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淮南潘一矿2111（3）通风设计
系（部） 专班学
业 级 生
通风与安全 矿井通风与安全
指导教师 完 成 时 间
摘 要
本设计针对潘一矿的实际情况，对矿井进行通风设计。主要介绍矿井概况及地质特征、矿井通风系统、瓦斯抽采系统、采区通风设计、矿井总风量的计算与分配、矿井通风阻力的计算、通风设备的选择、矿井通风费用的概算及通风能力的核定。同时对安全生产也制定了相关的安全措施。
关键词：风量计算；通风阻力；瓦斯抽放及设施
目 录
摘 要 ....................................................................................................................................................... 2 1矿井概述 ................................................................................................................................................ 4
1.1 工作面的概况 ........................................................................................................................... 4 1.2 采区的布置与采煤方法的选择 ............................................................................................... 9 1.3 通风系统 ................................................................................................................................. 10 2 风量的计算与分配 ..............................................................................................................................11
2.1风量计算 ...................................................................................................................................11 2.2 掘进工作面需风量 ................................................................................................................. 13 2.3 硐室需风量 ............................................................................................................................. 14 2.4 其他巷道需风量 ..................................................................................................................... 15 2.5总风量计算 .............................................................................................................................. 15 3 矿井通风阻力 ..................................................................................................................................... 13
3.1 矿井通风总阻力的计算原则 ................................................................................................. 13 3.2 矿井通风阻力的计算 ............................................................................................................. 13 4 矿井通风设备的选择 ......................................................................................................................... 15
4.1 矿井通风设备的任务和要求 ................................................................................................. 15 4.2 主要通风机的选择 ................................................................................................................. 16 4.3 局部通风机的选择 ................................................................................................................. 20 5 概算矿井通风费用 ............................................................................................................................. 15
5.1电费（W1） ............................................................................................................................... 21 5.2 设备折旧费（W2） .................................................................................................................. 21 5.3 材料消耗费用（W3） .............................................................................................................. 22 5.4 通风工作人员工资费用（W4） .............................................................................................. 22 5.5 其他费用 ................................................................................................................................. 22 6 瓦斯抽采 ............................................................................................................................................. 15
6.1 抽放方法 ................................................................................................................................. 24 6.1.1 高抽巷布置 ..................................................................................................................... 24 6.1.2 顶板走向钻孔 ................................................................................................................. 28 6.1.3 上隅角埋管 ..................................................................................................................... 32 6.2 抽放设备 ................................................................................................................................. 34 6.2.1 抽放管路 ......................................................................................................................... 35 6.2.2 瓦斯泵 ............................................................................................................................. 40 6.2.3 流量计 ............................................................................................................................. 40 7 矿井通风技术管理 ............................................................................................................................. 15 总结 ......................................................................................................................................................... 39 致 谢 ....................................................................................................................................................... 40 参考文献 ................................................................................................................. 错误！未定义书签。
1矿井概述 1.1 工作面的概况
潘一矿是我国自行设计，自行施工，选用设备较为先进的大型矿井，1983年12月建成投产，设计生产能力300万吨，设计服务年限133年，分－530、－800米两个水平开采，现正向第二水平开拓延深。我矿是高瓦斯突出矿井，绝对瓦斯涌出量113m3/min，相对瓦斯涌出量22.4m3/t，抽放率42%左右，居集团公司各矿之首。矿井共设主井、副井、南井三个进风井和中央风井、东风井、新东风井三个回风井，采用中央并列、单翼对角混合式通风方式和负压抽出式通风方法。采取立井集中运输，分区石门开拓，走向长壁全部垮落、后退式采煤方法。
现有1个综放队、2个综采队和一个高普队，26个开拓掘进头，在岗职工7251人。
潘一矿资源赋存丰富，井田东西走向长14.6公里，南北倾斜宽４公里，井田面积58.4平方公里,可采储量4.13亿吨。
2111（3）工作面概况
1.2 采区的布置与采煤方法的选择
矿井采用立井单水平上下山分区式开拓。全矿井共划分12个采区，上山部分6个，下山部分6个。上山部分服务年限25年，下山部分服务年限21年。主、副井布置在井田的中央，通过主石门与东西向的运输大巷相连通。总回风巷布置在井田的上部边界，回风井分别布置在上山采区N06上部边界中央，形成两翼对角式通风系统。
矿井有两个采区同时生产，共3个采煤工作面，其中两个生产，一个备用；采煤方法为走向长臂普通机械化采煤。工作面长150m，采高2.2m，采用全部垮落法管理顶板，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m；最大班工作人数26人；作业形式为两采一准。每个采区各有两个煤巷掘进工作面，采用大眼放炮破煤。
开拓系统示意图如下：
图1 开拓系统示意图
1.3 通风系统 1、通风系统：
1进风井 -→ 东一大巷 -→ 东二大巷 -→ 东二主石门 -→ 东二七阶段提料眼 -→ 东二13槽东煤下山 -→ 下顺槽 -→ 工作面 -→ 上风巷 -→ 东二13槽煤上山 -→ 东二总回-→ 东风井 -→ 地 面
2进风井 -→ 东一大巷 -→ 东二大巷 -→ 东二主石门 -→ 联络巷 -→ 东二13槽皮带机下山-→ 溜煤道 -→东二13槽东煤下山 -→ 下顺槽 -→ 工作面 -→ 上风巷 -→ 东二13槽煤上山 -→ 东二
总
回
-→
东
风
井
-→
地
面
2通风方式与通风设施
矿井的通风方式为两翼对角式，布置图如图2.通风设施主要有三类：一类是引导风流的设施，如风桥，反风装置；二类是隔断风流的设施，如井口防爆门，隔断风门，挡风墙；三类是调节或控制风量的设施，如调节风门，调节风窗。采区通风系统的通风设施主要有风桥，挡风墙，风门等。
2 风量的计算与分配 2.1风量计算
1、按瓦斯涌出量计算风量m³/min（由通风区提供公式及数据） 100×q采 ×Κ采通 Q1 = ———————— m3/min C
式中： Q1 ——— 工作面所需风量m3/min ；
q采 ——— 工作面绝对瓦斯涌出量 m3/min； C ——— 回风流中瓦斯浓度，取0.8% ，
Κ采通———— 采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数。机采取：1.4～1.6 100×5.7×1.5
Q1 =————————— =1068.8 m3/min 0.8
2、按工作面温度计算风量（由通风区提供公式及数据） Q2 = 60× S采 × v采
式中： Q2 ————按工作面温度计算所需的风量，m3/min； v采————采煤工作面风速，当工作面空气温度取
26ºС时，风速取2.0 m/S；
S采————工作面的平均通风断面长壁工作面按最大和最小控顶断面积的平均值计算，掩护支架工作面取放炮前断面积（㎡）；
4.23＋3.03 2.2＋3.0
Q2 = 60×——————×—————×2.0=1132.56m3/min 2 2 3、按人数计算风量
Q3 = 4N = 4×180 =720m³/min
式中：Q3 --------按工作面同时工作的最多人数计算所需的风量； N-----工作面同时工作的最多人数，取180人计算。 4、工作面配风量的取值 根据上面的计算，初步选定工作面风量为：Q采 =1132.56 m³/min 5、风速验算
1）按最低风速验算，工作面最低风量为：
Q≥0.25×60×S m³/min 式中S—工作面平均断面积 故Q≥0.25×60×9.438 =141.57 m³/min 2）按最高风速验算，工作面最大风量为： Q≤4×60×S m³/min
故Q≤4×60×9.438=2265.12m³/min
经验算，工作面选定风量为：1132.56m³/min。 2.2 掘进工作面需风量 有关参数见下表
掘进工作面需风量应按下面因素分别计算，并取其最大值。 1.
按瓦斯（CO2）涌出量计算
Q掘=100qk/C
K瓦掘为1.5~2.0 取1.5
q---最大瓦斯绝对涌出量，取2.0 C---回风瓦斯控制浓度，取0.8 则Q掘=100×2.0×1.5/0.8=375m3/min 2.
按炸药量使用量计算
根据预期爆破效果，单位炸药消耗量为1.26kg/m3 则Q掘=25×A掘=25×8.14×1.26=256.4 m3/min 3.
按局部通风机吸风量计算
Q掘=Q通i×k通
k通为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3。进风巷中无瓦斯涌出取1.2，有瓦斯涌出取1.3，这里取k通=1.3。
Q掘=100×1.3=130 m3/min 4.
按工作人员数量计算
Q掘=4n掘=4×26=104 m3/min 5.
按风速进行验算
岩巷掘进工作面的风量应满足 60×0.15S掘≦Q掘≦60×4× S掘 73.26 m3/min≦Q掘≦1953.6 m3/min 煤巷，半煤岩巷掘进工作面的风量应满足 60×0.25× S掘≦Q掘≦60×4× S掘 122.1 m3/min≦Q掘≦1953.6 m3/min
取其最大值为375 m3/min
所以掘进工作面的需风量为375 m3/min 2.3 硐室需风量 1.
井下爆炸材料库
按库内空气每小时更换次数计算 Q硐=4V/60
经检查爆破材料库的体积为1800m3 则Q硐=4×1800/60=120 m3/min 2.
充电硐室
按硐室回风流中H2浓度﹤0.5%计算 Q硐=200Q氢=200×0.87=174 m3/min 3.
机电硐室
Q硐=（3600×θΣP）/(60ρCpΔt) θ—机电硐室的发热系数，取0.01 ρ—空气密度，取1.25kg/m3 Cp—空气的定压比热，取1KJ/kg.K
△t—机电硐室进回风流温度差，一般温差2℃ ∑N—电动机的总功率，取0.5Kw
Q=3600×0.01×0.5×103/60×1.25×1×2 =144 m3/min
2.4 其他巷道需风量 按瓦斯（CO2）涌出量计算 Q其他=133 Q其他k其他
k其他—巷道的通风系数为1.2～1.3,取1.2 Q其他=133×1×1.2=159.6 m3/min 2) 按最低风速验算
Q3其他≥9s m3/min=73.26 m/min 所以符合条件。
2.5总风量计算
Q矿=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他) ×k备 k备为通风系统备用系数为1.15～1.25，取1.2
Q矿=（3×537.2+2×1×375+120+174+144+1159.6）×=4751 m3/min
1.2
3 矿井通风阻力
3.1 矿井通风总阻力的计算原则
1. 矿井服务年限较长（30—50年）只计算15—25年通风容易困 难两个时期的通风阻力。一般要求绘出两个时期的通风网络图。
2. 通风容易和通风困难时期两个时期的通风阻力计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力的风路，分别计算各段通风阻力，最 后求和。
3. 矿井的总阻力不应超过2940Pa。
4. 矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，若扩建按矿井摩擦阻力的15%计算。 3.2 矿井通风阻力的计算
容易和通风困难两个时期通风阻力最大风路，分别用 下式计算各段井巷的摩擦阻力： h=aULQ2/S3;Pa
各段井巷的摩擦阻力累加后乘以局部阻力系数即为两个时期的井巷 通风总阻力。
h阻易=(1.1~1.15)∑h摩易 , Pa h阻难=(1.1~1.15)∑h 摩难, Pa 即：井巷局部阻力系数ξ值表
以下表格是分别计算矿井基建时期和生产初期的矿井总的摩擦阻力 及矿井总阻力：
用下式计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔： R难=h阻难/Q2 , Ns2/m8 R易=h阻易/Q2 , Ns2/m8 A难=1.19Q/(h阻难)1/2 , m2 A易=1.19Q/(h阻易)1/2 , m2 计算结果如下表：
4 矿井通风设备的选择
4.1 矿井通风设备的任务和要求
矿井通风设备选择的主要任务是，根据通风设计参数在已有的风机系列产品中，选择适合风机型号、转速和与之相匹配的电机。所选的风机必须具有安全可靠、技术先进、经济技术指标良好等优点。
煤炭工业设计规范”等技术文件的有关规定，进行通风机设备 选型时，应符合下列要求： 矿井通风设备的要求
矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套备用。风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；再风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。并使通风设备长期高效率运行。
能力应留有一定富余量。再最大设计风量时，轴流式通风机的
叶片安装角一般比允许使用最大值小5°；风机的转速不大于额定值90%。进、出风井井口的高差再150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。本矿井进、出风井井口标高相同且井深只有320m，所以这里就不计算自然风压。当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限吧小于5年。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。
4.2 主要通风机的选择 1.
计算通风机风量Q
Q通=kQ矿
式中 Q通——主要通风机的工作风量， Q矿——矿井需风量，
k ——漏风损失系数，风井不用作提升时取1.1 通风容易时期风量 Q=30 m3/s 通风困难时期风量 Q=66 m3/s Q通=kQ矿=1.1×30=33 m3/s
通风困难时期风量通风机风量（两翼对角式通风，两翼的主要通风机
是同一型号）：
Q通=kQ矿/2=1.1×66/2=36.3m3/s 2.
计算通风机风压
通风机全压H通全（不考虑自然风压），克服矿井通风系统的总阻力
h阻、风硐阻力h硐以及扩散器出口动能损失h扩。即： h通全=h阻+h硐+h扩
h阻——通风系统的总阻力
h硐——通风系统附属装置（风硐和扩散器）的阻力 h扩——扩散器出口动能损失 h硐=190 Pa h扩=49 Pa
式风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此，对于抽出式通风机矿井：
离心式通风机：
容易时期 H通全易=h阻易+h硐+h扩
=1344.18+190+49=1589.18Pa 困难时期 H通全难=h阻难+h硐+h扩
=2099.08+190+49=2338.08Pa 轴流式风机： 容易时期 H通静易=h阻易+h硐
=1344.18+190=1534.18Pa 困难时期 H通静难=h阻难+h硐
=2099.08+190=2289.08Pa 3.
初选通风机
算的矿井通风容易时期通风机的Q通、H通静难（或 H通全难）和矿井通风困难通风机的Q通、 H通静易（或H通全易）在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。
观察2K—60系列轴流式通风机性能曲线（附图）可知，N.18号风机基本可满足要求，在其风量坐标Q=30m3/s点和Q=40m3/s分别作Q轴垂线，在风压坐标Ht=1520Pa和Ht=2420Pa点分别作Q轴平行线，线段分别相交于M1和M2两点，由图可知，此两个工况点均在合理工作范围内，故初选N.18（Z1=14,Z2=7)风机。
4.
求通风机的实际工况点
在通风机特性曲线上作通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。
5.
确定通风机的型号和转速
机的工况参数（Q通、H、η、N）对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定通风机的型号和钻速。
6. ⑴ 需的输
入功率P通小、P通大。
电动机的选择
风机的输入功率按通风容易和困难时期，分别计算通风所
P通小=Q通易H通静易/1000ηP通大=Q通难H通静难/1000η⑵
择电动机
通静
=34.21×1344.18/1000×0.7=65.69Kw =2099.08×36.87/1000×0.78=99.21Kw
通静
当P点小>0.6P通大 65.69>59.62
两个时期各选一台电动机，电动机的功率为： P点=P通大K点/η电η传，Kw
当P电小>0.6P通大时，两个时期各选一台电动机，电动机的功率分别为：
初期 P点小=K点（P通小P通大）1/2/η电η
传
=1.1×(65.69×99.21)1/2/0.9=98.67Kw 后期 P电大=P通大K电大/η电η =127.3Kw
式中： K电—电动机容量备用系数，K电=1.1～1.2；此处取1.2；
η电—电动机效率，电动机与通风机直联时，η传=1；皮带传动时η传=0.95，此处取1。
经计算得，P电小=98.67
传**
4.3 局部通风机的选择
根据计算结果，设计选用一台2×45Kw的局部通风机（型号FBDYNo.7.1，功率2×45Kw，风量920~467m3/min，全压2008~8057Pa）和一台2×30Kw的局部通风机（功率2×45Kw，风量920~467m3/min，全压2008~8057Pa）符合迎头要求。
局部通风机额定风量
5 概算矿井通风费用
吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。一般用吨煤通风成本，即矿井每产一吨煤的通风费用表示。他包括吨煤通风电费和通风设备折旧费、材料消耗费、工作人员的工资、专用通风巷道折旧与维护费、仪表购置与维修费等其他通风费用。
吨煤通风成本主要包括下列费用（生产初期）：
5.1电费（W1）
吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算：
W1=（E+EA）×D/T 式中：
E—主要通风机年耗电量，因为该矿井为两翼中央对角式通风，有两台主要通风机同时运转，且通风容易时期和通风困难时期共同选用一台电动机，所以E=2×8760P电大K电/η变η缆；（Kw/h）/a。经计算得E为3109544（Kw/h）/a。
D—0.8元/Kwh；
T—矿井年产量，取900000吨；
EA—辅助风机和局部通风机的耗电量，因为生产初期全矿井共有四台JBT-62(28Kw)局部通风机，所以EA=28×4×8760=981120（Kw/h）/a；
Ηv—变压器效率，可取0.95； ηw—电缆输电效率0.9。
经计算得吨煤的通风电费为3.64 元/吨。 5.2 设备折旧费（W2）
通风设备折旧费与设备数量、成本及服务年限有关，吨煤通风设备折旧费 W2可用下式计算：
W2=(G1+G2)/T,元 /吨
式中:
G1—基本设备折旧费，取2300000元； G2—大修理折旧费，取1000000元。 经计算得设备折旧费为3.78元/吨 。
5.3 材料消耗费用（W3）
吨煤通风材料费W3按下式计算： W3=C/T,元/吨 式中：
C—通风材料消耗总费用（包括各种通风构筑物的材料费、通风机和电动机润滑油料费等），取1700000元。
5.4 通风工作人员工资费用（W4）
W4=A/T,元/吨 式中：
A— 矿井通风工作人员每年工资总额，取1440000元。
经计算得，通风工作人员工资费用为1.6元/吨。 5.5 其他费用
专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用（W5），经核算后得为6.8元/吨。
吨煤的通风仪表的购置费和维修费用（W6），经核算后得为1.8元/吨。
矿井通风的总成本（W）可用下式计算： W=W1+W2+W3+W4+W5+W6
经计算得，矿井通风的总成本W为19.51元/吨。
6 瓦斯抽采
抽放效果的衡量指标 (一) 抽放浓度
抽放瓦斯浓度是用来表示的抽出瓦斯质量指标。《规程》第148条规定：利用瓦斯时，抽放瓦斯浓度不的低于30%，且在利用瓦斯的系统中必须装设有防回火、防回气和防爆炸作用的安全装置。不利用瓦斯，采用干式抽放瓦斯设备时，抽放瓦斯浓度不得低于25%。瓦斯浓度指标有时可以放映工作管理的质量。抽放管路系统漏气，必然导致浓度降低。从经济效益来看，浓度降低，消耗的瓦斯输送费就要高，经济效益差。
(二) 采区瓦斯抽放率
瓦斯抽放率是衡量抽放效果的重要指标之一，可分为矿井抽放率和采区抽放率。 d采 = q矿抽/q矿涌+q矿抽 = 60% d采——采区瓦斯抽放率，%； q采抽——采区抽出的瓦斯量，m3/min;
q采涌—采区涌出的瓦斯量，m3/min.
《矿井瓦斯抽放管理规范》规定：开采层预抽的矿井，矿井抽放率不小于10%；采区抽放率不小于20%；抽放邻近层瓦斯的矿井，矿井抽放率不小于20%；采区抽放率不小于35%。
6.1 抽放方法 6.1.1 高抽巷布置
1.
技术原理
煤层顶板高位巷道（高抽巷）抽采技术就是在回采工作面煤层顶板一定位置布置一条专用巷道，采前封闭；回采期间利用抽采泵负压动力抽采，其作用原理完全雷同与顶板走向钻孔，通过抽采采空区顶板裂隙及冒落间内积存的高浓度瓦斯，切断上邻近层瓦斯涌向工作面的通道，对采空区下部的瓦斯起到拉动作用，减少工作面瓦斯涌出，控制上隅角瓦斯积聚。
2.
布置方法
高抽巷布置层位主要选择在顶板破坏的裂隙带，推广计算机数值模拟，实验室相似材料模拟和现场工程探测结果，得出顶板抽采口最佳位置，垂直煤层顶板向上8—25m,倾斜方向0—30m,在高抽巷内每50m作一个钻场，每个钻场布置5个钻孔，每个钻孔都打进11-2煤层中，距煤层顶0.8m左右。
3.
管径和数据的选择
由采煤工作面分源治理瓦斯计算可得： 瓦斯纯度=绝对瓦斯涌出量×抽放率 高抽巷抽采瓦斯纯量为： 19×50%=9.5 m3/min
抽采管路内的瓦斯浓度取统计数据，高抽巷取20%,按下列公式进行计算：
d高抽巷=0.1457×(Q/V)1/2
=0.1475×[9.5/(20%×12)] 1/2 =0.29m
式中：d——抽放管路内径， m Q——混合气体流量，m3/min V——气体流速，一般取10~15m/s
经计算高抽巷选用内径为 290毫米管，可满足工作免的抽才要求。
4.
高抽巷瓦斯抽采泵的选择：
Q泵 =（Qmax×K）/(C×η) Q泵（高抽巷） =（Qmax×K）/(C×η) =（9.5×1.2）/(50%×0.8) =28.5 m3/min
式中：Q泵————抽采泵的额定流量（m3/min） Qmax——最大瓦斯抽采纯量(m3/min) K——瓦斯综合抽采系数，取1.2
C——瓦斯泵入口处瓦斯浓度（%） η——抽采泵的机械效率，取0.8 H泵=（H总+H孔+H正）×K H泵（高抽巷）=（H总+H孔+H正）×K = [(1.2×9119.65)+15000+800]×1.2 = 32092.3 Pa
式中：H泵——抽采泵的压力（Pa） H总———抽采管路总阻力损失（Pa）
H孔——抽采孔口所需负压（取之不低于0.015MPa） H正——抽采泵出口正压（一般为500~1000Pa，取800 Pa） K——抽采备用系数，取1.2; H直=9.8×（L×Q2×△）/(K0×D5) H直(高抽巷)= 9.8×（L×Q2×△）/(K0×D5)
=9.8×2210×(28.5×60)^2×0.91/(0.71×40^5)+ 9.8×590×(28.5×60)^2×0.91/(0.71×35^5)
=1205.25Pa
式中：H直——直管阻力损失 L——抽采直管长度（m） Q——抽采管内瓦斯流量(m3/h)
△ ——含有瓦斯的混合气体对空气的密度）
K0 ——综合系数，6寸以上时取0.71；
D ——抽采管内径（cm）
5. 抽采系统
安设两路直径250mm的焊接管，管路接至高抽巷以里100mm,抽采口周围5m架设木跺保护。管路接好后，外口砌筑封闭墙，用瓦石砌筑，墙垛厚度大于800mm墙四周要掏槽，并使帮、顶接实，墙面要抹平不漏风，两路管路接入大系统由地面泵抽采。
6. 高抽巷的施工优点
高抽巷断面小，支护简单，施工进度快，不用维护，管理简单，费用低，同顶板走向钻孔相比较，能够提高抽采量，同时解决了顶板走向钻孔在钻场接替期间容易出现抽采量不稳定的问题。
7. 高抽巷的施工要求
大量的现实实践证实，应用高抽巷要考虑一下因素：
1) 高抽巷层位处于采空区裂隙带内，此区域透气性好，
处于瓦斯富集区，有充分的高浓度瓦斯源。
2) 高抽巷的水平投影距回风巷平行距离宜控制在
15—20m范围内，距离过近，巷道漏气严重；距离过远，巷道
端头不处在瓦斯富集区，效果不好。
3) 应用高抽巷，抽采系统要首选大管径，大流量，可
以采用地面永久系统，也可以采用井下移动系统；管路宜选择
内径10m以上，也可采取多路并联。
4) 高抽巷封闭严实，保证不漏气。施工时要做到封闭
墙周围掏槽，见硬帮，硬底。并且要施工双层封闭，双层封闭
之间距离大于0.5m，并注浆充填。抽采口位置距离封闭墙要大
于2m，高度应大于巷道高度的2/3，应设有不能进入杂物保护
设施。
6.1.2 顶板走向钻孔
1. 技术原理
顶板走向钻孔抽采技术就是从工作面回风巷沿走向在煤层顶板向采空区上方施工钻孔，利用抽采泵负压动力抽采空区顶板列席及冒落间积存的高浓度瓦斯，切断上邻近层瓦斯涌向工作面的通道，对采空区下部的瓦斯起到拉动作用，减少工作面瓦斯涌出，控制上隅角瓦斯集聚。
2.
1) 钻孔确定 钻场层位：为了增加钻孔有效利用长度，在采煤工作面
上风巷上帮拨门施工钻场，先按20゜向上施工4m，然后再变平施
工钻机平台，使得钻场全部进入煤层顶板。
2) 钻场间距：钻场间距大小，取决于两个方面的因素。一
是钻机性能，二是地质条件。布置钻场时，要使钻场避开断层或
破碎带，一般以断层或破碎带为界布置；地质条件正常，选用150
型性能以上钻机时，钻场之间一般设计为100m。
3. 施工参数
1) 钻孔数量：钻孔数量取决于瓦斯涌出量和设计抽采率。采
用91mm钻头，瓦斯涌出量在20m3/min以下的采煤工作面，每个钻
场一般布置6个孔；瓦斯涌出量在20m3/min以上的，则布置8个
以上孔。
2) 钻孔倾角：钻孔倾角应考虑提高钻孔有效抽采长度。一般
按6——8゜向上施工，基本使开孔10m的钻孔保持在有效抽采范
围，同时其终孔距煤层顶板在14——20m钻孔利用率在90%以上。
3) 钻孔长度：钻孔长度主要取决于两个钻场间距，同时考虑
两个钻场意见的压茬距应大于25m。
4) 倾向控制：钻孔沿工作面倾向控制范围，是根据采面采空
区漏风规律。钻孔要位采煤面上隅角高瓦斯区域，终孔控制在上
风巷向下3——23m形布置。以有效上隅角瓦斯集聚，控制采空区
瓦斯向外涌出。
4. 管径和数据的选择
由采煤工作面分源治理瓦斯计算可得：
瓦斯纯度=绝对瓦斯涌出量×抽放率
顶板孔抽采瓦斯纯量为：
18×35%=6.3 m3/min
抽采管路内的瓦斯浓度取统计数据，顶板走向取15%,按下列公式
进行计算：
d顶板孔=0.1457×(Q/V)1/2
=0.1475×[6.3/(15%×15)] 1/2
=0.25 m
式中：d——抽放管路内径， m
Q——混合气体流量， m3/min
V——气体流速，一般取10~15m/s
经计算顶板走向钻孔的抽采管选用内径为 250 毫米管，可满足
工作免的抽才要求。
5. 顶板抽采瓦斯抽采泵的选择：
Q泵 =（Qmax×K）/(C×η)
Q泵(顶板孔) =（Qmax×K）/(C×η)
=（6.3×1.2）/（35%×0.8）
= 27 m3/min
式中：Q泵————抽采泵的额定流量（m3/min）
Qmax——最大瓦斯抽采纯量(m3/min)
K——瓦斯综合抽采系数，取1.2
C——瓦斯泵入口处瓦斯浓度（%）
η——抽采泵的机械效率，取0.8
H泵=（H总+H孔+H正）×K
H泵(顶板孔) =（H总+H孔+H正）×K
=[(1.2+8638.5)+15000+800]×1.2
=31399.4 Pa
式中：H泵——抽采泵的压力（Pa）
H总———抽采管路总阻力损失（Pa）
H孔——抽采孔口所需负压（取之不低于0.015MPa）
H正——抽采泵出口正压（一般为500~1000Pa，取800 Pa）
K——抽采备用系数，取1.2;
H直=9.8×（L×Q2×△）/(K0×D5)
H直(顶板孔) = 9.8×（L×Q2×△）/(K0×D5)
=9.8×1829×(27×60)^2×0.91/(0.71×25^5)
=6173.804 Pa
式中：H直——直管阻力损失
L——抽采直管长度（m）
Q——抽采管内瓦斯流量(m3/h)
△——含有瓦斯的混合气体对空气的密度）
K0 ——综合系数，6寸以上时取0.71；
D——抽采管内径（cm）
6. 封孔工艺 挡板
瓦斯抽采管封孔长度5m采用聚氨酯封孔。将10m孔直
径扩至108mm后在长度为8m，直径
91mm管上卷缠5m料编织带，将聚
氨酯材料各20卷打开后充分混合，瓦斯抽采钻场接注浆泵或压风注浆罐软胶管瓦斯抽采封孔工艺示意图
倒在编织带上于馆陶一道送入孔内，聚氨酯发泡凝固后即可。
7.
1) 顶板走向钻孔施工应考虑的几个问题 钻场的位置要选择在顶板岩性稳定，坚硬的层位上，钻
场要尽量深入煤层顶板，最好打在有效的层位中去。
2)
3)
4)
6.1.3 上隅角埋管
1. 布置方法 钻孔的开孔位置处于坚硬的岩层中，保证开孔规整。 选择核实的封孔材料。 钻孔于抽采管的接头要严密。
工作面回采前将3根2”铁管连接起来最前面的一根做成花管。将铁管预先埋在紧靠上风侧的采空区的顶板上。2”铁管的一侧在采空区内，另一侧用2”:刚边软管连接在预先铺设在上风巷的8”瓦斯抽采管路上。工作面向前推移时，铁管也随推移而后撤。上隅角埋管是通过抽采采空区上隅角瓦斯在没有进入工作面之前及被抽走。
在工作面上隅角用双抗编织带垒道挡墙间距为10m左右，将抽采管埋入，保证所垒的墙严密，漏风量小。能有效解决上隅角瓦斯集聚问题。钻孔在切线后13——25m处保持抽采，高浓度瓦斯通过钻孔被抽出，采空区瓦斯向上隅角流动的流场分布状况得到改变。实际应用表明，采用顶板走向钻孔抽采方法，上隅角瓦斯浓度一般控制在1.5%以下。
2. 上隅角抽采瓦斯管径和数据的选择
采煤工作面分源治理瓦斯计算可得
瓦斯纯度=绝对瓦斯涌出量×抽放率
上隅角抽采瓦斯纯量为：
15×5%=0.75 m3/min
抽采管路内的瓦斯浓度取统计数据，上隅角取2%，按下列公式进行计算：
d上隅角=0.1457×(Q/V)1/2
=0.1475×[0.75/(2%×15)] 1/2
=0.23m
式中：d——抽放管路内径， m
Q——混合气体流量， m3/min
V——气体流速，一般取10~15m/s
经计算轨道顺槽内上隅角的抽采管选用内径为230毫米管，可满足工作免的抽才要求。
3. 上隅角瓦斯抽采泵的选择：
Q泵 =（Qmax×K）/(C×η)
Q泵上隅角 =（Qmax×K）/(C×η)
=（0.75×1.2）/(5%×0.8)
= 22.5 m3/min
式中：Q泵————抽采泵的额定流量（m3/min）
Qmax——最大瓦斯抽采纯量(m3/min)
K——瓦斯综合抽采系数，取1.2
C——瓦斯泵入口处瓦斯浓度（%）
η——抽采泵的机械效率，取0.8
H直=9.8×（L×Q2×△）/(K0×D5)
H直（上隅角）= 9.8×（L×Q2×△）/(K0×D5)
=9.8×1929×（22.5×602×0.97777/(0.71×295)
=2313.205Pa
式中：H直——直管阻力损失
L——抽采直管长度（m）
Q——抽采管内瓦斯流量(m3/h)
△——含有瓦斯的混合气体对空气的密度）
K0 ——综合系数，6寸以上时取0.71；
D——抽采管内径（cm）
6.2 抽放设备
抽放设备除钻机、封孔装置外，主要有管道、流量计、安全装置以及瓦斯泵等。
管路系统的选择应根据矿井的开拓系统、钻场位置、钻孔流量等因素确定。应尽量做到：抽放管设于回风道内，铺设在运输道内时，应固定在巷道壁并有一定高度，水平段要求坡度一致以防积水堵塞。抽放瓦斯的管路由总管、分管和支管所组成，管材一般用钢管或铸铁管。
管道的总阻力为
H阻 =（1.1～1.2）H摩
=（1.1～1.2）（H直(高抽巷)+ H直(顶板孔)+ H直（上隅角））
=（1.1～1.2）（1205.25+6173.804+2313.205）
= 11630.7108 Pa
式中：H阻—管道总阻力，Pa;
H摩—最大阻力线路各段阻力之和，Pa。
6.2.2 瓦斯泵
抽放瓦斯采用水环式真空泵或高压离心式鼓风机。水环式真空泵负压高，流量小，适用于抽出量较小、管路较长和需要较高负压的矿井，离心式鼓风机负压低、流量大，适用于瓦斯抽出量大（20 m3/min—1200 m3/min）、管道阻力不高（4 Pa—5 Pa）的矿井。由于水环式真空泵安全性好，抽放负压大，所以使用较广泛。
为了全面掌握与管理井下瓦斯抽放情况，应经常测定钻场、支管和总管的瓦斯抽出量。测量管路中气体流量的方法很多，常用的有孔板流量计、文德利流量计、浮子流量计和煤气表等。孔板流量计比较简单方便，目前矿井一般采用孔板流量计。孔板流量计要安装在管道的饿直线段内，孔板前后最好有5M以上的直线段，孔板圆孔与管道要同一圆心，端面与管道轴线垂直。
7 矿井通风技术管理
一、 每个矿井必须有完整的独立通风系统。不宜把两个可独立
通风的矿井合并为一个通风系统。
二、 实行分区通风要尽量使采掘工作面、工作地点避免串联通
风，提高风流质量，保证职工身体健康，减少炮烟、粉尘、毒害气体的危害降低通风的风阻，一旦发生灾害事故使人员伤亡损失减小。禁止扩散通风、老塘通风，采煤面不准利用局扇通风。
三、 避免工作地点的风流处于矿井通风网路的角联分支之中，
风量风向稳定可靠，调整好矿井的通风系统，提高矿井抗灾能力。
四、 测量、调节风量，工作地点由于地质条件和开采技术条件
的变化，新老区域衔接都需要随时测量调节好风量，保证供风量，防止沼气事故。各工作地点供风量及风速要符合规定。
五、 控制通风设施的数量，提高通风设施、风门、风墙、风桥
的质量，平时定期检查及维修是健全全矿井通风系统的基本条件。
六、 要充分注意降低通风费用，减少风阻，加强巷道维修，保
持巷道断面并减少局部风阻。作到矿井有效风量率不低于85%，回风
巷失修率不高于7%，严重失修率不高于3%。
七、 《规程》规定，矿井通风系统图必须标明风流方向、风量
和通风、防火、防尘设备的安装地点以及为区位置和范围。地测部门
按时供给矿井井巷布置图，通风部门按季绘制通风系统图，并按月补
充修改。开采几个煤层矿井，必须备有矿井通风系统图和分层通风系
统图。矿井通风系统图由矿井通风部门、矿调度室、驻矿安全检查站、
矿山救护队各保存一份，每季度报矿务局一份。通风科要有五图、三
板、五记录、三台帐。
五图：矿井通风系统图、通风网络图（包括示意图）、灌浆防灭
火系统图、抽放瓦斯系统图、安全监测系统图。
三板：局部通风管理牌板、通风设施管理牌板、通风仪表管理牌
板。
五记录：调度值班记录、瓦斯检查记录、通风设施记录、防灭火
检查记录、测风记录。
三台帐：防灭火管理台帐、煤层注水管理台帐、抽放瓦斯管理台
帐。
八、 所有生产矿井每三年至少进行一次矿井通风阻力测定。各
种通风仪表要有保管、维修、保养制度，定期校正，保证完好。
九、 每一矿井都必须建立测风制度，至少十天进行一次全面测
风，每次测风结果都应写在测风地点记录牌上。通风部门根据测风结
果采取措施，进行风量调节。每次测风结果，按旬报矿总工程师，按
月报矿务局。矿井各种报表齐全，数字齐全，上报及时。
十、 第一矿井必须安设反风装置，定期进行反风实验，发现问
题，要及时解决。
十一、 中国统配煤矿总公司颁发《新的矿井通风质量标准及检
查评定办法》和《全国煤矿通风处（科）业务上等级评比办法》的通
知规定，检查评比内容，包括十个项目：矿井通风系统、局部通风、
瓦斯管理、瓦斯监测、防突与抽放瓦斯、防治自燃发火、防治煤尘、
永久性通风设施、临时性通风设施和管理制度。各局矿都要按规定定
期检查评级，对检查出的问题必须抓紧整改，以推动矿井一通三防工
作提高。
5 总结
本设计采用图文并茂的形式，能形象的表达设计思路和框架。由于
时间不足和准备的仓促，设计还存在着很多问题，比如设计的通风系统不太合理，分配风量不均等。根据以上问题会去查资料和请教有经验的老工人，找出不足努力去完善。主要针对通风系统要多次进行现场勘查，得到第一手的资料和数据。
致 谢
本论文在XXX老师的悉心指导和严格要求下业已完成，从课题选择
到具体构思和内容，无不凝聚着老师的心血和汗水，在三年的学习和生活期间，也始终感受着导师的精心指导和无私的关怀，我受益匪浅。
本设计在设计过程中得到潘一矿广大领导的大力支持，提出了许多
宝贵的意见和建议，这对提高报告质量起到重要作用，在此表示衷心感
谢！
同时在设计过程中吸取和借鉴了同类教材和书籍的精华，在此对各
借鉴书籍原作者表示感谢！
设计参考资料
1.矿井通风 黄元平主编中国矿业大学出版社
2.采矿手册：6 冶金工业出版社
3.《煤矿安全规程》
4.采矿设计手册：4（矿山机械卷） 中国建筑工业出版社
5.煤矿安全工程设计 朱银昌 侯贤文主编 煤炭工业出版社
6.矿井通风网络分析及电算方法谭国运主编 煤炭工业出版社
7.矿井通风系统优化 谭允祯 主编 煤炭工业出版社