21101工作面作业规程(2).doc

编号HC/QCJS-01 新汶矿业集团 孙村煤矿采煤工作面作业规程 工作面名称 21101充填工作面 编 制 人 谢成军、曹文利 区 队 长 马德生 施 工 单位 特采队 批 准 人 莫技 编制 日期 2007年 11月25日 执行 日期 2007年 12月24日 目 录 编审单位及人员签字 2 会审意见3 作业规程学习和考试记录 4 作业规程复查记录 5 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 6 第二节 煤层 6 第三节 煤层顶底板 7 第四节 地质构造 9 第五节 水文地质 9 第六节 影响回采的其它因素 9 第七节 储量及服务年限 10 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 10 第二节 采煤工艺 11 第三节 设备配置 13 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 15 第二节 工作面顶板管理 20 第三节 运输巷、轨道巷巷及端头顶板管理 23 第四节 矿压观测 24 第五节 充填工艺 25 第四章 生产系统 第一节 运输系统 28 第二节 通防与监控系统 28 第三节 排水系统 32 第四节 供电系统 32 第五节 通讯照明系统 33 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 34 第二节 主要经济技术指标 34 第六章 灾害预防及避灾路线 36 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 36 第二节 顶板管理 37 第三节 防治水 45 第四节 爆破管理 45 第五节 通防及安全监测 46 第六节 运输管理 48 第七节 机电管理 51 第八节 其它 54 编制人 年 月 日 单位负责人 年 月 日 审查人 年 月 日 技术部 年 月 日 通防部 年 月 日 地测部 年 月 日 机电部 年 月 日 机电运输 年 月 日 调度室 年 月 日 安监处 年 月 日 回 采 矿 长 年 月 日 回采副总工程师 年 月 日 生 产 矿 长 年 月 日 总 工 程 师 年 月 日 会审单位及人员签字 会 审 意 见 作业规程学习和考试记录 贯彻 时间 听传达人 贯彻 时间 听传达人 年 月 日 姓 名 成绩 签字 年 月 日 姓 名 成绩 签字 负责人 传达人 班次 作业规程复查记录 作业规程名称 新汶矿业集团孙村煤矿21101充填工作面 施工单位 特采队 复查时间 参加复查人员签字 施工单位 年 月 日 技术部 年 月 日 通防部 年 月 日 地测部 年 月 日 机电部 年 月 日 安监处 年 月 日 总工程师 年 月 日 存在主要问题 处理意见 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 该工作面位于-400水平后组皮带机井煤柱内。上覆二、四层煤皮带井保安煤柱未开采，下伏十三、十五层煤未开采。东临F5断层，西临皮带机井保安煤柱线。本工作面布置在11层皮带井保安煤柱内，煤柱两侧已开采；工作面采用仰斜开采，工作面走向长101m，倾斜宽为397.8～424.0m，平均412.2米，倾斜面积41633.9m2。工作面标高为-258.88～-394.5m。 该面对应的地面位置为汶河北岸，大洛沟村及其以西的部分农田。地面标高为169.9米。 工作面位置及井上下关系表 表一 水平名称 -400水平 采区名称 后组二采区 地面标高 169.9m 井下标高 -258.88～-394.5m。 地面的相 对位置 21101充填工作面相对应的地面位置为汶河北岸，大洛沟村及其以西的部分农田。 回采对地面设施的影响 21101充填工作面上部地面地表将轻微沉降，但对农田不会造成影响，可正常开采。 井下位置及与相邻关系 该工作面位于-400水平后组皮带机井煤柱内。上覆二、四层煤皮带井保安煤柱未开采，下伏十三、十五层煤未开采。东临F5断层，西临皮带机井保安煤柱线。本工作面布置在11层皮带井保安煤柱内，煤柱两侧已开采；工作面采用仰斜开采，似膏体充填。 走向长度 101m 倾斜长度 412.2m 面 积 41633.9m2 第二节 煤层 该工作面煤层稳定,结构较复杂。煤层含2～3层夹矸，其中第二层较稳定，厚0.1m，其它两层不稳定厚0.02～0.05m。煤层厚度1.6～2.2m，平均煤层厚度1.84米，平均纯煤厚1.72米。煤层变异系数为10.9％，可采指数为1。 具体情况如表二所示。 煤 层 情 况 表 表二 煤层厚度（m） 1.6－2.2 1.84 煤层结构 复杂 煤层倾角（） 16 开采煤层 11 硬度 1.31 煤种 气肥煤 稳定程度 稳定 煤层情况描述 该工作面煤层稳定,结构较复杂。煤层含2～3层夹矸，其中第二层较稳定，厚0.1m，其它两层不稳定厚0.02～0.05m。煤层厚度1.6～2.2m，平均煤层厚度1.84米，平均纯煤厚1.72米。煤层变异系数为10.9％，可采指数为1。 黑色，粉末褐色，容重1.31，硬度小，断口呈棱角状和不平坦，性较脆，导电性弱，多为半亮型煤。亮煤和暗煤呈较厚的分层，间夹镜煤、丝炭、条带结构明显。 工作面瓦斯等级为低级，煤尘爆炸指数为43％，自燃发火期62天，预计原始地温为26℃，地压为1071.95～1411.0T/m2。 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 煤层顶底板综合柱状图附图1 表三 顶、底板名称 岩石名称 厚度 特征 伪顶 泥岩 0.6～1.0m 黑色泥岩，含炭质，松软、易碎。 直接顶 粉砂岩 8.0-10.0m 灰色粉沙岩，泥质胶结，层理中等发育，抗压强度21MPa。 基本顶 砂岩 16m 白色砂岩，中厚层理，钙质胶结。 直接底 粉砂岩 1.6～1.7m 灰色粉砂岩，抗压强度25MPa。其下为小12层煤，厚0.1～0.2m。 综合柱状图 岩煤石名称 柱状 厚度 （m） 岩性描述 粉砂岩 . . 68 灰色，层理中等发育，较松软，下部含有棕色小结核。 . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 煤11 粉砂岩 1.87 2.0 煤层稳定，结构复杂，含夹矸23层 灰黑色，层理发育，性脆、易碎、底部为小十二层煤。 . . . . . . . . . . . . 细砂岩 粉砂岩 7.0 灰色细砂岩，坚硬，向下渐变为灰黑色粉砂岩。 . . . . . . 煤12 砂岩 .. .. .. 0.1～0.3 20 中间夹有0.6米的白色砂岩 .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. 灰白色、中粒、较坚硬，厚层理，钙质胶结。 .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. 泥岩 5.0 灰黑色，性脆、易碎、层理发育。 四灰 6.0 灰白色，中粒、中厚层理、坚硬。 煤13 1.1 含碳质砂岩和黄铁矿结核。 砂岩 泥岩 .. .. .. 6.5 砂岩灰白色泥质胶结，厚度2.0米左右。向下渐变为灰色粉砂岩，泥岩黑色，无层理。 .. .. . . . . 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 工作面地质构造较简单。共揭露断层3条。其中f3在工作面以外，对回采无影响。工作面煤层走向117度，倾向为27度。倾角16度。断层情况详见表四 断层情况表 表四 构造名称 走向（） 倾向（） 倾角（） 性质 落差（m） 对回采影响程度 f1 191 281 60 正 1.2 较小 f2 200 110 60 正 2.2 较大 f3 220 310 60 正 3.2 在工作面以外，对回采无影响 附图2 21101充填工作面运输巷、轨道巷素描图 第五节 水文地质 一、涌水量 依据11119工作面开采资料，实测涌水量为0.01 m3/min，采用面积比拟法预计本工作面涌水量。 计算公式Q预＝Q实 计算参数Q实＝0.01m3/min, F实＝90931.6m2， F预＝41633.9m2。 Q设＝0.01＝0.007m3/min. 正常涌水量为0.007m3/min。 最大涌水量按正常涌水量的2倍计算 最大涌水量为0.014m3/min。 二、含水层（顶板和底板）分析 煤层基本顶为砂岩，含裂隙水，以滴淋水形式进入工作面，为富水性极弱含水层。 第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它情况见表五 影响回采的其它情况表 表五 瓦斯 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.643 m3/t，瓦斯绝对涌出量1.01 m3/min，本面参考值为0.6 m3/min。 煤尘爆炸指数 工作面瓦斯等级为低级，煤尘爆炸指数为43 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期62天 地温 28℃ 地压 925-1425吨/米2 二、加强通风管理，保持进回风巷畅通，减小空气阻力，避免瓦斯积聚。采取综合防尘措施，降低粉尘浓度。 第七节 储量及服务年限 储量计算公式Qd.s.M.Secα 式中 d为煤的容重 s为水平面积 M为煤的真厚度 α为煤层的倾角 储量计算结果详见表六 储量情况 块 段 号 走向长（m） 游标值 倾斜长（m）（常数） 斜面积（m2） 煤厚 （m） 容重（t/m3） 工业储量 （t） 回采率 （％） 可采储量 （t） 101 412.2 41633.9 1.84 1.31 100354.4 95 90318.9 工业储量100354.4 t； 可采储量本矿的工作面回采率参考值为95，可采储量90318.9 t。 二、采煤工作面服务年限 工作面1日进3刀，每刀进度0.8m，1个班充填，3个班凝固期（24小时）。 工作面的服务年限＝可采推进长度/月设计推进长度 ＝412/（0.8329/2）＝11.8个月 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 21101充填工作面是孙村煤矿2006年7月优化设计的。工作面采用倾向长壁布置。工作面南侧为工作面停采线；西邻运输巷，北部为风井煤柱保安煤柱（未开采），东为轨道巷（沿空留巷）。 二、采煤工作面轨道巷（留巷） 21101充填工作面东侧巷道采用前进式代采留巷作为轨道巷，沿煤层底板布置，轨道巷采用锚网带支护，顶板采用“锚杆＋金属网＋锚带”支护，巷道采用梯形断面，净宽3.4m，净高2.4m，断面积8.16m2。主要用于该工作面的回风和运料。 轨道巷内布置有φ50mm的防尘管路一趟、φ50mm的高压风管路一趟。靠西侧设有300mm300mm水沟。 三、采煤工作面运输巷 21101矸石充填工作面西侧为运输巷，沿煤层底板布置，靠巷道东帮敷设皮带，主要用于该工作面的进风和运煤。运输巷采用锚网带支护，顶板采用“锚杆＋金属网＋锚带”支护，巷道采用梯形断面，净宽3.4m，净高2.4m，断面积8.16m2。主要用于该工作面的进风和运煤。 运输巷内布置有Ф50mm防尘管路一趟，Ф50mm高压风管路一趟，Ф108mm充填管路一趟。乳化液管路一趟。 四、工作面切眼 1、切眼沿煤层布置，采用架棚支护，净宽2.6m，净高2.0m，断面积5.2m2。 附图321101充填工作面位置及巷道布置图11000 第二节 采煤工艺 一、采煤方法 采用倾向长壁采煤法，工作面由下向上推采，高档普采方式采煤。Gy-150型采煤机落、装煤，SGW-150C型运输机运煤，单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护顶板，当顶板破碎处铺竹笆护顶，见七回三的支回方式，似膏体充填法管理顶板，一次采全高，循环进度0.8米，采取连续开采间隔充填的方式，每推进2.4米充填一次，充填过程中利用木柱加竹芭、煤矸袋等制作的挡浆墙封闭似膏体浆体，似膏体凝固后，工作面再推采2.4米，重新封闭采空区进行似膏体充填。 二、机械落煤 1、进刀方式和割煤方式割三角煤端部斜切进刀，单向割煤，往返一次进一刀。 a、 机组右行割顶煤至溜头，工作面溜子溜头为右方向。 b、机组左行割底煤清浮煤、移溜至机组进刀位置。 c、 机组左行割三角煤至溜头。 d、 机组右行割三角煤至进刀位置。 e、机组右行吃刀、移吃刀处溜子及溜尾。 2、采煤机吃刀位置在正规柱梁空挡内按间距1.2m使用4架π型钢加强支护，采煤机吃刀完毕后及时前移，π型钢长2.8m，一梁不少于二柱（或三柱）。 3、工艺过程 端头打眼→放炮→开机窝、割煤→移溜→支柱→回柱→制作挡浆墙→似膏体充填→整修准备 附图4 采煤机吃刀 三、爆破落煤 左右端头采用爆破落煤，打眼放炮人工攉煤，炮采段必须按1.2m间距支设贴帮柱。 1、打眼方法炮眼采用双排眼布置，打眼前先敲帮问顶，支护齐全，消除一切危险因素。 用风煤钻和六棱空心钻杆湿式打眼，用镐点眼，禁止套用老眼或残眼。在完好支架及临时支护保护下操作， 打眼时，禁止开采煤机和运输机，人员不准站在运输机内。打完眼后，风煤钻、风水管要拉到轨道巷和运输巷支护完好处盘好。打眼执行煤矿安全技术操作规程采煤专业采煤打眼工部分的有关规定。 2、爆破操作规定 1）装药定炮前先检查瓦斯，符合规定方可定炮，定炮必须由专职放炮员操作，先清除炮眼内的粉尘，然后定炮，定炮必须使用专用炮棍，随定炮随将脚线扭结悬挂，避免与导电体接触。 2）按电雷管顺序定炮连线，连线放炮必须由放炮员一人操作，定炮时，脚线必须扭结短路，必须一次定炮一次起爆。全面只准使用一个放炮器。炮后详细检查爆破情况，发现拒爆、残爆，按煤矿安全规程342条处理。 3）定炮完毕，经检查符合放炮规定后，由班长派专人在所有通往放炮地点的通道上站岗，躲炮半径必须达到50m以上离最近炮眼位置，躲炮时间炮烟散尽为止。站岗人员必须拉绳挂牌。放炮员清理现场后最后一个离开放炮地点，至躲炮点吹哨后按规定放炮。站岗必须严格执行以下规定 ①放炮前，由当班班长亲自安排专人到规定地点站岗，每处站岗地点安排两人前往，一人站岗，一人回来通知班长放炮，所有站岗返回人员通知班长后，班长清点人数，确认无误，方准下达放炮命令，安监员将闭锁钥匙交给放炮员，放炮员接到放炮命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。 ②放炮后，班长、安监员、放炮员、瓦检员必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘顶板、支柱、瞎炮、残炮等情况，如果有危险情况必须立即处理。确认安全无误后，班长安排人员撤岗，撤岗人员必须与回来通知放炮的人员是同一人，站岗人员在未见到撤岗人员之前，严禁让任何人员进入警戒范围，只有见到撤岗人接到撤岗命令后，方可撤岗。 ③炮后维护好顶板后方可生产。 3、煤层注水眼规定及要求 1）施工方法 （1）每次放炮前,进行煤层注水工作，用风煤钻打眼进行煤层注水。 （2）施工前准备工作 钻孔注水前，必须检查支架状况，将支架加固整改一遍。 检查施工所用工具（风煤钻、水式钎尾、钻杆）是否完好齐全，并依次拧紧。 2）操作规定 （1）钻孔布置在煤层中间顶板以下1.0m处，俯角16，根据爆破落煤长度每6m 布置一个注水孔。 （2）选好眼位，调整好角度，点开启动，在钻头进入煤体的同时打开水阀，2人扶钻1人推钻。钻孔过程中，必须按设专人监护顶板、煤帮状况，发现问题及时撤人。施工人员严格执行煤矿安全技术操作规程中有关打眼工的具体规定。 ①根据每刀进度，确定钻孔的深度为1.0m。 ②钻孔钻到位置后，使用防尘水管和封孔器注水，采用自然渗透方式增加煤体含水量。在放炮前，必须将注水孔注满水，注水时间不少于3-5min，并用粘土炮泥将注水孔孔口封实，封泥长度不少于50mm。 ③施工人员必须坚持敲帮问顶，及时用长把工具 1.5m 摘掉悬矸活石，在完好支架保护下操作，严禁空顶作业，严禁站在运输机内，严禁开采煤机和运输机。机道内岩体有片帮危险又不易摘掉的，要支好戗柱。摘顶找帮前，必须加固好周围支架，维护好工作空间，摘顶找帮以下5m不得有人。 ④必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。 附图5 21101充填工作面炮眼布置图（三视图） 炮眼特征表 表七 名称 距离（m） 位置 角度 眼深 （m） 利用率（） 装药量（kg/孔） 炮眼数量（个） 距顶（m） 距底（m） 仰俯 （） 水平 （ ） 顶眼 0.9 0.3 1.44 仰16度 90 1.0 80 0.30 11 底眼 0.9 1.44 0.3 仰16度 90 1.0 80 0.30 11 爆破说明书 表八 序号 项目 单位 数量 说明 1 打眼工具 风煤钻 台 2 ZMS-60 风钻 台 2 2 炮眼特征 每刀眼数 个 30 平均深度 m 1.0 每刀炮眼总长度 m 30 3 火药 炸药种类 φ27mm400mm矿用水胶炸药 每孔装药量 kg/孔 0.3 每刀用量 kg 9 吨耗 kg/t 0.016 4 雷管 种类 毫秒延期电雷管1-5 每刀用量 个 30 吨耗 个/t 0.016 5 封泥 炮泥 粘土炮泥 水炮泥 个 每孔不少于1个 封泥长度 m ≮0.5 封满封实 6 起爆 联线方法 串联联线 三、采煤方法 采用倾向长壁采煤法，似膏体充填法管理顶板。 四、工作面正规循环生产能力 工作面每日3刀，每刀进尺0.8m，割煤高度1.84m，割煤时回收率0.95，则 日产量＝1010.831.841.310.95＝555t 月产量＝55529/2＝8047.5t 第三节 设备配置 一、采煤机 采煤机型号Dy-150 采高1.6～2.5m 截深800 mm 适用倾角≤350 滚筒直径φ1250 滚筒转速 63r/min 牵引速度0～6.0m/min 牵引型式齿轮销排式液压牵引 机面高度1070mm 卧底量165mm 灭尘方式内外喷雾 装机功率150kW 电压1140V 机重12.5t 二、运输设备 1、刮板输送机（一部）型号SGD-150 1主机 设计长度55m 出厂长度200m 输送量250t/h 垂直方向弯曲3 水平方向弯曲3 中部槽规格1500630190mm 2刮板链双边链 规格φ1864mm 链速0.868m/s 刮板间距1080mm 3电动机 型号DSB－75-B 转速1475rpm 电压1140／660V 功率75kW 4卸载方式端卸 5传动布置方式平行 6紧链方式摩擦式 2、转载机型号为SGW40T 1主机 设计长度55m 出厂长度100m 输送量150t/h 垂直方向弯曲3 水平方向弯曲3 中部槽规格1500630190mm 2刮板链双边链 规格φ1864mm 链速0.868m/s 刮板间距1080mm 3电动机 型号DSB－55 -4B 转速1475rpm 电压1140／660V 功率55kW 4卸载方式端卸 5传动布置方式平行 6紧链方式摩擦式 三、乳化液泵站 乳化液泵技术参数 公称压力31.5MPa 公称流量160L／min 电机功率110kW 电机电压1140V／660V 电机转速1475r/min 2、乳化液箱技术参数 型号RX－200／16 有效容积1600L 额定卸载压力18 MPa 工作面设备配置表 表九 机械名称 型号 规格 单位 数量 用途 采煤机 Dy-150 150kw 部 1 落煤、装煤 运输机 SGD630/150 75kW 部 1 运煤 转载机 SGW40T 55kW 部 1 运煤 乳化液泵 DRB-200/31.5 110KW 台 2 供液 附图621101充填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、工作面基本情况 1、工作面主要参数 表十 煤层厚m 采高m 倾角 面长m 倾斜长m 煤层号 1.84 1.84 16 101 412.2 11 2、支护材料 本工作面使用DZ18-25/100、DZ20-25/100、DZ22-30/100 、DZ25-30/100外注式单体支柱配HDJB-800型金属铰接顶梁进行支护。 3、顶板管理方法采用倾斜长壁采煤法，似膏体充填法管理顶板。工作面有伪顶，厚度0.6～1.0m，为黑色泥岩，含炭质，松软、易碎。直接顶为灰色粉砂岩，厚8.0～10.0米，泥质胶结，层理中等发育，基本顶为白色砂岩，厚度16米，中厚层理，钙质胶结。 二、同煤层观测工作面生产条件及矿压观测参数 一 单体支柱工作面的支护设计 根据工作面地质条件和矿压资料，确定本工作面使用DZ18-25/100、DZ20-25/100、DZ22-30/100 、DZ25-30/100外注式单体支柱配HDJA-800型金属铰接顶梁进行支护。 二采用类比法进行设计 1、参考同煤层矿压观测资料，观测工作面生产条件 工作面编号41116，采高1.81m，煤层倾角19，柱梁型号DZ18、20、22-30/100单体支柱、HDJA-800顶梁；支护方式排距0.8m、柱距0.6m，最大控顶距3.7m，最小控顶距2.9m，支护密度2.08根/m2，支护强度38.2t/m2，切顶方式临时密集；支回方式见四回一；放顶步距0.8m。 序号 项目 单位 数值 序号 项目 单位 数值 1 顶板 分类 直接顶类别 类 2 6 周期来压 来压步距 m 14.7 基本顶分级 级 Ⅰ 支柱载荷 平均值 KN 104.4 最大平均值 200.2 2 底板 分类 底板类别 类 Ⅴ 顶板下沉量 平均值 mm 175.1 底板比压 MPa 49.9 最大平均值 183.1 3 直接顶初次垮落步距 m 10.7 顶板下沉速度 平均值 mm/h 7.0 最大平均值 7.3 4 初次来压 来压步距 m 30.7 7 全部观测段 支柱载荷 平均值 KN 119.8 支柱载荷 平均值 KN 149.6 最大平均值 216.1 最大平均值 272.5 顶板下沉量 平均值 mm 112.4 顶板下沉量 平钧值 mm 139.5 最大平均值 117.7 最大平均值 146.5 顶板下沉速度 平均值 mm/h 5.4 顶板下沉速度 平均值 mm/h 8.63 最大平均值 5.7 最大平均值 9.09 离散系数 0.33 5 超前压力 影响范围 上平巷 m 22 下平巷 m 18 2、矿压参数 三控制设计 1、确定合理的支护强度 ①回归分析法 PsCk（39hm2.4Lf-6.9N134） 1.4（391.842.430-6.94.4134） 346.3KN/m20.346MPa 式中Ps支护强度，KN/m2 ； CK备用系数，一般取1.2～1.4 ； Lf初次来压步距，30m ； N采空区充填系数， 式中Nhi/hm8/1.844.4 hi直接顶厚度，8m ； hm煤层采高， 1.84m ②位态方程法. Ps AKO△hO/△hT Ahiγ82.520t/m2 196KN/m2 KOPO-A200.2-1964.2 Ps132.34.20.183/0.18 136.6KN/m20.137MPa 式中hi直接顶厚度，8m ； γ直接顶岩石容重，2.5t/m3 ； KO位态常数 ； PO顶板来压时的载荷平均值 hO来压时顶板下沉梁的平均最大值，183.1mm hT要求控制的顶板下沉量，184mm ③周期来压时支架的最大载荷平均值计算法. a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度 P1（MzγL0）/2Lr （82.511）/（26.1） 18t/m2176.4KN/m2 式中Mz直接顶厚度，8m ； γ直接顶岩石容重，2.5t/m3 ； L0直接顶初垮步距，11m ； Lr最大控顶距， 6.1m b、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度 P27hmγ71.842.532.2t/m2 315.5KN/m2 式中hm煤层采高， 1.84m ； γ顶板岩石容重，2.5t/m3 c、基本顶初次来压时的支架载荷强度 P3APe A KO△hO/△ha AMZγ82.520t/m2 196KN/m2 K1pn 149.62.08311.2 KO K1-A311.2-196115.2 P3 A KO△hO/△hT 196115.20.183/0.184310.5KN/m2 式中A直接顶给定载荷； Pe基本顶对支架的动压强度； KO实测支架对基本顶的作用力； hO参照面顶板的最大下沉量； ha控制顶板的下沉量 经以上计算，确定工作面合理支护强度为346.3KN/m2。 2、确定合理的支护密度 ① RtRkjkzKbKa2450.990.90.950.95197（KN） 式中Rt液压支柱实际有效支撑力，KN。 R支柱额定工作阻力，KN。 Kj支柱工作系数，0.99。 Kz支柱增阻系数，0.95 Kb不均匀系数，0.9。 Ka倾角系数，0.95。 NPS/Rt344.7/1971.74（根/m2） 式中N