3422综放工作面方案设计6.15

一、工作面方案设计编制依据、原则及要求
1.工作面方案设计编制依据
该放顶煤工作面开采方案设计编制依据《3400采区初步设计》、《3422综放工作面回采地质说明书》、《煤矿安全规程》、《山东省煤矿放顶煤开采安全技术管理暂行规定》、《山东省煤矿冲击地压防治规定（试行）》（鲁煤安管[2010]161号）、《山东煤矿冲击地压重点监察意见（试行）》（鲁煤安监[2010]43号）、《肥城矿业集团有限责任公司防治冲击地压安全技术管理规定》及《关于肥矿集团梁宝寺能源公司3300采区和3400采区建筑物下压煤开采方案设计的批复》和相关开采技术资料。

2.工作面方案设计编制原则
3422综放工作面开采方案设计主要原则：提高工作面集中化生产程度，实现高高效；优化采煤工艺，减少辅助环节，降低巷道掘进率，节约生产成本；有效地防治水、火、瓦斯、冲击地压等矿井自然灾害，保证矿井安全生产；节约煤炭资源，延长工作面服务时间等。

3.工作面方案设计编制要求
本方案设计以安全生产为前提，符合《煤矿安全规程》、《国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》、省局《山东省煤矿放顶煤开采安全技术管理暂行规定》、《山东省煤矿冲击地压防治管理规定》及《肥城矿业集团有限责任公司防冲击地压安全技术管理规定》等文件有关规定要求。

二、工作面方案设计内容
1.工作面概况
1.1工作面位臵、周边关系及开采情况
该工作面井下位于3400采区中部。

该面大部分在桑科集曹核村煤柱内，局部在孙垓村、张庄村煤柱内。

四邻采掘情况：西南为-708m北翼回风大巷、-708m北翼进风大巷、-708m北翼皮带大巷和-708m北翼轨道大巷，东南为3418工作面，东北为三四采区边界线，西北尚无采掘工程。

1.2地形地物
该面地表大部分为农田，局部为民房。

该工作面的回采将会对地面的
桑科集村、孙垓村、张庄村部分民房造成一定影响，预计损坏程度在Ⅰ级范围内，并对部分农田、供电及通讯线路造成不同程度的沉降影响。

1.3 工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征
1.3.1工作面参数
3422综放工作面走向长2065m，倾斜宽100m，面积206500m2 ,工作面开采标高-710.7m～-889.9m。

1.3.2工作面开采技术条件
瓦斯：绝对涌出量：CH4：1.8m3/min，CO2：1.6m3/min。

煤尘：具有爆炸危险性，爆炸指数37.55％。

煤的自燃：属自燃煤层。

地温：地温为22℃，地温梯度为0.99℃/100m。

1.3.3工作面煤层赋存特征
该面3（3上）煤为气煤，总厚度3.2～8.4m，平均6.76m，煤层厚度变化不大，煤层倾角6～15°，平均9°，煤层普氏硬度系数f=1.8。

3422轨皮联巷处为3上、3下煤层分叉合并线，分叉合并线以东为3上、3下煤层合并区，煤层最厚8.4m，分叉合并线以西为3上、3下煤层分叉区。

煤层顶底板参数表
煤层顶底板情况顶底板情况
岩石名
称
厚度(m) 岩石特性
老顶中砂岩19.63
灰白色，成分以石英为主，少量长石及岩屑。

颗粒次
圆状，分选中等，钙质孔隙式胶结。

含少量不规则泥
质包体。

发育少量斜交裂隙，被黄铁矿细晶及泥质充
填。

与下伏岩层呈明显接触。

直接顶粉砂岩0～15/2.0 黑灰色，参差状断口。

含较多植物茎、叶化石。

直接底粉砂岩 5.94
深灰色夹浅灰色细砂岩，薄层状，顶部含泥质，含较
多植物根茎化石，下部含植物碎屑化石，水平层理，
具裂隙未充填。

老底细砂岩8.58
深灰略带褐色，薄层状，主要成分石英，含暗色矿物，
上部夹粉砂岩薄层。

波状斜层理，具裂隙。

煤层顶、底板岩石力学性质
岩石名称中砂岩细砂岩粉砂岩泥岩抗压强度（MPa）62.7～123.3 40.2～136.9 17.6～67.14 22.9～52.2 平均值83.67 76.6 38.1 37.7
煤层顶、底板稳定性
类型ⅠⅡⅢⅣ顶、底板稳定性不稳定较稳定稳定极稳定
抗压强度（MPa）﹤30 30～60 60～80 ﹥80 RQD（％）25～50 50～75 75～90 90～100 岩性泥岩、粉砂岩岩组中、细砂岩岩组
1.4储量情况
3422综放工作面工业储量为1982235吨，回采率按93％，可采储量为1843478吨。

2.地质构造
依据三维物探资料，3422综放工作面位于梁宝寺向斜的两翼。

东翼煤（岩）层走向0°～137°，倾向47°～90°；西翼煤（岩）层走向0°～60°倾向90°～150°。

依物探资料和巷道实际揭露资料，该面断层14条。

巷道揭露的断层情况详见下表：
断层情况表
构造序号构造名
称
走向
(°)
倾向
(°)
倾角
(°)
性质落差（m）
对回采影响
程度
1 DF124 78 348 60 正断层11.0 无影响
2 f2 149 239 70 正断层7.0 无影响
3 Zf4-41 41 311 70 正断层0～
4 无影响
4 f4-126 79 349 60 正断层 2.
5 无影响
5 f4-127 79 169 60 正断层 1 无影响
6 f4-129 8
7 357 60 正断层 2.5 无影响
7 DF123 62 152 60 正断层 2 无影响
8 f1 6 96 55 正断层 1.5 影响较小
9 f4-131 160 250 70 正断层 4.0 无影响
10 f4-130 151 241 50 正断层 3.0 无影响
11 DF133 34～78 124～168 70～85 正断层0～9.0 影响大
12 ZF4-40 21 291 70 正断层0～4.0 影响大
13 DF132 28～42 118～132 70～80 正断层0～8.0 影响大
14 DF131 72 342 75 正断层0～7 影响大
3.水文地质及水害评价
影响该面回采的含水层主要有3（3上）煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和3（3上）煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。

3.1 3（3上）煤层顶、底板砂岩裂隙含水层
据附近L9-1、L8-2、L6-6等钻孔资料3(３上)煤层顶板砂岩含水层分为两层。

第一层距3(３上)煤顶板0.83m厚度为25.0m，由中砂岩、细砂岩组成。

第二层距3(３上)煤顶板41.36m厚度为1.47m，为细砂岩。

3(３上)煤层底板砂岩含水层厚度为12.75m，由中砂岩和细砂岩组成。

根据地质报告资料，单位涌水量0.0227～0.0483L/s.m，富水性弱易疏干。

据3422轨道顺槽、皮带顺槽掘进资料，顶板淋水较小，一般一点小于5m3/h，现基本疏干,仅局部地段仍有少量顶板淋水。

该含水层是影响3（3上）煤层开采的直接充水水源。

3.2 三灰岩溶裂隙含水层
根据L9-1、L8-2、L6-6等钻孔资料，三灰含水层厚度平均4.83m，上距3(３上)煤层平均59.32m，属岩溶裂隙含水层，据地质报告，单位涌水量q=0.0121～0.1338 L/s.m，富水性不均一，为弱至中等。

依据3400进风大巷三灰观测孔观4-3孔，现水压1.5MPa，水位-563.6 m。

计算的三灰“突水系数”为：
Ts=P/M=0.037MPa/m<0.1 MPa/m
Ts——突水系数（MPa/m）
P——隔水层底板承受的水压（MPa）
M——底板隔水层厚度（m）
上式中各参数取值如下：P=2.21MPa；M=59.32m；
突水系数小于防治水规程规定，不会造成工作面底板三灰突水。

3.3 涌水量预计
据3422综放工作面水文地质条件及相邻3418（正常涌水量20m3/h，最大涌水量35m3/h）、3416（里面）工作面（正常涌水量16 m3/h，最大涌水量35 m3/h）涌水量情况综合分析，预计该面正常涌水量为30m3/h，最大涌水量为60m3/h。

4. 防水煤（岩）柱的计算与留设
依据《梁宝寺矿井初步设计安全专篇》，对于落差大于100m的断层两侧各留100m，落差50～100m的断层两侧各留50m，落差30～50m的断层两侧各留30m，小于30m的断层原则上可不留防水煤柱。

而本面揭露的断层中落差均小于30m，不用留防水煤柱。

5.工作面巷道布臵
5.1顺槽、切眼、停采线等位臵的确定及依据
3422综放工作面顺槽、切眼、停采线的位臵确定依据：《3400采区初步设计》、《3422综放工作面地质说明书》和工作面构造情况。

（1）轨道顺槽、皮带顺槽
3422轨道顺槽自-708北翼回风大巷导线点K25点前41.729m处开门掘进,方位角52°，开门后沿3上煤层顶板掘进，掘进117.2m后与3400进风大巷贯通，贯通后继续向前掘进，待煤层达到4.5m时沿底板托顶煤掘进，总工程量2290m。

3422皮带顺槽自-708北翼皮带大巷导线点P3点后4.372m处开门掘进,方位角52°，开门后按“-5°”倾角向下掘进，直至找到3层煤顶板，再沿3层煤顶板掘进，待煤层达到4.5m时沿底板托顶煤掘进，掘到一定距离后从导线点P3点后8.775m处,按197°方位角，“+23°”倾角向上掘进，直到与-708北翼回风大巷贯通，总工程量2435m。

（2）切眼
依据地测资料数据确定切眼的位臵。

切眼沿煤层底板掘进，切眼掘进
与扩宽分两次进行，两端安装综放设备备用绞车硐室随切眼同时掘出。

（3）停采线
停采线的位臵根据岩浆岩侵入情况确定，设计停采线垂直于轨道、皮带顺槽停采。

5.2巷道断面形状几何参数及支护形式
5.2.1轨道顺槽、皮带顺槽及切眼巷道断面形状几何尺寸
轨道顺槽巷道断面为矩形，净宽4.4m，净高3.5m ，S净 =15.40m2
皮带顺槽巷道断面为矩形，净宽4.4m，净高3.5m ，S净 =15.40m2。

切眼位于轨道顺槽、皮带顺槽最低部，沿煤层底板掘进，断面为矩形断面，切眼规格：净宽8.0m，净高3.5m，S净 =27.2m2。

5.2.2 3422轨道顺槽及皮带顺槽巷道均采用锚杆（索）+W钢带+金属网联合支护
顶板采用Φ22mm的高强预应力锚杆和锚索支护。

每排6根锚杆，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，锚索施工在W钢带空档内，成“3-3-3”布臵，排距为0.8m,间距为1.1m；当顶煤厚度小于2m时使用6000mm锚索,当顶煤厚度2-4m时使用8000mm锚索,当顶煤厚度大于4m时使用10000mm锚索。

巷道两帮采用Φ22mm的等强锚杆配合锚索支护，W钢带采用2根2.0m 钢带配合搭接使用。

锚杆的布臵方式为：每帮每排5根，间距0.8m，排距为0.8m，第一根布臵在顶板以下0.3m处，并成15°仰角，向下按0.8m间距依次布臵，并垂直于巷帮，底角锚杆成15°俯角，锚杆应横向成排，纵向成线。

两帮每隔2.4m各布臵一根锚索，锚索布臵在顶板以下2.0m处，上仰15°-30°。

当巷道过断层、穿层、顶板破碎时，顶、帮部锚杆排距缩小至0.6m，锚索按“3-3-3”方式布臵；锚索间距为1.1m。

当两帮移进量大于0.3m时，在两帮加打锚索梁进行加强支护。

5.2.3切眼采用锚杆（索）+W钢带+金属网支护
顶部采用Φ22mm×2400mm的高强锚杆、锚索、4.4mW钢带，配合经纬网支护，锚杆间距为0.8m、排距为0.8m；锚索施工在W钢带中间，每排布臵3根锚索，成（3-3-3）布臵，排距为0.8m,间距为1.1m。

两帮采用Φ22mm×2400mm的等强锚杆，左帮顶板以下0.75m每排布臵一根2.0m钢带，第一根锚杆布臵在顶板以下0.95m，每排3根锚杆，间距0.8米，排距0.8m；右帮顶板以下0.35m用2.0m钢带和1.2m钢带搭接使用，第一根锚杆布臵在顶板以下0.55m，每排4根锚杆，排距0.8m；两帮的第一根锚杆成15°仰角，底角锚杆都成15°俯角。

帮部底钢带可以拖后迎头10m。

6．采煤方法及工作面装备
6.1采煤方法、生产工艺、采放比、放煤步距等主要参数
6.1.1采煤方法
工作面采用一次采全厚综采放顶煤采煤方法。

6.1.2生产工艺
双滚筒电牵引采煤机割煤，单向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采高3.0m，截深为0.8m，循环进尺0.8m。

采煤机的进刀采用端部斜切进刀方式，斜切进刀段长度不小于30m，采煤机正常割煤长度70m。

采用单轮分组间隔顺序放煤，一刀一放，放煤结束后伸出尾梁插板，并确保过煤高度不小于500mm。

（1）工序过程
割煤→移架→自运输机头至运输机尾推前溜→进刀→放煤→自运输机头至运输机尾拉后溜（顺直后部运输机）。

（2）移溜方式
采用推移千斤顶推移前部运输机和拉移后部运输机方式，推、拉移步距0.8m，弯曲段长度不小于20m，推拉移运输机顺序方向为：自运输机头至运输机尾顺序推拉移运输机。

①推移前部运输机：采煤机向运输机头正常割透后，反向运输机尾牵机，按照自运输机头至运输机尾的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。

采煤机在端部弯曲段斜切进刀后，将前部运输机弯曲段至运输机尾移直。

②拉移后部运输机：工作面后部运输机在支架前移后处于放煤位臵，待循环放煤工序结束后，将后部运输机滞后放煤位臵5～10组支架，按照
自运输机头至运输机尾的拉移顺序将后部运输机拉移一个步距，放煤工序全部结束后，后部运输机拉移成一条直线。

（3）初采、末采及端头顶煤的处理
①工作面切眼沿煤层底板掘进，初次放煤步距预计10～15m，生产时以顶煤能够放下时的推进距离作为初次放煤步距。

②两端头上金属网，根据现场巷道顶板状况放煤，在该范围前后10m 巷道顶板较好，无开裂、无漏顶，压力较小时，利用尾梁摆动，使用插板插网的方法将端头支架顶煤放出。

（4）上、下端头的顶板管理
①下端头1#架下侧（前、后）运输机头的顶板维护使用两根走向4.2m π型钢梁托 4.0m 倾向π型钢梁，4.2mπ型钢梁跨（前、后）运输机头分支设在1#架下侧，与1#架迈步前移；靠转载机下侧在4.0m 倾向π型钢梁下增支一排单体支柱，与原倾向π型钢梁靠巷道下帮侧支设单体支柱形成两排单体支柱支护顶板，这两排单体支柱与倾向π型钢梁延至放顶线回撤。

倾向π型钢梁间距小于1.0m，倾向π型钢梁下的支设单体支柱穿铁鞋支设牢固，单体支柱全部用Φ6.3mm细钢丝绳拴绳防倒。

放顶线支设好基本柱和关门柱，其间距不大于0.4m，每棵基本柱后打一棵趄向采空区的趄柱。

②工作面上端头倾向π型钢梁延到放顶线回撤。

放顶线支设基本柱和关门柱，其间距不大于0.4m，每棵基本柱后打一棵趄向采空区的趄柱。

③端头支柱穿鞋，初撑力不低于90KN。

（5）两巷超前支护顶板管理
3422轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配合 4.0mπ型钢梁支护方式，皮带顺槽超前支护采用单体液压支柱配合4.0mπ型钢梁支护方式，π型钢一梁三柱，支设的钢梁要使用双股8#铁丝固定到顶板锚网上，其固定点不得少于2道。

轨道顺槽及皮带顺槽，超前支护长度均不少于100m。

6.1.3采放比及放煤步距
工作面3煤层总厚3.2～8.4m，平均6.76m，采用综放工艺，工作面采高3.0m，则采放比平均为1：1.25，最大为1：1.8，放煤步距0.8m。

6.1.4矿压观测
工作面建立矿压观测系统，工作面上、中、下布臵四个测区，每个测区的两组支架上安装电脑圆图仪，支架上安设压力表（一架三表），对工
作面支架受力情况进行观测，对电脑圆图仪存储的数据进行提取分析。

6.1.5 生产能力计算
Q循环＝LSMRC＝100×0.8×6.76×1.42×93％≈714t
其中：
Q循环－每个循环产量，t；
L－工作面长度，取100m；
S－工作面每刀截深，0.8m；
M－采高，6.76m；
R－煤的容重，t/m3，取1.42 t//m3；
C－工作面回采率，％，厚煤层取93％
工作面日产量＝Q循环×5＝714×5＝3570t
工作面月产量＝30×3570t＝107100t
6.2 工作面设备总体配套
（1）支护设备选择
3422综放工作面设计选用69组支架对顶板进行全支护法管理，其中基本液压支架ZF10000/19/36D型低位放顶煤支架63架，ZFG10000/22/34D 型放顶煤端头支架6架。

主要技术特征如下：
基本支架：63架
型号：ZF10000/19/36D
支撑高度：1.9～3.6 m
初撑力：7756KN
工作阻力：10000KN
支护强度：1.37～1.42 MPa
端头支架：6架
型号：ZFG10000/22/34D
支撑高度：2.2～3.4 m
初撑力：7756KN
工作阻力：10000KN
支护强度：1.23～1.24MPa
（2）液压支架支护强度验算：
1、应用经验公式计算顶板对支架作用力P t：
P t＝9.81×h×r×k
＝9.81×3.3×2.7×8
＝636KN/m2
式中：
P t—工作面合理支护强度，KN/m2；
h—煤层的采高，取3.0m；
r—顶板岩石的密度kg/m3，取2.7t/m3；
K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，为4～8，根据现场情况，较大采深、稳定及坚硬顶板，取8；
P t=0.636MPa，（1MPa=106N/㎡，经过换算可得）；
P1—工作面液压支架最小支护强度。

比较P1、P t 。

工作面基本支架 ZF10000/19/36D的支护强度为 1.37～１.42MPa,端头支架ZFG10000/22/34D的支护强度为 1.23～1.24MPa, 选取最小值为1.23MPa，且经验计算工作面合理支护强度为0.636MPa。

经比较1.23MPa(P1)＞0.6992MPa（P t )，因此工作面选用液压支架的支护强度能够满足本工作面的支护要求。

（3）采煤机
选用MGTY400／930-3.3D双滚筒电牵引采煤机，主要技术参数如下：采高： 2.2～3.5 m
截深： 800 mm
装机功率： 930 Kw
电压： 3300 V
（4）运输机
工作面前部运输机选用SGZ－800／800型刮板运输机，技术参数如下：电机功率：2×400KW
电压：1140 V
运输能力：1500 t／h
工作面后部运输机选用SGZ－800／800型刮板运输机，技术参数如下：电机功率：2×400KW
电压：1140 V
运输能力：1500 t／h
（5）转载机
皮带顺槽内选用SZZ－800/250型桥式转载机一部，铺设长度45m。

主要技术参数如下：
电机功率：250KW
电压：1140 V
运输能力：1800 t／h
（6）破碎机
选用PLM-2000锤式破碎机一部，主要技术参数如下：
型号：PLM-2000
破碎能力：1800 t／h
电机功率：160 KW
电机电压：1140 V
（7）带式输送机
3422皮带顺槽分为两部皮带机运输，前部皮带机采用
DSJ/100/100/3*250型伸缩式皮带机，后部皮带机采用DSJ/120/150/3*250型伸缩式皮带机。

主要技术参数如下：
①型号：DSJ-120/150/3×250
电机功率：250KW×3
运输能力：1500t/h
电压：1140V
②型号：DSJ-100/100/3×250
电机功率：250KW×3
运输能力：1000t/h
电压：1140V
（8）泵站
乳化液泵选用BRW315／31.5型，装备两泵一箱；喷雾泵选用
BPW315/10型，装备两泵一箱。

工作面使用供液管路选用Φ31.5mm高压胶
管，回液管路选用Φ51mm胶管及泵站、支架所使用各种规格液压管路主要
技术参数如下：
乳化泵：公称流量：315 L／min 公称压力：31.5 MPa
电机功率：200 KW
喷雾泵：公称流量：315 L／min
公称压力：10 MPa
电机功率：75KW
泵站液压管路敷设方案：
3422综放工作面泵站列车安装位臵距离工作面1000m，液压管路共3
路（1路进液管路，1路清水管路，1路回液管路），其敷设方案初步如下：
①进液管路、清水管路、回液管路：每50m无缝钢管搭接高压胶管一
节；连接方式为：无缝钢管及高压胶管之间连接用高压两通，无缝钢管两
端分别焊接扣压接头、两通。

②液压管路整体使用油绳（每3m一吊挂点，隔50m用40T链条吊挂）
吊挂于巷道顶部锚杆上，距煤帮不低于0.5m，保证直线型。

从上至下依次
敷设回液管路、进液管路、清水管路，清水管路离地200 mm，使用U型抱
箍卡子进行管路固定，U型抱箍卡子使用40mm扁铁加工制作，间距110mm。

③进水管路在3422轨顺门口起端安装1台，终端安装2台反冲洗过滤
器。

7．生产系统
7.1煤炭运输系统
7.1.1运煤及转载方式
前后两部运输机平行运煤，集中到转载机、破碎机和皮带输送机上，
通过-708m水平北翼皮带大巷皮带、-708m水平西翼皮带大巷皮带、西翼皮
带大巷、运至主井煤仓。

7.1.2运煤路线
3422综放工作面→3422皮带顺槽→-708m水平北翼皮带大巷→-708m 水平西翼皮带大巷→西翼皮带输送机大巷→主井煤仓→地面。

7.2辅助运输系统
7.2.1设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资，采用1.5t矿车及车盘，通过轨道运输与单轨吊机车运至工作面。

7.2.2运料路线
副井→井底车场→-708m水平西翼轨道大巷→-708m水平北翼轨道大巷→-708m水平北翼进风大巷→3422轨道顺槽→3422综放工作面。

7.3 供水系统
3422综放工作面防尘水源与井底车场奥灰水源孔相连接，供水水量为130 m3/h。

大巷供水管路采用Φ159mm铁管，工作面供水管路采用Φ108mm 的铁管。

管路上安装过滤器，保证水质清洁，水中悬浮物含量不超过150mg ／L，粒径不大于0.3mm。

供水系统：副井底水源井→副井→井底车场→-708m水平西翼轨道大巷→-708m水平北翼进风大巷→3422轨道顺槽及工作面各用水地点副井底水源井→副井→井底车场→-708m水平西翼轨道大巷→-708m 水平西翼皮带大巷→-708m水平北翼皮带大巷→3422皮带顺槽及工作面各用水地点
7.4排水系统
该工作面井下位于3400采区中部，据3422综放工作面水文地质条件及相邻3418工作面涌水量情况综合分析，预计该面正常涌水量为30m3/h，最大涌水量为60m3/h。

影响该面回采的含水层主要有3（3上）煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和3（3上）煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。

回采期间，在3422皮带顺槽-856m水仓安装两台多级泵、 -885m水仓安装两台潜水泵，一台使用一台备用，采用两级排水方式；在3422轨道顺槽内-842m水仓安装两台多级泵、-881m水仓和-889m水仓各安装两台潜水泵，一台使用一台
备用，采用多级排水方式。

所有水仓应及时清挖，确保水仓有效容积。

所有水仓处供风管路上必须留有便于连接的三通，保证应急时改供风管路为排水管路。

另外，回风流中的所有排水泵开关必须放在巷道中。

7.4.1水泵及管路的选择
7.4.1.1水泵的选择
（1）3422皮带顺槽第一个水仓（-856m水仓）
水仓尺寸4m×5m×1.5m（长×宽×深），有效容积为30 m3，水仓标高为-856m，与3400进风大巷排水管距离为1043m，高度差146m，管损22m。

根据工作面的涌水量，在-856m水仓安装一台型号为DA1-150×6的多级泵(流量108m3/h，扬程180m,功率110kW)将水排至3400临时水仓。

同时，利用备用低压电源安装一台型号为DA1-150×6的多级泵(流量108m3/h，扬程180m,功率110kW)备用。

（2）3422皮带顺槽第二个水仓（-885m水仓）
水仓设在皮带顺槽-885m低洼点处，水仓尺寸4m×5m×1.5m（长×宽×深），有效容积为30 m3，与-856m水仓距离为610m，高度差29m，管损13m。

根据工作面的涌水量，在-885m水仓安装一台型号为BQS 35/70-18.5/N 的潜水泵(流量35m3/h，扬程70m,功率18.5kW)将水排至-856m水仓。

同时，利用备用低压电源安装一台型号为BQS 35/70-18.5/N 的潜水泵(流量35m3/h，扬程70m,功率18.5kW)，保证最大涌水量时的排水能力。

（3）3422轨道顺槽第一个水仓（-842m水仓）
水仓尺寸4m×5m×1.5m（长×宽×深），有效容积为30 m3，水仓标高为-842m，与3400进风巷排水管距离为820m，高度差132m，管损18m。

根据工作面的涌水量，在-842m水仓安装一台型号为DA1-150×6的多级泵(流量108m3/h，扬程180m,功率110kW)将水排至3400临时水仓。

同时，利用备用低压电源安装一台型号为DA1-150×6的多级泵(流量108m3/h，扬程180m,功率110kW)备用。

（4）3422轨道顺槽第二个水仓（-881m水仓）
水仓设在轨道顺槽-881m低洼点处，水仓尺寸4m×5m×1.5m（长×宽×深），有效容积为30 m3，与3422轨道顺槽-842m水仓距离为360m，高度差39m，管损8m。

根据工作面的涌水量，在-881m水仓安装一台型号为BQS 35/70-18.5/N 的潜水泵(流量35m3/h，扬程70m,功率18.5kW)将水排至3422轨道顺槽-842m水仓。

同时，利用备用低压电源安装一台型号为BQS 35/70-18.5/N 的潜水泵(流量35m3/h，扬程70m,功率18.5kW)，保证最大涌水量时的排水能力。

（5）3422轨道顺槽第三个水仓（-889m水仓）
水仓设在轨道顺槽-889m低洼点处，水仓尺寸4m×5m×1.5m（长×宽×深），有效容积为30 m3，与3422轨道顺槽-881m水仓距离为480m，高度差8m，管损10m。

根据工作面的涌水量，在-889m水仓安装一台型号为BQS 35/70-18.5/N 的潜水泵(流量35m3/h，扬程70m,功率18.5kW)将水排至3422轨道顺槽-881m水仓。

同时，利用备用低压电源安装一台型号为BQS 35/70-18.5/N 的潜水泵(流量35m3/h，扬程70m,功率18.5kW)，保证最大涌水量时的排水能力。

7.4.1.2管路的选择
已知：3422综放工作面的预计正常涌水量为Q=30m³/h，最大涌水量为Qmax=60m³/h。

根据流量公式Q1=πr2×（2.5～3）×3600
（1）取系数为2.5时，φ108mm×4mm钢管排水能力为：
Q1=πr2×2.5×3600
=3.1416×（0.05）2×2.5×3600
=77 m3/h
Q1 >Qmax
排水管路能够满足最大涌水量时的排水要求。

因此在皮带顺槽和轨道顺槽分别敷设一趟φ108mm×4mm管路，用作工作面主排水管路。

若涌水量增大时，将皮带顺槽和轨道顺槽的供风管路改为排水管路，并将备用泵接
到供风管路排水，可以提高一倍的排水能力。

轨道顺槽单泵单排水管路的最小排水能力为35m³/h，双泵双排水管路的最小排水能力为70m³/h；皮带顺槽单泵单排水管路的最小排水能力为35m³/h，双泵双排水管路的最小排水能力为70m³/h，工作面两个顺槽的总排水能力至少为70m³/h，而-708中央泵房总装机能力为2100 m³/h，所以排水设施能够确保工作面的排水安全。

7.4.2供电
工作面排水系统采用双回路供电，供电电源电压为1140V，一路来自3422轨顺配电点移动变电站，另一路来自-708回风配电点移动变电站。

7.4.3排水路线
（1）3422皮带顺槽
-885m水仓→-856m水仓→3422皮带顺槽→3422面1#联巷→3422轨道顺槽→3400临时水仓→3400进风巷→-708m西翼轨道大巷→-708m中央泵房→副井→地面
（2）3422轨道顺槽
-889m水仓→-881m水仓→-842m水仓→3422轨道顺槽→3400临时水仓→-708m北翼进风巷→-708m西翼轨道大巷→-708m中央泵房→副井→地面
7.5 通风系统
7.5.1 通风系统
3422综放工作面采用独立全风压通风，通风路线如下：
进风路线：新鲜风流从副井→副井绕道→-708西翼轨道大巷→-708北翼轨道巷→-708北翼进风巷→3422轨道顺槽→3422综放工作面。

乏风路线： 3422综放工作面→3422皮带顺槽→-708北翼皮带大巷、回风大巷→-708西翼皮带大巷、回风大巷→西翼总回风巷→风井→地面。

7.5.2 风量计算
每个回采工作面实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后
取其中最大值。

（1）采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：
Q c f=60×70%×v c f×S c f×k c h×k c l
式中:
v c f—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度查表取1.5m/s；
S c f—采煤工作面的平均断面积， S c f= 3.0×4.66=13.98m2；
k c h—采煤工作面采高调整系数，查表取1.2；
k c l—采煤工作面长度调整系数，工作面长度100m，查表取1.0；
70%—有效通风断面系数；
60—为单位换算产生的系数。

4.66—工作面平均控顶距取4.66m；
3.0—采煤工作面的实际采高, m；
则：Q c f=60×70%×v c f×S c f×k c h×k c l
=60×70%×1.5×13.98×1.2×1.0=1057m3/min （2）按照瓦斯涌出量计算
Q cf=100×q c g×k c g
式中：
q c g—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，1.8m3/min。

k c g—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.5。

100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。

则：Q cf=100×q c g×k c g
=100×1.8×1.5
=270m3/min
（3）按照二氧化碳涌出量计算
Q c f=67×q c c×k c c
式中：
q c c—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，1.6m3/min；
k c c—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过 1.5％的换算系数。

则：Q c f=67×q c c×k c c
=67×1.6×1.5
=160.8m3/min
（4）按炸药量计算
综放工作面不需要爆破，故不再按炸药量进行风量计算。

（5）按回采工作面同时作业人数验算需要风量
Q cf≥4N cf
Q cf=4×26=104m3/min
式中：
N cf—采煤工作面同时工作的最多人数，26人；
4—每人需风量，m3/min。

（6）按风速进行验算
a) 验算最小风量
Q c f≥60×0.25S c b
S c b=l c b×h c f×70% =5.06×3.0×70%=10.63m2
则：916≥60×0.25×10.63=159
b) 验算最大风量
Q c f≤60×4.0S c s
S c s=l c s×h c f×70% =4.26×3.0×70%=8.95 m2
则：916≤60×4.0×8.95=2148
c) 综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量
Q c f≤60×5.0S cs。