第七节 通风系统生产能力核定
一、通风概况 （一）通风方式
矿井采用对角式通风方式，抽出式通风方法。 （二）进回风井筒数量及风量
四条进风井，二条排风井。立、付立井，东二斜井绞车道、11井二斜绞车道入风。东风井和西风井（均是立井）回风，矿井总进量14766m3/min，矿井总回风量15458m3/min。
（三）矿井需要风量，总进风量，有效风量
矿井需要风量12850 m3/min，总进风量14766 m3/min，有效风量13343 m3/min，有效风率为90.4%。
（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对，相对涌出量。 2009年度矿井瓦斯监定结果确定为高瓦斯管理矿井，瓦斯绝对涌出量88.78m3/min，相对涌出量19.1m3/T，二氧化碳绝对涌出量8.59 m3/min,相对涌出量1.89m3/T。
（五）主要通风设备及运行参数
东风井地面安装2台GAF26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，西风井地面安装两台GA26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，东西风井使用电机均1250KW，通风机出厂最大流量均为10000 m3/min。
二、计算过程及结果 1、采煤工作面需要风量计算
该矿有3个采煤工作面，145综采队、准备队、140队。 （1）高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。 Q采=100q采·KCH4 （m3/min） Q145综=100×8.9×1.2=1068（m3/min） Q140普采=100×4.0×1.2=480（m3/min） Q准备队采=100q采·KCH4
=100×6.7×1.2=804（m3/min） （2）按工作面温度计算 Q采=60×V采×S采
式中：V采——回采工作面适宜风速（m/s）不小于1.0m S采——回采工作面平均有效断面 Q145综采=60×1.2×14.25=1026（m3/min） Q140普采=60×1.0×8.28=497（m3/min） Q准=60×1.2×12.88=927( m3/min) （3）按风速进行验算 60×0.25S
Q145综采=（60×0.25×14.25）
全矿采煤工作面需要风量合计； ∑Q采=Q145综采+Q140+Q准
=1068+497+927=2492 （m3/min）
（4）备用采煤工作面风量： ∑Q备≥Q采
该矿145综采和140普采各一个采煤备用工作面。 ∑Q备=Q145+Q140/2
=534+248=782 m3/min 2、掘进工作面需要风量计算
该矿井14个掘进工作面按局部通风机型号分类进行计算。 因各掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.1 m3/min-1.28 m3/min，在此不予计算。
①按局部通风机吸入风量计算：
使用用2BKJNO5.6/22局扇，11×2KW，5个工作面，其中：半煤1个，岩巷3个，局部通风机额定风量200-400 m3/min，实测每台平均吸入风量为260 m3/min。
岩巷每台需供风量： Q岩=Q吸+60×0.15S m3/min =260+60×0.15×9 =341(m3/min)
Q煤=Q吸+60×0.25×S m3/min =260+60×0.25×6.0 =350(m3/min)
∑Q11KW×2=341×2+350×3=682+1400 =1732（m3/min）
12
②使用2BKJNO6.0/30 15KW×2，4个工作面，4个半煤。局部通风机额定风量260-447 m3/min，实测每台平均吸入风量为360 m3/min。
每台15KW×2需要供风量： Q15KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =360+60×0.25×6.0 =450 （m3/min） ∑Q15KW×2=450×4
=1800 （m3/min）
③使用2BKJNO6.0/37 18.5KW×2，3个工作面，全岩。局部通风机额定风量250-500 m3/min，实测每台吸入风量为380 m3/min。
一台需要供风量：
Q30KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =360+60×0.25×10
=510（m3/min） Q30KW×2=510×3=1530（m3/min） ④使用2BKJNO6.3/60 30KW×2，1个工作面，半煤。局部通风机额定风量260-630 m3/min，实测每台平均吸入风量为510 m3/min。
一台需要供风量：
Q45KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =510+60×0.25×8=630 m3/min 全矿按局部通风机计算风量合计： ∑Q掘= ∑Q11KW×2+∑Q15KW×2+∑Q30KW×2
=1391+1800+1530+630=5351 m3/min (2)、按风速进行验算
①使用2BKJNO5.6/22 11KW×2，通风机供风的工作面。 岩巷最低风速：341>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：350>60×0.25×S=15×6.0=90 m3/min ②使用2BKJNO6.0/60 15KW×2供风的工作面。 岩巷最低风速：450>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：450>60×0.25×S=15×9=135m3/min ③使用2BKJNO 6.0/37 18.5KW×2供风的工作面 岩巷最低风速：510>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：510>60×0.25×S=15×9=135 m3/min 使用2BKJNO6.3/60 30KW×2供风的工作面 ④岩巷最低风速：630>60×0.15×S=9×6=54 m3/min 煤巷最低风速：630>60×0.25×S=15×6=90 m3/min （3）、峒室需要风量计算
东一压风机室供风100 m3/min，风速0.2m/s，温度22oC，沼气0%，西二压风机室供风60 m3/min，温度23oC，沼气0%。中部变电所供风120 m3/min，温度26oC，沼气0%。东一变电所供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%。西二变电所供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%。东三绞车室供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%。东一绞车室供风80 m3/min，温度18oC，沼气0%。东三压风机室供风100 m3/min，风速0.2m/s，温度22oC，中部区火药库供风105 m3/min，风速0.2m/s，
温度22oC。
∑Q硐=Q东一压+Q西二压+Q中变+Q西二变+Q东一变+Q东三绞+Q东一绞+Q东三压+Q中火药库
=200+60+120+60+60+60+80+100+105 =745（m3/min） 4、其它用风地点
（1）中部采区：25#层一台皮带道，巷道断面为8米2，该巷道无瓦斯涌出，故该巷道需风量为100 m3/min。
（2）25#层绞车风窗，巷道无瓦斯涌出，配风量60 m3/min，回风流中温度20o。故该绞车需风量为60 m3/min。
二采区：
（1）3#层一台皮带道，巷道断面8米2，无瓦斯涌出需风量为120 m3/min。
（2）25#层一台皮带道，巷道断面积7.5米2无瓦斯涌出，需风量为80 m3/min。
（3）24#层绞车风窗，无瓦斯涌出，配风风量40 m3/min时回风温度21o。
（4）装车站风窗，无瓦斯涌出，需风量60 m3/min，配风量60 m3/min时回风温度21o。
东三采区：-170溜煤眼，无瓦斯涌出，配风风量95 m3/min时回风温度21o。
Q其=100+60+120+80+40+60+95 =555 m3/min
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它）·K（m3/min） =（2833+5351+745+875+555）×1.15 =10359×1.15=11912（m3/min）
式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和 ∑Q硐——硐室实际需要风量的总和 ∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和 ∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其
他巷道需风量的总和，m3/min。
K——矿井通风需风系数（抽出式K取1.15-1.20，
压入式K1.25-1.30）。
各用风地点需要风量表
三、矿井通风能力计算
本矿属高瓦斯矿井，采用公式=计算
1、公式（较适用于高瓦斯，突出矿井和有冲击地压的矿井）
万t/a）
A=0.0926⨯104⨯q相⨯K
330Q进
A=330×14766/0.0926×104×13.4×1.51 =4872780/34529=261万吨/年
式中：Q进—矿井总进风量m3/min；
0.0926—总回风巷按瓦斯不超0.75%为单位分钟
的常数；
q相—瓦斯相对涌出量，m3/t； ∑K—综合系数 ∑K=K产×K瓦×K备×K主扇 =1.1×1.2×1.05×1.09=1.51
2、方法二：由里向外核定通风能力，全矿现有一综一高，一个准备面，11个掘进工作面，9个硐室，矿井需要风量12850m3/min；矿井总入风量14766m3/min，矿井总入风量大于矿井需要风量。矿井通风能力，能够满足生产需要。
矿井3号煤层工作面厚度平均4米，4#煤导平均厚度1.0米。 根据2005-2009年掘进煤量占回采煤量统计，掘进煤量占回采煤量10%。
由里向外计算矿井产量为： A=∑A采i+∑A掘j
i=1
i=1
m3
m14
A3采+A4采+（A3采+A4采）×10%=
L×t3煤×P3煤×n3煤+t4煤×P4煤×n4煤+（L×t3煤×P3煤×n3煤+L×t4煤×P4煤×n4煤）×10%
=（240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1）+（240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1）×10% =266（万t/a）
式中：L——工作面平均长；L3煤=240米；L4米=120米
t——工作面年推进度
t3煤=330d×2.7m/d=891m t4煤=330d×4.5m/d=1485m P——煤层生产能力 P3煤=6.1t/m2 P4煤=1.5t/m2
n——回采工作面个数；n3煤=2个（包括准备面一个） n4煤=1个
A采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量，万t/a； A掘j——第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尽换算成煤的产量，万t/a；
矿井通风能力核定采用两种方法，方法一是总体核算法核定矿井通风能力261万吨/年；方法二是由里向外核算法核定矿井通风能力为261万吨/年，经矿井通风能力验证综合考虑，确定本矿井核定通风能力为261万吨/年。
四、矿井通风能力验证
通风机性能、通风网络、用风地点的有效风量和矿井稀释瓦斯的能力进行验证。
1、通风机性能验证：
该矿井主要通风机出厂性能测定最大排风能力为10000 m3/min，通风机的合理工况点范围为9000-6000 m3/min，东风井通风机排风量6800 m3/min，西风井通风机排风8646 m3/min，均在合理工况范围内，安全稳定。矿井风量、风速、温度符合《煤矿安全规程》要求，请参
看矿井用风地点有效风量验证表。
2、矿井通风网络验证
该矿井二采区3号层，145综采煤工作面通风网络最长，工作面风量1200m3/min，风量充足，工作面温度20oC温度适宜。工作面回风瓦斯为0.5%，符合规程规定。矿井进入风巷道状况良好，无严重失修巷道。
3、用风地点有效风量验证
该矿井总入风14766 m3/min，有效风量13343m3/min，矿井需要风量为12850 m3/min，各用风地点需要风量之和11912 m3/min，矿井总入风量和有效风量均大于矿井需要风量，大于各用风地点之和，风量满足需要，工作地点瓦斯含量符合规定。
4、矿井稀释瓦斯的能力验证：
该矿为高瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量19.1 m3/min，绝对瓦斯涌出量为88.78 m3/min，无突出，采掘工作面瓦斯含量为0.2-0.6 m3/min，总排瓦斯量低于0.75 m3/min，符合《煤矿安全规程》规定。
五、确定矿井通风系统核定能力
通过计算和验证，按方法一，公式二计算，矿井通风能力为264万吨/年，按方法二，由里向外核算通风系统能力为266万吨/年，最终结论为261万吨/年。
第十节 安全程度、其它系统（环节）检查
二、其它系统（环节）核查
1、监测监控系统
该矿安装了KJ333型瓦斯监控系统，井下分站34台，探头62台。
2、井下压风系统
井下安装8台4L-20/8型压风机，主管6〞2000mm 4〞6000mm。
3、井下通风系统
矿调度安装一台交换机，井下各场所都安装了防爆电话38台，通过固定电话井上下联系。
4、防尘系统
全矿静压水池4处容量1200m3，主输水管4〞2500mm，主管2〞12300mm。
5、瓦斯抽放系统
地面安装3台2BF3420-2BV4型水环真空瓦斯抽排泵，井下安设
6台，YD型移动水环真空泵。
第一节 各生产环节主要问题
1、掘进工作面风量实测个别与报告不符。
2、监测探头安设位置个别不符合规定。
第二节 建议和整改措施
1、应按规定进行测风，如实上报。
2、按要求地点安设并及时前挪。
第七节 通风系统生产能力核定
一、通风概况 （一）通风方式
矿井采用对角式通风方式，抽出式通风方法。 （二）进回风井筒数量及风量
四条进风井，二条排风井。立、付立井，东二斜井绞车道、11井二斜绞车道入风。东风井和西风井（均是立井）回风，矿井总进量14766m3/min，矿井总回风量15458m3/min。
（三）矿井需要风量，总进风量，有效风量
矿井需要风量12850 m3/min，总进风量14766 m3/min，有效风量13343 m3/min，有效风率为90.4%。
（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对，相对涌出量。 2009年度矿井瓦斯监定结果确定为高瓦斯管理矿井，瓦斯绝对涌出量88.78m3/min，相对涌出量19.1m3/T，二氧化碳绝对涌出量8.59 m3/min,相对涌出量1.89m3/T。
（五）主要通风设备及运行参数
东风井地面安装2台GAF26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，西风井地面安装两台GA26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，东西风井使用电机均1250KW，通风机出厂最大流量均为10000 m3/min。
二、计算过程及结果 1、采煤工作面需要风量计算
该矿有3个采煤工作面，145综采队、准备队、140队。 （1）高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。 Q采=100q采·KCH4 （m3/min） Q145综=100×8.9×1.2=1068（m3/min） Q140普采=100×4.0×1.2=480（m3/min） Q准备队采=100q采·KCH4
=100×6.7×1.2=804（m3/min） （2）按工作面温度计算 Q采=60×V采×S采
式中：V采——回采工作面适宜风速（m/s）不小于1.0m S采——回采工作面平均有效断面 Q145综采=60×1.2×14.25=1026（m3/min） Q140普采=60×1.0×8.28=497（m3/min） Q准=60×1.2×12.88=927( m3/min) （3）按风速进行验算 60×0.25S
Q145综采=（60×0.25×14.25）
全矿采煤工作面需要风量合计； ∑Q采=Q145综采+Q140+Q准
=1068+497+927=2492 （m3/min）
（4）备用采煤工作面风量： ∑Q备≥Q采
该矿145综采和140普采各一个采煤备用工作面。 ∑Q备=Q145+Q140/2
=534+248=782 m3/min 2、掘进工作面需要风量计算
该矿井14个掘进工作面按局部通风机型号分类进行计算。 因各掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.1 m3/min-1.28 m3/min，在此不予计算。
①按局部通风机吸入风量计算：
使用用2BKJNO5.6/22局扇，11×2KW，5个工作面，其中：半煤1个，岩巷3个，局部通风机额定风量200-400 m3/min，实测每台平均吸入风量为260 m3/min。
岩巷每台需供风量： Q岩=Q吸+60×0.15S m3/min =260+60×0.15×9 =341(m3/min)
Q煤=Q吸+60×0.25×S m3/min =260+60×0.25×6.0 =350(m3/min)
∑Q11KW×2=341×2+350×3=682+1400 =1732（m3/min）
12
②使用2BKJNO6.0/30 15KW×2，4个工作面，4个半煤。局部通风机额定风量260-447 m3/min，实测每台平均吸入风量为360 m3/min。
每台15KW×2需要供风量： Q15KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =360+60×0.25×6.0 =450 （m3/min） ∑Q15KW×2=450×4
=1800 （m3/min）
③使用2BKJNO6.0/37 18.5KW×2，3个工作面，全岩。局部通风机额定风量250-500 m3/min，实测每台吸入风量为380 m3/min。
一台需要供风量：
Q30KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =360+60×0.25×10
=510（m3/min） Q30KW×2=510×3=1530（m3/min） ④使用2BKJNO6.3/60 30KW×2，1个工作面，半煤。局部通风机额定风量260-630 m3/min，实测每台平均吸入风量为510 m3/min。
一台需要供风量：
Q45KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =510+60×0.25×8=630 m3/min 全矿按局部通风机计算风量合计： ∑Q掘= ∑Q11KW×2+∑Q15KW×2+∑Q30KW×2
=1391+1800+1530+630=5351 m3/min (2)、按风速进行验算
①使用2BKJNO5.6/22 11KW×2，通风机供风的工作面。 岩巷最低风速：341>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：350>60×0.25×S=15×6.0=90 m3/min ②使用2BKJNO6.0/60 15KW×2供风的工作面。 岩巷最低风速：450>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：450>60×0.25×S=15×9=135m3/min ③使用2BKJNO 6.0/37 18.5KW×2供风的工作面 岩巷最低风速：510>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：510>60×0.25×S=15×9=135 m3/min 使用2BKJNO6.3/60 30KW×2供风的工作面 ④岩巷最低风速：630>60×0.15×S=9×6=54 m3/min 煤巷最低风速：630>60×0.25×S=15×6=90 m3/min （3）、峒室需要风量计算
东一压风机室供风100 m3/min，风速0.2m/s，温度22oC，沼气0%，西二压风机室供风60 m3/min，温度23oC，沼气0%。中部变电所供风120 m3/min，温度26oC，沼气0%。东一变电所供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%。西二变电所供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%。东三绞车室供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%。东一绞车室供风80 m3/min，温度18oC，沼气0%。东三压风机室供风100 m3/min，风速0.2m/s，温度22oC，中部区火药库供风105 m3/min，风速0.2m/s，
温度22oC。
∑Q硐=Q东一压+Q西二压+Q中变+Q西二变+Q东一变+Q东三绞+Q东一绞+Q东三压+Q中火药库
=200+60+120+60+60+60+80+100+105 =745（m3/min） 4、其它用风地点
（1）中部采区：25#层一台皮带道，巷道断面为8米2，该巷道无瓦斯涌出，故该巷道需风量为100 m3/min。
（2）25#层绞车风窗，巷道无瓦斯涌出，配风量60 m3/min，回风流中温度20o。故该绞车需风量为60 m3/min。
二采区：
（1）3#层一台皮带道，巷道断面8米2，无瓦斯涌出需风量为120 m3/min。
（2）25#层一台皮带道，巷道断面积7.5米2无瓦斯涌出，需风量为80 m3/min。
（3）24#层绞车风窗，无瓦斯涌出，配风风量40 m3/min时回风温度21o。
（4）装车站风窗，无瓦斯涌出，需风量60 m3/min，配风量60 m3/min时回风温度21o。
东三采区：-170溜煤眼，无瓦斯涌出，配风风量95 m3/min时回风温度21o。
Q其=100+60+120+80+40+60+95 =555 m3/min
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它）·K（m3/min） =（2833+5351+745+875+555）×1.15 =10359×1.15=11912（m3/min）
式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和 ∑Q硐——硐室实际需要风量的总和 ∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和 ∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其
他巷道需风量的总和，m3/min。
K——矿井通风需风系数（抽出式K取1.15-1.20，
压入式K1.25-1.30）。
各用风地点需要风量表
三、矿井通风能力计算
本矿属高瓦斯矿井，采用公式=计算
1、公式（较适用于高瓦斯，突出矿井和有冲击地压的矿井）
万t/a）
A=0.0926⨯104⨯q相⨯K
330Q进
A=330×14766/0.0926×104×13.4×1.51 =4872780/34529=261万吨/年
式中：Q进—矿井总进风量m3/min；
0.0926—总回风巷按瓦斯不超0.75%为单位分钟
的常数；
q相—瓦斯相对涌出量，m3/t； ∑K—综合系数 ∑K=K产×K瓦×K备×K主扇 =1.1×1.2×1.05×1.09=1.51
2、方法二：由里向外核定通风能力，全矿现有一综一高，一个准备面，11个掘进工作面，9个硐室，矿井需要风量12850m3/min；矿井总入风量14766m3/min，矿井总入风量大于矿井需要风量。矿井通风能力，能够满足生产需要。
矿井3号煤层工作面厚度平均4米，4#煤导平均厚度1.0米。 根据2005-2009年掘进煤量占回采煤量统计，掘进煤量占回采煤量10%。
由里向外计算矿井产量为： A=∑A采i+∑A掘j
i=1
i=1
m3
m14
A3采+A4采+（A3采+A4采）×10%=
L×t3煤×P3煤×n3煤+t4煤×P4煤×n4煤+（L×t3煤×P3煤×n3煤+L×t4煤×P4煤×n4煤）×10%
=（240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1）+（240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1）×10% =266（万t/a）
式中：L——工作面平均长；L3煤=240米；L4米=120米
t——工作面年推进度
t3煤=330d×2.7m/d=891m t4煤=330d×4.5m/d=1485m P——煤层生产能力 P3煤=6.1t/m2 P4煤=1.5t/m2
n——回采工作面个数；n3煤=2个（包括准备面一个） n4煤=1个
A采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量，万t/a； A掘j——第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尽换算成煤的产量，万t/a；
矿井通风能力核定采用两种方法，方法一是总体核算法核定矿井通风能力261万吨/年；方法二是由里向外核算法核定矿井通风能力为261万吨/年，经矿井通风能力验证综合考虑，确定本矿井核定通风能力为261万吨/年。
四、矿井通风能力验证
通风机性能、通风网络、用风地点的有效风量和矿井稀释瓦斯的能力进行验证。
1、通风机性能验证：
该矿井主要通风机出厂性能测定最大排风能力为10000 m3/min，通风机的合理工况点范围为9000-6000 m3/min，东风井通风机排风量6800 m3/min，西风井通风机排风8646 m3/min，均在合理工况范围内，安全稳定。矿井风量、风速、温度符合《煤矿安全规程》要求，请参
看矿井用风地点有效风量验证表。
2、矿井通风网络验证
该矿井二采区3号层，145综采煤工作面通风网络最长，工作面风量1200m3/min，风量充足，工作面温度20oC温度适宜。工作面回风瓦斯为0.5%，符合规程规定。矿井进入风巷道状况良好，无严重失修巷道。
3、用风地点有效风量验证
该矿井总入风14766 m3/min，有效风量13343m3/min，矿井需要风量为12850 m3/min，各用风地点需要风量之和11912 m3/min，矿井总入风量和有效风量均大于矿井需要风量，大于各用风地点之和，风量满足需要，工作地点瓦斯含量符合规定。
4、矿井稀释瓦斯的能力验证：
该矿为高瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量19.1 m3/min，绝对瓦斯涌出量为88.78 m3/min，无突出，采掘工作面瓦斯含量为0.2-0.6 m3/min，总排瓦斯量低于0.75 m3/min，符合《煤矿安全规程》规定。
五、确定矿井通风系统核定能力
通过计算和验证，按方法一，公式二计算，矿井通风能力为264万吨/年，按方法二，由里向外核算通风系统能力为266万吨/年，最终结论为261万吨/年。
第十节 安全程度、其它系统（环节）检查
二、其它系统（环节）核查
1、监测监控系统
该矿安装了KJ333型瓦斯监控系统，井下分站34台，探头62台。
2、井下压风系统
井下安装8台4L-20/8型压风机，主管6〞2000mm 4〞6000mm。
3、井下通风系统
矿调度安装一台交换机，井下各场所都安装了防爆电话38台，通过固定电话井上下联系。
4、防尘系统
全矿静压水池4处容量1200m3，主输水管4〞2500mm，主管2〞12300mm。
5、瓦斯抽放系统
地面安装3台2BF3420-2BV4型水环真空瓦斯抽排泵，井下安设
6台，YD型移动水环真空泵。
第一节 各生产环节主要问题
1、掘进工作面风量实测个别与报告不符。
2、监测探头安设位置个别不符合规定。
第二节 建议和整改措施
1、应按规定进行测风，如实上报。
2、按要求地点安设并及时前挪。