23°直接顶厚度：2.0m，支回方式:“见四回一”切顶方式:切顶排支柱加戗棚切顶，直接顶容重：2.5KN/m3
2、老顶来压显现程度的确定：
Km=Σh/m=2.0/2.0=1(式中Σh为直接顶厚度，m为采高)
四煤层支柱合理支护强度可采用下列方法计算：
3、工作面支架合理工作阻力的确定：
Pt=9.81×h×r×k(KN/m2)=9.81×2.0×2.5×5=245KN/m2
式中：pt：工作面合理的支护强度KN/m2，h：工作面采高2.0m，r：顶板岩石重力密度,t/m³，一般可取2.5t/m，K：工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8，应根据具体情况合理选取，开采煤层较薄，顶板条件好，周期来压不明显时，应选用低倍数，反之则采用高倍数，而2煤层顶板为较稳定顶板，故k=5
4、确定支柱有效支撑能力:
Rt=Kg·Kz·Kb·Kh·Ka·R=300×0.9×0.95×0.9×1.0×1.0=230.8KN/棵。

式中：Rt=支柱额定工作阻力，KN：230.8KN/棵
K-支柱阻力影响系数可以从支柱阻力影响系数表中查得，支柱阻力影响系数表
项目液压支柱木支柱工作系数Kg 0.9 0.5
工作系数Kz 0.95 0.7
工作系数Kb 0.9 0.7
工作系数Kh ＜1.4 ＞2.2m 1.0 0.9
工作系数Ka ＜10°
＞45° 1.0 0.85
注：表中系数根据矿压观测成果统计，适应一般工作面条件
5、确定工作面合理支护密度，可采用下列公式进行计算:
n=Pt/Rt=245/230.8=1.06(棵/㎡)
式中 n-支护密度，棵/㎡ Rt-支柱实际支撑力，KN/棵
6、根据合理的支柱密度确定柱、排距。

由于工作面采用HDJA-1000型铰接顶梁护顶，因而支柱的排距为1.0m 。

又因n=1/（L2×L1）所以L2=1/（L1×n ）=1÷（1×1.06）≈0.90＞0.7m
故选用0.7m 柱距符合要求。

排距1.0m ，柱距0.7m 。

7、工作面采用DZ 系列单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁支护顶板(过断层、破碎带及顶板松软时使用规格700×150×150mm 的大方木支护顶板)，工作面上、下端头各采用九架双销调角定位梁（HDJS-1000）和两组丛柱加强支护，丛柱梁规格为1200×150×150mm ，超前支护采用DZ 系列单体液压支柱配HDJA －1000金属铰接顶梁支护。

8、柱鞋直径的计算：
Φ≥ 200 Q
R t = 216（mm ） 其中：Φ--铁鞋直径、R t --实际支柱工作阻力(230.8KN)、 Q--底板允许比压(28.5MPa)
根据工作面现场开采实际，工作面正规支柱必须穿铁鞋，选取直径为Φ250mm
的铁鞋。

二、乳化液泵站
（1）泵站及管路选型、数量
乳化泵选用XRB2E-80/200型两台。

供液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。

主要技术参数如下:
乳化泵型号: XRB2E-80/200 公称流量: 80L/min 公称压力: 20MPa
电机功率: 37kW
（2）泵站设置位置:一采轨道下山中部车场内。

（3）泵站使用规定
1、启动泵站前,应首先进行检查，保证各部件无损伤、各连接螺丝紧固、润滑油位正常、液位适当、密封完好、乳化液配备合理、自动配比装置完好、各种保护齐全可靠、运转方向为正向。

2、泵启动后,如有异常要立即停泵检查处理,严禁带病运转,严禁反向运转。

3、当工作面管子破裂时，要立即停泵处理。

开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5钞钟后开泵。

4、检修或更换泵的机械液压元件时,必须把开关的隔离手把打到零位,严禁带压操作。

5、泵的卸载阀整定值不超过20MPa,泵站压力不低于18Mpa，严禁随意调整。

加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁泵箱敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油。

6、乳化液采用乳化液自动配比箱配置，乳化液浓度达到2％～3％；乳化液浓
度由泵站司机定时使用测量仪对乳化液浓度进行监测，每2小时进行检测一次，并做好记录，确保乳化液浓度符合要求。

第二节工作面顶板管理
21203工作面采用单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁支护顶板，(过断层及破碎带时使用单体液压支柱配大方木（规格700×150×150mm）、塑料菱形网支护顶板)，工作面端头各采用九架双销调角定位梁（HDJS-1000）和两组丛柱加强支护，工作面采用3～4排支柱控制顶板，全部垮落法管理顶板，控顶方式为“见四回一”，最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m，放顶步距1.0m。

最大控顶距时，三排花柱，一排切顶排支柱；最小控顶距时，二排花柱，一排切顶排支柱。

排距1.0m，柱距0.7m，炮道0.6m。

超前支护采用单体液压支柱配HDJA－1000金属铰接顶梁支护。

一、正常工作时期顶板支护方式
1、支柱支护要求
（1）支设的支柱必须拉线打成直线，柱距0.7m，偏差±5cm，排距1.0m，偏差±5cm,支柱手把体朝上，水平销小头朝上、三用阀卸载阀朝上。

（2）支设的支柱迎山角根据煤层倾角变化而变化，根据“见四仰一”a0=k@,a0=迎山角，k：比例常数（取0.25)，@：煤层角度。

经计算本工作面支柱迎山角为6°，支柱升牢，下端支于实底上，支柱要棵棵穿铁鞋，铁鞋直径为25㎝，支柱钻底量不大于10㎝。

支柱迎山有力，不得出现连续三根以上支柱迎山角或退山角过大。