矿井通风系统存在问题及改造方案

【摘 要】通风系统是矿井生产中的重要组成部分，其运行质量对矿井的生产效率及经济利益有着较大的影响。为此，本文结合工程应用实例，通过介绍矿井通风系统存在的问题，重点探讨了通风系统的改造升级方案，并阐述了通风技术创新要点，以供类似研究参考。

【关键词】矿井；通风系统；改造方案；技术创新

随着国民经济建设步伐的加快，我国采矿行业得到进一步的发展，矿井生产效率及安全也备受业界人士的关注。通风系统是矿井生产系统的重要部分，它是借助换气稀释或通风排除等手段，控制空气污染物传播和危害，实现矿井内部空气环境质量保障及消除煤矿事故的发生的一种环境控制技术。但是，目前矿产行业的建设规模不断扩大，开采地质条件愈加复杂，加上受到地热、机电设备和人员操作等因素的影响，矿井通风系统普遍出现通风不稳定、风量小和温度高等问题，不仅影响到矿井的生产效率，严重情况下还会影响到矿井地下工作人员的身体健康。因此，针对通风系统存在的一些问题，矿井技术人员有必要对通风系统进行合理的改造升级，以适应当前矿产行业生产的需要。

1 工程概况

某矿井的设计标高为+140.3m，井底水窝落底标高-422m，井筒全深562.3m。回风井设计标高+140.0m，井筒全深560m。现井下共有3个掘进巷道，工作面最高温度达到30℃。

2 通风系统存在问题

现有矿井通风系统的风库建立在井底车场，局部通风机安装在矿井地面。通过井口安全门和原井筒敷设的风筒可将新鲜风流迅速送入井底风库，再借助局部通风机向工作面供风。

而随着矿井开采规模迅速扩大，矿井通风系统地热、机电设备等散热、通风量不足等问题层出不穷，并且矿采区轨道下山需揭露并穿过己15-17突出煤层，在井下建风库已不能满足通风要求。为确保矿井日常生产的安全，通风系统的改造升级势在必行。

3 通风系统改造方案

通过对通风系统的改造升级，地面新鲜风流由入风井口进入矿井，乏风从回风井抽出。在井底车场安装局部通风机向各工作面供风，靠安装在轨道石门的正反2道风门隔断，从而实现采区全风压通风（图1）。目前主副井已经贯通，调整通风系统的必要条件已具备。通风系统改造之前，需要对采区的需风量、摩擦阻力等进行计算，以便确定通风系统改造的具体方案以及通风设备的选型，以达到通风系统效果最优。

图1 采区通风系统示意

3.1 局部通风机选择

3.1.1 风筒的选择

结合自身施工条件，柔性胶质风筒具有轻便、拆装搬运容易、接头少等优点，因此风筒选用胶质柔性风筒。

3.1.2 风量计算

①按瓦斯或二氧化碳涌出量计算风量Q。Q=125q×K。其中，q为瓦斯（CO2）绝对涌出量；K为瓦斯（CO2）涌出不均衡备用系数。代入公式计算得Q=300m3/min。

②按工作人数计算风量Q人。Q人=4N。其中N为人数。代入公式计算得Q人=120m3/min。

③按一次起爆的炸药当量计算风量Q掘。Q掘=5KB/T。其中，K为CO当量/kg炸药，岩巷取40，煤岩巷取40～100；B为一次爆破最大炸药用量；T为通风时间，20～40min。代入数据计算得Q掘=300m3/min。

④按风速进行验算。岩巷掘进工作面的风量应满足：60×0.15S≤Q掘≤60×4S。其中，S为巷道断面。代入数据计算得，用风地点需风量取最大值300m3/min。

3.1.3 计算局部通风机需风量

Qm=PQ。其中，P为漏风系数；Q为工作面风量，取百米漏风率：P100=2%（巷道最远距离取1300m），则P1300=1/[1-（H/100×P100）]。代入数据计算得P1300=1.35；P1000=1.25。则Qm1300=405m3/min；Qm1000=375m3/min。

3.1.4 计算风筒风阻Rf

Rf=6.5×ɑL/D5。代入数据进行计算得：Rf1000=24.5N·s2/m8； Rf800=82.5N·s2/m8。

3.1.5 计算局部通风机所需风压hL

hL=（Rx+Rf）QmQ。代入数据计算得：风筒直径1000mm时，hL1300 =826.9Pa；hL1000=765.6Pa。风筒直径800mm时，hL1300=2784.4Pa；hL1000=2578.2Pa。

通过以上计算，根据工程的实际情况，结合FBD系列矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机具有的结构合理、效率高、噪声低等特點，主回风下山、运输下山选用2×45kW通风机敷设Φ1000mm的胶质风筒向工作面通风；轨道下山选用2×30kW通风机敷设800mm胶质风筒向工作面供风。

3.2 临时主要通风机选择

3.2.1 通风阻力测定路线

根据通风阻力测定原则，结合矿井通风阻力分布（表1）具体情况，测定矿井通风能力最困难路线为：进风井→进风轨道石门→采区轨道下山→采区轨道下山下车场联络巷→采区主回风下山→主回风石门→回风井。

根据煤层的瓦斯涌出量情况，并参照工作面温度、人数和风速等配风标准及硐室基本配风标准，确定采区需风量（表2）。ΣQ=（ΣQ掘 +ΣQ硐+ΣQ备）×K矿通。其中，ΣQ掘为掘进工作面实际需风量的总和；ΣQ硐为硐室实际需风量的总和；ΣQ备为备用工作面实际需风量的总和；K矿通为矿井通风系数，考虑到采区为突出危险采区，K矿通取1.2。代入数据计算得ΣQ=3192m3/min。

表1 采区通风阻力分布

表2 采区需风量

3.2.2 局部阻力的计算

由《煤炭工业设计规范》可知，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即he=hf×15%。代入数据计算得he=58.57Pa。通风阻力h=he+hf，即h=449.06Pa。测定结果：采区通风最大阻力为449.06Pa，该值作为主要通风机选型的依据。①主要通风机的选型。根据计算通风机必须产生的最大风量Q=61.18m3/s（对采区最大需风量考虑，增加15%的富余量）。②主要通风机电机选择。N=Hmax×Qmax/η。其中，N为主要通风机电机功率；Hmax为矿井需产生最大负压；Qmax为矿井需产生最大风量；η为主要通风机工作效率，满足65%以上。代入数据计算得N=72.5kW。

3.2.3 主要通风机工作方式

抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，一旦主要通风机因故停止运转，井下风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，相对比较安全，结合采区实际情况，临时主要通风机的工作方式选定为抽出式。

综上分析，临时主要通风机选用FBCDZ-6-N016型（配备YBFe 315s-6型电动机）对旋轴流式通风机作为主要通风机，可满足要求。

4 技术创新点

4.1 通风机安全正常运行得到保障

临时主要通风机安全性高、运行平稳，一般不会发生系统故障，避免了因局部通风机出现故障造成的次生事故。

4.2 由于轨道下山需揭露并穿过己15-17突出煤层，应有独立的通风系统，因此，在井下建风库将不再满足施工要求。利用全风压通风，开掘一条辅助回风的联络巷，使轨道下山形成独立通风。

4.3 满足了井下需风量，降低了矿井温度

原有地面局部风机通往井下的供风量已达到极限，已不能满足多工作面同时掘进的风量要求，制约施工进度，影响经济效益，不利于安全生产。利用全风压通风技术，在地面回风井安设主要通风机，采用抽出式通风，满足了井下对风量的需求，解决了井下通风不足、多工作面共同掘进受局限等难题，同时降低了井下温度，改善了作业环境。

4.4 以往建井期间通风系统需在地面开挖风道通往井口，井底车场需建风库、构筑通风设施等，工程量比较大；通风系统改造后，只需在回风井安装抽出式通风机，在井下井底車场局部风机群前安装2道风门即可，减少了大量施工工程。

4.5 全风压通风技术具有环保节能的特点

原通风系统风量得不到合理利用，风筒阻力、风量损耗比较严重，同时也增加了通风费用，风筒的维护比较困难。采用全风压通风技术之后，无需在井筒内敷设风筒，节省资源，也减少了对风筒的管理与维护；节省了大量电量，降低了噪声污染。

4.6 全风压通风系统简单，风流稳定，抗灾能力强，有利于通风的管理，提高整个系统的安全性。

5 结语

通过探讨矿井通风系统改造方案可知，本工程采用全风压通风技术之后，井下风量由原来的2200m3/min提升到3200m3/min左右，各掘进工作面温度下降2～3℃，轨道下山防突工作面形成独立通风系统。实践证明，该项技术具有改善作业环境、保证通风安全和节能环保等特点，相信在矿产行业中会有更为广泛的应用。

【参考文献】

[1]沈健.简述矿井通风系统优化改造措施[J].中国科技枞横，2013（28）.

[2]牛明东.矿井通风系统的技术改造及其完善研究[J].科技致富向导，2013（02）.

[责任编辑：丁艳]

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