煤矿综采工作面回采作业规程讲课稿.doc

煤矿综采工作面回采作业规程

精品文档
编号：SXXYHG-HC09－1

综采工作面作业规程

采煤工作面名称：
施 工 单 位：
编 制 日 期:
执 行 日 期:

目 录
编制、审批意见……………………………………………2
作业规程学习记录 ……………………………………… 5
作业规程复查记录 ……………………………………… 6
第一章 概况
第一节 工作面位置及井上下关系 ………………… 7
第二节 煤层 ………………………………………… 7
第三节 煤层顶底板 ………………………………… 7
第四节 地质构造 …………………………………… 7
第五节 水文地质 …………………………………… 8
第六节 影响回采的其它因素 ……………………… 9
第七节 储量及服务年限 …………………………… 9
第二章 采煤方法
第一节 巷道布置 …………………………………… 9
第二节 采煤工艺 ……………………………………10
第三节 设备配置 …………………………………… 11
第三章 顶板管理
第一节 支护设计 …………………………………… 14
第二节 工作面顶板管理 …………………………… 18
第三节 顺槽及端头顶板管理 ……………………… 19
第四节 矿压观测 …………………………………… 21
第四章 生产系统
第一节 运输系统 …………………………………… 21
第二节 通防与监控系统 …………………………… 22
第三节 排水系统 …………………………………… 26
第四节 供电系统 …………………………………… 26
第五节 通讯照明系统 ……………………………… 28
第五章 劳动组织和主要经济技术指标
第一节 劳动组织 …………………………………… 28
第二节 主要经济技术指标 ………………………… 30
第六章 灾害预防及避灾路线 ………………………… 30
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定 ………………………………… 31
第二节 顶板管理 ………………………………… 35
第三节 防治水 …………………………………… 38
第四节 爆破管理 ………………………………… 38
第五节 通防及安全监测 …………………………40
第六节 运输管理 ………………………………… 45
第七节 机电管理 ………………………………… 50
第八节 其它 ……………………………………… 54
第八章 规程安全风险因素评价………………………65

编 审 单 位 签 章

审 批 意 见

各 单 位 意 见：

生产经理：

总 工 程 师：

会 审 意 见
本作业规程于 年 月 日在矿部二楼会议室进行了集体会审，参加会审人员有：总工程师、生产经理、采掘副主任、安全副主任、机电副主任、地测副主任、技术科长、通修区长、综采工区、安监处。通过集体会审，讨论研究，同意本规程所编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行，并提出如下审批意见：
① 该面内中部煤层赋存夹矸有变厚现象，工作面推进时，及时编写专项措施。
② 施工过程中,因地质变化时,应及时补充安全措施。

同意施工。

作业规程学习记录
传达负责人： 传达人： 班次：
贯彻时间
听传达人
贯彻时间
听传达人
年
月
日
姓名
姓名签字
年
月
日
姓名
姓名签字

作业规程复查记录

作业规程名称

施工单位

复查时间

参加复查人员签字

一、存在主要问题：

二、处理意见：

第一章 概况
第一节 工作面位置及井上下关系
4406西工作面位置及井上下关系表 （表1-1）
水平名称
＋1160――＋1165水平
采区名称
四采区
地面标高
+1556米
井下标高
＋1160――＋1165米
地面的相
对位置
4406西工作面对应的地面位置位于车渠梁村以北沟坡处。
回采对地面设施的影响
工作面回采后地表可能有轻微影响。
井下位置及相邻关系
4406西工作面位于井田北部西翼＋1160水平四采区。采区西翼南邻4405西工作面未开采；东邻4406东工作面未开采；以北均未开采。
走向长度(m)
1000
倾斜长度(m)
130
面积(m2)
130000
第二节 煤 层
煤层情况表 （表1-2）
煤层厚度(m)
2.2
煤层结构
复杂
煤层倾角（度）
5º-8º
开采煤层
4-2煤
煤 种
长焰煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
4406西工作面煤层结构较复杂，煤层稳定，平均厚度为2.2米，其上层煤厚0.6米，有夹矸层隔离，夹矸层厚0.6米，不可采；下层煤厚0.3米，有夹矸层隔离，夹矸层厚0.8米，不可采；以采中层煤为主，平均采高2.1米，煤层倾角为5°-8°，平均倾角为6.5°；煤层走向为270°；倾向0°。
附图一：4406西工作面煤层综合柱状图
第三节 煤层顶底板
煤层顶底板情况表 （表1-3）
顶底板名称
岩石名称
平均厚度(米)
岩性特征
4-2煤顶板
粉砂岩
9.33
灰绿色,含云母点和黄铁矿结核,有滑面。
4-2上层煤
煤层
0.6
多呈块状较硬。
夹矸层
灰黑色粉砂岩
0.6
属复杂结构，易碎。
4-2中层煤
煤层
2.0--2.4
4-2号煤层,半亮型,强沥青光泽,阶梯状断口,条状与层状结构,节理发育,质脆，灰黑色,分选性好。中间含0.2-0.3夹矸。
4-2煤底板
灰色粉砂岩
0.8
主要为灰色粉砂岩夹灰白色中砂岩,细砂岩和少量炭质泥岩；之下4-2煤下层0.7米以内有一层薄煤, 局部地区厚0.30米。
4-2下层煤
煤层
0.3
多呈块状较硬。
4-2煤底板
粉砂岩
9.3
灰绿色,含云母点和黄铁矿结核,有滑面。
第四节 地质构造
一、断层情况以及对回采的影响：
工作面地质条件简单，从两巷揭露无断层构造。水文地质条件简单，在施工期间有遇裂隙时,可能有少量淋水出现，但不影响开采。
二、褶曲情况以及对回采的影响：
本面从两巷揭露，煤层局部存在轻微褶曲情况，对回采无影响。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）：
根据工作面掘进两巷时揭露情况分析，4406西工作面范围内，没有陷落柱和火成岩等侵入。
附图二:4406西工作面运输顺槽、回风顺槽素描图。

采面切眼素描图
第五节 水文地质
一、涌水量
正常涌水量： 0.1（m3/min） 最大涌水量：0.2（m3/min）
二、含水层（顶部和底部）分析
煤层顶部含水层以基本顶粉砂岩为主，含水层含量微弱，在构造裂隙发育部位，以顶板滴淋水形式进入工作面。底部含水层以粉砂岩含水层为主，无含水量。煤层内在含水率10％。
三、其它水源的分析：工作面防尘水等。
第六节 影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表 （表1-5）
瓦斯
矿井为低瓦斯矿井，08年鉴定瓦斯相对涌出量1.55m3/t，瓦斯绝对涌出量1.27m3/min。
二氧化碳
矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量1.73m3/t。
煤尘爆炸指数
4-2层煤煤尘有爆炸性。
煤的自燃倾向性
有自燃倾向，发火期3－6个月
地温危害
无地温热害影响，预计原始地温18℃。
冲击地压危害
无

第七节 储量及服务年限
一、 储量
工业储量：386100吨
可采储量：355212吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=355212/22680=15.6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
+1160水平三采区是黑沟矿2004年9月由铜川煤矿设计院设计投入生产的。四采区是黑沟矿2008年7月由新矿集团设计投入生产的，4406西工作面是该水平西翼第六个回采工作面，采用走向长壁后退式布置。采面北侧下巷运输巷通过12＃联络巷直接与运输上山连接；南侧上巷回风巷直接与回风上山连接；通过回风上山单轨吊和区段轨道联络巷与轨道下山连接。
4406西工作面位于西区＋1160水平四采区。东部为矿井未开采区，采区西翼上部4405西工作面未开采，东翼4406东工作面未开采；该面以西煤层变薄0.8米及以北均未开采。
二、工作面回风顺槽
4406西工作面上平巷为回风顺槽,沿煤层布置，靠巷道中间敷设单轨吊。回风顺槽采用锚网带支护，顶板锚杆为φ18×2200mm金属全螺纹等强锚杆，并进行锚索补强，锚索间距2.4m，排距×间距=800×90Omm。巷道采用矩形断面,净宽3.2m，净高2.95m,净断面积9.44m2。主要用于该工作面的回风和运料。靠近工作面在11＃联络巷处布置有泵站，并有高压供液管路一趟、回液管一趟。并在11＃联络巷处安设移动变电站一处。回风顺槽内布置有2寸防尘管路一趟，2寸排水管路一趟。
三、工作面运输顺槽
4406西工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布置，靠巷道下帮敷设皮带。运输顺槽采用锚网带支护，顶板锚杆为φ18×2200mm金属全螺纹等强锚杆，并进行锚索补强，锚索间距2.4m，排距×间距=800×90Omm。巷道采用矩形断面,净宽3.2m，净高2.95m,净断面积9.44m2。主要用于该工作面的进风和运煤。
运输顺槽内布置有2寸防尘管路一趟，2寸排水管路一趟。
四、工作面切眼
切眼沿煤层布置，采用锚网梁支护，并进行锚索补强，锚索间距3m，排距2m，打在两排锚梁中间，布置两排锚索；锚杆为φ18×220Omm金属全螺纹等强锚杆，排距×间距=800×90Omm。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.4m,净断面积12.0m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料及工作面的装备。
附图三：4406西综采工作面平面图(1:2000)
第二节 采煤工艺
一、落煤方法
工作面采用综合机械化采煤方式。
二、进刀方式和割煤方式
1、割煤方式：本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。
2、进刀方式：双滚筒采煤机自开缺口，煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架支护顶板。
（1）溜头进刀及割煤：
①煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。
②下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。
③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。
④煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。
⑤煤机上行至吃刀茬处，推移煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。
（2）溜尾进刀及割煤：
①煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。
②下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。
③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。
④煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。
⑤煤机下行至吃刀茬处，推移煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。
附图四：4406西工作面采煤机进刀方式示意图
吃刀图（端头进刀及割煤）

3、工艺过程
割煤→移架→推溜
4、工艺要求
(1)割煤：沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机进刀深度为0.6米，煤机牵引速度为0-6m/min米,在割煤过程中,煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。
(2)移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为：
1、收回护帮板、侧护板；
2、降柱使顶梁略离顶板；
3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)；
4、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；
5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到要求初撑力;
6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架；
7、将各操作手把扳到“零”位。
(3)推溜：推溜子时严禁相向操作，滞后移架5～10米，推移溜子与采煤机应保持在12-15米距离，弯曲段长度不小于15米，且要均匀过渡，推移步距0.6米，并保持平、直、稳。
三、采煤方法
采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。
本面切眼长为130米，因工作面切眼局部不齐，工作面需先调采，将工作面调正后，再转入正常推采。
四、工作面正规循环生产能力
工作面平均每天4个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度2.2m，割煤时回收率0.95，循环率0.9，则
日产量=130×2.1×0.6×1.35×4×0.95×0.9=756吨
月产量=756×30=22680吨
第三节 设备配置
一、设备配置
1、液压支架ZY3400/14/32型共94架，主要技术参数见下表
序 号
类 型
名 称
数 据
单 位
1
液
压
支
架
架型
两柱掩护式

高度
1400～3200
mm
宽度
1430～1600
mm
中心距
1500
mm
初撑力(P=31.5MPa)
2616
KN
工作阻力(P=40.9MPa)
3400
KN
支护强度(f=0.2)
0.57～0.66
MPa
对底板比压(f=0.2)
前尖端0.92～1.96
MPa
操纵方式
本架控制

适应煤层倾角
35°(加防倒防滑)

泵站压力
31.5
MPa
重量
10892.1
kg
运输尺寸(长×宽×高)
4859×1430×1400

2
立 柱
数量
2
根
型式
单伸缩加机械加长段

缸径
Φ230
mm
柱径/杆径
Φ210/Φ179
mm
行程(液压/机械)
1639（液压847＋机械792）
mm
初撑力
1308(P=31.5MPa)
KN
工作阻力
1700(P=40.9MPa)
KN
3
平
衡
千
斤
顶
数量
2
根
缸径/活塞杆
Φ125/Φ70
mm
行程
345
mm
初撑力(推/收)
386/265 (P=31.5MPa)
KN
工作阻力(推/收)
502/344(P=40.9MPa)
KN
4
推移 千斤 顶
型式
普通（差压阀）

数量
1
根
缸径/活塞杆
Φ140/Φ85
mm
行程
700
mm
推溜力/拉架力(浮动活塞式)
178/306(P=31.5MPa)
KN
5
侧 推 千 斤 顶
型式
活塞杆供液市

数量
3
根
缸径/活塞杆
Φ63/Φ45
mm
行程
170
mm
推力/收力
98/48(P=31.5MPa)
KN
6
护
邦
千
斤
顶
数量
1
根
缸径/活塞杆
Φ100/Φ70
mm
行程
422
mm
初撑力(推/拉)
247/126(P=31.5MPa)
KN
工作阻力(推)
319(P=40.9MPa)
KN

7
底调 千斤 顶
数量
内进液，2
根
缸径/活塞杆
Φ80/Φ60
Mm
行程

Mm
推力/收力
158/69（P=31.5MPa）
KN
8
防滑 千斤顶
缸径/杆径
100/70
Mm
推力/拉力（P=31.5Mpa）
246/126
KN
行程
355
mm
9
防倒 千斤顶
缸径/杆径
80/45
Mm
推力/拉力（P=31.5Mpa）
158/105
KN
行程
545
mm
2、采煤机主要技术参数
型号： MG180/435-W
采高： 1.6-2.98m
卧底量： 300mm
过煤高度： 447mm
强力滚筒形式： 直径1.6m，截深0.63m，三头叶片，配齐U84高强度镐形截齿
滚筒转速： 44.7r/min
额定牵引力： 400KN
适应工作面倾角： ≤35°
最大爬坡能力： ≦40°
牵引形式： 销排无链液压牵引
额定牵引速度： 0～6m/min
截割电机功率： 180KW YBCS-180 1140V
泵站电机功率： 75KW YBQYS3-75 1140V
总装机功率： 2×180KW＋75KW=435KW
控制方式： 芯线控制和遥控
结构形式： 多电机横向布置
机面高度： 1200mm，
摇臂长度： 1800mm
供货重量： 31t
灭尘方式： 内外喷雾
操作控制系统： 液压恒功率无级调速系统
液压系统最大工作压力：14MPa
3、SGD630/264型刮板运输机主要技术参数
运输能力： 400t/h
电机功率： 2×132KW
电源电压： 1140V/660V
中部槽规格： 长1500mm，宽630mm，高254mm
圆环链规格： Φ30×108
链速： 0.93m/s
刮板间距： 1080mm
水平弯曲： ≦±1°
垂直弯曲： ≦±3°
4、转载机（一部），主要技术参数
型号：SGW-40T 　　　　　设计长度60m
电机功率: 55KW　　　　　　 运输能力:450t/h　　　
附图五：4406西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２－１）
中层煤层厚（m）
采高（m）
倾角
面长（m）
走向（m）
煤层号
2.2
2.1
5－8
130
1000
4－2煤
2、工作面基本支护材料　　（表２－２）

型号
最大高度
最小高度
工作阻力
初撑力
液压支架
ZY3400/14/32
3.2m
1.4m
3400KN
2616KN
3、顶板管理方法
采用全部跨落法管理顶板。工作面局部有夹矸层，厚度0.2～0.6m，为灰黑色粉沙岩，含炭质，松软、易碎。直接顶为灰色粉砂岩，厚9.33米，泥质胶结，层理中等发育。根据3409工作面矿压观测，老顶的初次来压步距预计为20m，周期来压步距预计为15m。
二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数
1、 生产条件
工作面编号：3409工作面；采高：2.1m；煤层倾角：5°；距地表垂高：316.5m；柱梁型号：DZ22-25/100、 DZ25-20/100单体液压支柱配2.4米π型金属钢梁；支护方式：排距：1.1m，柱距：0.6m；最大控顶距；3.6m；最小控顶距：2.4m；π型钢梁成对使用，π型钢梁间距0.15米，对与对间距0.6米，每架π型钢梁主梁一梁三柱，副梁一梁二柱。 支护密度：2.22根/ m2；支护强度44.4t/ m2；切顶方式：临时密集；放顶步距：1.2m。
2、矿压参考参数 （表２－３）

序号
项 目
单 位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
直接顶厚度
m
冒落带
9.33
老顶厚度
m
冒落带
大于16
直接底厚度
m
8
8
2
直接顶初次垮落步距
m
7
7
3
初
次
来
压
来压步距
m
20
20
最大平均支护强度
kN/ m2
262.2
392.4
最大平均顶底移近量
mm
150
150
来压程度

明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
15
15
最大平均支护强度
kN/m2
234.5
392.4
最大平均顶底移近量
mm
183.1
186
来压程度

明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
kN/ m2
294.3
392.4
最大平均顶底移近量
mm
70
70
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
底板容许比压
MPa
29.3
46.17
8
直接顶类型
类
2类
2类
9
老顶级别
级
Ⅱ级
Ⅱ级
10
巷道超前影范围
m
20
20
三、选取支护参数的可行性分析
(一)本面与观测面顶底板岩性对比分析
本面与3409工作面属相邻采区同一煤层, 煤层结构、赋存条件及顶底板岩性相同。因此在对工作面进行支护设计时，其参考数据及资料均来源于3409工作面。
(二)支护材料对比分析
3409面使用DZ22-25/100、DZ25-20/100 单体液压支柱配配2.4米π型金属钢梁支护顶板,4406西面使用ZY3400/14/32 掩护式液压支架支护顶板,支护材料不相同。
(三)支护强度对比
两工作面顶底板岩性，煤层结构.赋存条件基本相同, 支护方式不同,支护强度不同，3409工作面支护密度为2.22根/m2，支护强度为44.40t/m2；4406西工作面使用ZY3400/14/32掩护式液压支架支护顶板，支护强度为62.5t/m2。
(四)采煤工艺对比
3409工作面采用打眼爆破法破煤、人工装煤。4406西工作面采用MG180/435-W型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。
(五)合理支护参数的计算
根据同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算：
1、回归分析法
Ps= CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134）
=1.4×（39×2.2+2.4×20-6.9×4.24+134）
=333.96KN/m2=0.33396MPa
其中：
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，20 m ；
N———采空区充填系数，3.89 ；
式中：N=hi/hm=9.33/2.2=4.24
hi———直接顶厚度，9.33m ；
hm———煤层采高， 2.2m
2、位态方程法.Ps= A+KO×△hO/△hT
A=hi×γ
=9.33×2.5
=23.3t/m2=233KN/m2
KO=PO-A=262.2-233=29.2 KN/m2
Ps=233+29.2×0.1831/0.186
=261.74KN/m2=0.26174MPa
其中：
hi——————————直接顶厚度，9.33m ；
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262.2 KN/m2
hO—————来压时顶板下沉量的平均最大值，183.1 mm；
hT—————要求控制的顶板下沉量，186mm；
3、初次来压和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=（Mz×γ×L0）/2Lr
=（9.33×2.5×15）/（2×3.74）
=46.77t/m2=458.39KN/m2=0.45839MPa
其中：
Mz——————直接顶厚度，9.33 m
γ——————直接顶岩石容重，2.5t/m3
L0——————直接顶初垮步距，15 m
Lr——————最大控顶距， 3.74m
b、8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度
P2=8×hm×γ
=8×2.2×2.5
=44t/m2=431.2N/m2
其中：
hm———煤层采高，2.2 m
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
P3=A+Pe =A+ KO×△hO/△ha
A=MZ×γ=9.33×2.5=23.3 t/m2=233KN/m2
K1=p×n =262.2×2.2=576.8 KN/m2
KO= K1-A=576.8-233=343.8KN/m2
P3= A+ KO×△hO/△hT
=233+343.8×0.1831/0.186
=571.4KN/m2=0.5714MPa
其中：
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；183.1mm
ha———————控制顶板的下沉量186mm
经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.5714 MPa，所选用支架的支护强度应大于0.5714MPa
根据以上计算结果选用支架型号为：选用：ZY3400/14/32液压支架
4、支架的主要技术参数：
型号：ZY3400/14/32　　　　工作阻力：3400KN
初撑力：2616 KN　　 支架高度：1400－3200 mm
支架宽度：1430－1600 mm　 支护强度：0.57－0.66 MPa
由于工作面合理支护强度为0.5714 MPa，而ZY3400/14/32型支架的支护强度为0.66 MPa ＞0.5714MPa，因此所选架型满足要求。
5、确定特殊支护
根据3409工作面矿压观测参考结果，上平巷超前压力影响20米,下平巷超前压力20米，按规定，上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于30米,本面选取30米,两头三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护。
6、通过上述比较分析,确定4406西工作面支护方式如下
液压支架：ZY3400/14/32型 放顶步距：0.6m
最大控顶距： 3.74m， 最小控顶距：3.14m
采空区处理方式:全部垮落法
四、乳化液泵站
（一）泵站型号
乳化泵选用RBW－200/31.5型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。
主要技术参数如下:
型 号： RBW200／31.5 流 量：200L／min
输出压力：31.5MPa 电机功率：125KW
乳化液配比：3～5% 电机转速：1475r/min
（二）泵站设置位置
泵站安设在4406西工作面11＃联络巷回风上山相交处。
（三）泵站使用规定
要保证泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度3%--5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。
第二节 工作面顶板管理
4406西工作面直接顶为灰色粉砂岩，厚9.33米；老顶为灰白色砂岩，厚16米以上；根据相邻采区且地质条件相似的3409工作面矿压参考观测资料，老顶的初次来压步距为20米，周期来压步距为15米。
本工作面采用全部垮落法管理顶板。
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用94架ZY3400／14／32型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4）：
型号
最大高度(mm)
最小高度(mm)
额定工作阻力
初撑力
ZY3400／14／32
3200
1400
3400KN
24MPa
采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应移超前架及时支护顶板。
二、正常工作时期的特殊支护管理
正常工作时期，检修煤机、溜子、过断层及顶板破碎时，需要进机道时，拉超前支架维护好顶板，打开护帮板用木板枇和圆木料支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子，端面距小于340mm，人员要避开护帮板摆动范围，支架供液闭锁。
三、特殊时期的顶板管理
（一）来压及停采前的顶板管理
1、本工作面初采时，必须认真做好质量管理工作。
2、工作面支架要有足够初撑力，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在3～5％范围内。
3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。
4、来压时，要及时拉超前架。
5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。
6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,坚持当班二次注液，确保支架初撑力 ,防止出现端头冒顶。
（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理
1、根据该工作面掘进巷道，未揭露断层，但必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。
2、当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支护煤壁；在顶板破碎地段，为了有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮，采取及时拉超前架的方法维护顶板。

第三节 顺槽及端头顶板管理
一、工作面回风、运输顺槽的顶板管理
回风、运输顺槽的超前支护：
上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于30m,回风平巷排距宽度不小于1.2m,运输平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为:双排DZ25-20/100、DZ28-20/100型、DZ31.5-20/100型单体支柱配金属铰接顶梁,柱距不大于1.0m，一梁一柱。
1、支护要求：
（1）顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接, 单体支柱拴齐拴牢防倒绳。
（2）巷道断面要求：工作面上、下巷超前支护段，巷道宽度不小于2.6m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80%。
（3）超前支护支设质量
①支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于±100mm。
②支柱要支到硬底，并做到迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50KN。
③铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。
④所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。
⑤两巷单体支柱全部穿全铁鞋（φ320mm），并栓防倒绳。
⑥由于巷道高度较高，支柱严禁超高使用，超高处穿方木鞋长1.2米、宽0.14米、厚0.2米、一方木鞋两柱，支柱铁鞋垫在方木鞋上。
2、回撤要求
（1）回风、运输顺槽超前支护不得超前工作面回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱。回撤单体支柱，必须使用专用卸荷手把拴绳不小于1.5米并展开远距离操作卸柱。
（2）回风顺槽支架、超前支护不得滞后工作面放顶线，运输顺槽超前支护、转载机尾可滞后工作面溜头3米，但必须行人道设过桥或盖板。
二、工作面端头的管理
工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY3400/14/32型支架。当工作面排头支架与平巷超前支护的距离大于0.5米时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护，沿走向布置，柱距0.6米。工作面平巷遇棚梁支护段时，要在上（下）出口设一对3.2米长的π型钢托棚头，交替迈步前移，一梁不少于三柱支设。
工作面正常情况下，两巷超前为双排单体支柱配金属铰接顶梁支护,一梁一柱。当支架超出超前支护时，超前支护顶梁不能超出一根的距离回掉。
上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强切顶维护。
三、支护材料的使用数量和存放管理
运输顺槽与回风顺槽超前支护均为30米，每巷需支柱75棵，铰接顶梁75根，铁鞋75个。共需150棵支柱，150根铰接顶梁，150个铁鞋。
1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，置于工作面上平巷超前150-200米以外指定地点，分类码放整齐管理，不得妨碍行人、行车和通风。
2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、板梁等支护材料。
3、对工作面支架、两巷柱梁实行分区域管理。
4、各种型号的备用液压管路，应分别盘放悬挂整齐。
附图六：4406西工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）

C-C剖面

D-D剖面

第四节 支护质量动态监测
一、矿压观测内容
4406西工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
二、观测方法
1、工作面的矿压观测
(1)支架阻力观测
利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置5条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的支架各1条、中间基本支架3条。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。
(2)支架活柱缩量观测
用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置。
(3)统计观测
沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,矿压部门每天统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安