淮南潘一矿2111（3）通风设计毕业设计

毕业论文(设计)淮南潘一矿2111（3）通风设计 系（部）通风与安全专业 矿井通风与安全班 级 学生指导教师完 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 21矿井概述 41.1 工作面的概况 41.2 采区的布置与采煤方法的选择 91.3 通风系统 102 风量的计算与分配 112.1风量计算 112.2 掘进工作面需风量 132.3 硐室需风量 142.4 其他巷道需风量 152.5总风量计算 153 矿井通风阻力 93.1 矿井通风总阻力的计算原则 93.2 矿井通风阻力的计算 94 矿井通风设备的选择 114.1 矿井通风设备的任务和要求 114.2 主要通风机的选择 114.3 局部通风机的选择 135 概算矿井通风费用 115.1电费（W1） 145.2 设备折旧费（W2） 145.3 材料消耗费用（W3） 145.4 通风工作人员工资费用（W4） 155.5 其他费用 156 瓦斯抽采 116.1 抽放方法 166.1.1 高抽巷布置 166.1.2 顶板走向钻孔 186.1.3 上隅角埋管 206.2 抽放设备 216.2.1 抽放管路 226.2.2 瓦斯泵 406.2.3 流量计 407 矿井通风技术管理 11总结 25致 谢 26参考文献 27401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）工作面概况概况煤层名称13-1水 平 名 称-530采 区 名 称东二工作面名称2111(3)地面标高(m)＋18.0～＋21.0工作面标高(m)-577.4～-543.3地面位置泥河大坝及潘二公路井下位置及 四 邻采掘情况工面西起东一13-1煤轨道下山，东至开切眼，南邻2111(3)顶区下顺槽.北邻2111(3)顶区上风巷，2111(3)顶区工作面于2000年1月回采完毕其西方-530～-800暗主斜井正在掘进，其东南方2161(1)工作面正在回采回采对地面的设施影响影响泥河大坝、潘二公路、保温材料厂职工住房及李圩村部分居民住房。

走 向 长(m)797倾 斜 长(m)160面 积(m2)127520煤层情况煤层总厚(m)0.7～3.02.4煤 层 结 构 (m)煤 层 倾 角(度)7～108简单可采指数1变异系数(%)25稳 定 程 度较稳定本面13-1煤底分层赋存较稳定,煤层产状为195～205°∠7～10°，13-1煤底分层，黑色，半亮半暗型，煤厚0.7～3.0m，平均约2.4m，煤层结构简单煤质情况M(%)A(%)V(%)Q MJ/kgFc(%)S(%)YGR·I工业牌号2.2243526.2/0.31180QM应以煤质科提供为准煤层顶底板情况顶板名称岩 石 名 称真厚(m)岩 性 特 征老 顶//直 接 顶再生顶板9.0～15.0/12.0顶分层回采时，原始顶板冒落后，压实胶结形成，破碎，强度大大减弱伪 顶///直 接 底砂质泥岩、煤2.8～4.2/3.6灰～深灰色，含植化碎片老 底粉细砂岩1.1～2.45/1.6浅灰～灰白色，裂隙发育地质构造情况本面所处地段构造较简单，基本为一单斜构造，煤岩层产状为：195～205°∠7～10°,面内主要发育fa、fb两条小正断层，其产状如下：构造名称走向(度)倾向(度)倾角(度)落差(米)性质对回采的影响程度fa200290700～0.9m正较小fb222312260～0.7m正较小水文地质及防治水措施该面水文地质条件较简单,工作面掘进时局部地段有淋滴水现象。

预计：最大涌水量20m3/h正常涌水量3-4m3/h影 响回 采的 其它 地质 情况瓦 斯13-1煤层原始自然瓦斯含量为10-11 m3/T,底区瓦斯含量以通风部门提供为准煤 尘具爆炸危险性，爆炸指数37～40%煤的自燃具自然发火性，自然发火期3～6个月地 温30℃地 压一般普氏硬度( f )煤 层夹 矸直 接 顶直 接 底1.52.5/2.5～3.5储量计算块段号走向长( 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)8841201060802.21.42331394933081961.2 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风量计算项 目单 位指 标项 目单 位指标矿井瓦斯等级级双 突按瓦斯涌出量计算风量m³/min1068.8工作面瓦斯涌出量m³/min5.7按最大班人数计算风量m³/min720工作面瓦斯涌出量m³/t/按炸药量计算风量m³/min/设计日产量T1864.76按工作面温度计算风量m³/min1132.56同时工作最多人数人180一次爆破最大药量kg/选定风量m³/min1132.561、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：1.4～1.6 100×5.7×1.5Q1 =————————— =1068.8 m3/min 0.82、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＋3.0Q2 = 60×——————×—————×2.0=1132.56m3/min 2 23、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/min5、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/min2）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/min2.2 掘进工作面需风量有关参数见下表通风距离（m）有效风量（m3/min）风筒直径（mm）型号功率（Kw）台数备注15005001000JBT-62282节长50m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1.5q---最大瓦斯绝对涌出量，取2.0C---回风瓦斯控制浓度，取0.8则Q掘=100×2.0×1.5/0.8=375m3/min2. 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/min3. 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=1.3Q掘=100×1.3=130 m3/min4. 按工作人员数量计算Q掘=4n掘=4×26=104 m3/min5. 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/min2.3 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/min2. 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/min3. 机电硐室Q硐=（3600×θΣP）/(60ρCpΔt)θ—机电硐室的发热系数，取0.01ρ—空气密度，取1.25kg/m3Cp—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0.5KwQ=3600×0.01×0.5×103/60×1.25×1×2 =144 m3/min2.4 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1.2Q其他=133×1×1.2=159.6 m3/min2) 按最低风速验算Q其他≥9s m3/min=73.26 m3/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1.2Q矿=（3×537.2+2×1×375+120+174+144+1159.6）×1.2=4751 m3/min3 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2940Pa4. 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 , Pah阻难=(1.1~1.15)∑h 摩难, Pa即：井巷局部阻力系数ξ值表S1/S210.90.80.70.60.50.40.30.20.10.010断面变大00.010.040.090.160.250.360.490.640.810.981.0断面变小00.050.100.150.200.250.300.350.400.450.500.55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：矿井通风阻力一览表基建时期生产初期备注矿井总摩擦阻力/Pa1148.181903.08矿井总阻力/Pa1344.182099.08新建矿井局部阻力系数取1.1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/m8R易=h阻易/Q2 , Ns2/m8A难=1.19Q/(h阻难)1/2 , m2A易=1.19Q/(h阻易)1/2 , m2计算结果如下表：矿井不同时期矿井总风阻R /(Ns2/m8)矿井总等积孔A /m2基建时期（通风容易时期）1.301.05生产时期（通风困难时期）1.540.964 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QQ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/sQ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/s2. 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=2289.08Pa3. 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通风机的工况参数通风时期通风机型号叶片数/片叶轮直径/dm工作风量/pa工作风压/pa工作效率基建时期2k6071834.211344.180.70生产初期2k6071836.872099.080.706. 电动机的选择⑴ 风机的输入功率按通风容易和困难时期，分别计算通风所需的输 入功率P通小、P通大P通小=Q通易H通静易/1000η通静=34.21×1344.18/1000×0.7=65.69KwP通大=Q通难H通静难/1000η通静=2099.08×36.87/1000×0.78=99.21Kw⑵ 择电动机当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传** =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

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， mQ——混合气体流量，m3/minV——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1.2C——瓦斯泵入口处瓦斯浓度（%）η——抽采泵的机械效率，取0.8H泵=（H总+H孔+H正）×KH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. 钻孔确定1) 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100m3. 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25m4) 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， mQ——混合气体流量， m3/minV——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0.8H泵=（H总+H孔+H正）×KH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，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. 顶板走向钻孔施工应考虑的几个问题1) 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) 钻孔的开孔位置处于坚硬的岩层中，保证开孔规整3) 选择核实的封孔材料4) 钻孔于抽采管的接头要严密6.1.3 上隅角埋管1. 布置方法工作面回采前将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， mQ——混合气体流量， m3/minV——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1.2C——瓦斯泵入口处瓦斯浓度（%）η——抽采泵的机械效率，取0.8H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。

6.2.1 抽放管路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径/CM3.24.05.07.08.010.012.515.0>15.0K0.050.050.0530.0560.0580.0630.0680.0710.072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，Pa6.2.2 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。

6.2.3 流量计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！淮南职业技术学院通风与安全系毕业论文（设计） 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。