新庄煤矿通风系统分析与优化改造

焦作工学院学报 (自然科学版) , 第 20 卷 , 第 5 期 , 2001 年 9 月 Journal of Jiaozuo Institute of Technology (Natural Science) , Vol120 , No15 , Sep . 2001 新庄煤矿通风系统分析与优化改造 赵复申1 , 黄力波2 , 杨运良2 , 张敬军1 (1. 河南神火集团股份有限公司 , 河南 永城　476000 ; 2. 焦作工学院 资源与材料工程系 , 河南 焦作　454000) 摘要 : 针对新庄煤矿在北风井贯通之前 , 一、二生产水平接替时期部分用风地点供风不足的 问题 , 在矿井通风系统阻力测定所得数据的基础上 , 根据矿井的生产接替计划运用计算机通 风网络解算程序对各个时期的矿井通风系统进行了分析 , 并在此基础上提出了通风系统的优 化改造 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 , 对实际生产具有指导意义. 关 　键 　词 : 矿井通风系统 ; 分析 ; 优化改造 中图分类号 : TD 724 　文献标识码 : A 　文章编号 : 1007Ο7332 (2001) 05Ο0324Ο05 0 　矿井概况 新庄煤矿位于永夏矿区东部 , 井田东西宽 211～219 km , 南北长 9 km , 原设计生产能力为 60 万 t/ a , 服务年限为 66 a. 矿井 1992 年简易投产 , 1995 年正式投产. 自投产以来 , 矿井的基础建 设不断发展 , 经 1996 年改扩建后生产能力达 180 万 t/ a. 目前矿井的实际生产能力为 200 万 t/ a 左 右. 该矿井属低瓦斯矿井 , 相对瓦斯涌出量为 1141 m3/ t , 煤炭不自燃 , 煤尘具有弱爆炸危险性. 地 温梯度在 3 ℃/ 100 m 左右. 矿井采用立井多水平开拓 , 采用单一伪倾斜长壁顶板全部垮落采煤法. 矿 井通风方式为中央边界抽出式通风. 由副井进风 (主井进少量的风) , 南回风井回风. 矿井主要通风 机为 G4Ο73Ο11No125D 离心式风机 , 1997 年进行了通风系统改造 , 将原配用的 280 kW 电机更换为 570 kW , 转速由原来的 491 r/ min 提高到 739 r/ min. 目前矿井的总进风量为 105 m3/ s , 总排风量为 112 m3/ s , 主要通风机风压为 3000 Pa 左右. 1 　通风系统改造的必要性 新庄煤矿随着产量的日益增加 , 开采范围的不断扩大 , 开采水平的加深 , 通风线路也不断加长 , 原通风系统不能适应生产和安全的要求. 经 1997 年通风系统改造 , 解决了近年来的通风问题. 但由 于产量的进一步提高和一、二水平生产接替 , 再度出现供风不足问题. 按照矿井采掘接替计划 , 2002 年 7 月开始开采 21111 采区以后 , 矿井将进入一、二水平同时生产的过渡时期. 到 2003 年 8 月矿井 将全部转为二水平生产. 这时北风井尚未建成 , 对于二水平生产区域来说 , 开采深度的增加使得通风 线路进一步加长 , 而且地温升高 , 瓦斯涌出量增大 , 因此采掘需风量增大. 在目前主要通风机性能不 变的条件下 , 矿井将会出现严重供风不足的局面. 为了保证矿井过渡时期 200 万 t 的年产量 , 必须对 现有的通风系统进行优化改造. 2 　矿井通风现状的调查与分析 211 　通风现状调查 　　为了核实矿井实际风量及矿井通风阻力分布情况 , 对现有矿井通风系统各用风地点及主要进回风 收稿日期 : 2001Ο04Ο05 ; 　修回日期 : 2001Ο05Ο14 作者简介 : 赵复申 (1963Ο) , 男 , 河南淮阳人 , 工程师 , 副矿长 , 主要从事矿山安全管理方面的工作. © 1994-2008 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net 巷的风量、通风网络各分支巷的风阻分别进行了分配调查和测定. 测定采用气压计法中的两测点同时 测定法 , 即 : 在一条分支巷道的两端用两台精密气压计同时读数 , 从而减少了因气压波动、罐笼提 升、矿车运行和风门启闭等动态因素的影响 , 提高了测定数据的可靠性[1 ] . 在测定路线的选择上主 要依据以下 原则 组织架构调整原则组织架构设计原则组织架构设置原则财政预算编制原则问卷调查设计原则 : ①在所有并联风路中选择风量较大且通过回采工作面的主风流风路作为主测定路 线 ; ②选择路线较长且包括有较多井巷类型和支护形式的线路作为主测定线路 ; ③选择沿主风流方 向且便于测定工作顺利进行的线路作为主测定线路[2 ] . 212 　调查结果分析 通过对现有通风系统实测数据的整理分析得 : 矿井进风段、用风段和回风段阻力分布如表 1 所 示. 矿井阻力沿程分布状况如图 1 所示. 表 1 　矿井通风阻力分布 Tab11 　The distribution of resistance of the mine ventilation system 路线 区段 点号划分 长度/ m 阻力/ Pa 占总阻力分比/ % 百米阻力值/ Pa 进风段 1 —201 1 194 37018 11157 31106 Ⅱ 用风段 201 —221 3 594 29010 9105 8107 (12 采区) 回风段 221 —123 2 272 2 54416 79138 112100 合　计 7 060 3 20514 100 45140 进风段 1 —301 1 044 41911 13116 40114 Ⅲ 用风段 301 —317 3 727 36012 11131 9166 (13 采区) 回风段 317 —123 1 663 2 40419 75153 144161 合　计 6 434 3 18412 100 49149 进风段 1 —101 1 095 44512 14100 40166 Ⅳ 用风段 101 —120 1 962 1 11812 35117 56199 (11 采区) 回风段 120 —123 1 151 1 61613 50183 140143 合　计 4 208 3 17917 100 75156 从阻力分布表 1 和图 1 可以看出 : (1) 矿井进风线路不长 , 基本上在 1～2 km 之间 , 通风阻力占总阻力的 11157 %～14 % , 比例不大 , 百米 阻力值也只有 40 Pa 左右 ; (2) 用风段线路较长 (12、13 采区都在 315 km 以 上) , 但风量较小且分散 , 因而阻力不大 , 仅占矿井总 阻力的 10 %左右 ; (3) 矿井回风段风量较集中 , 风量达 109145 m3/ s , 阻力较大 , 占矿井总阻力的 75 %以上 , 其中仅总回风 巷一段阻力损失就达 1 04116 Pa ; 回风段的百米阻力值 也高达 130 Pa 左右 , 很不合理. 结合实测过程中获取的井下状况资料 , 现有矿井通风系统主要存在以下几个方面的问题 : (1) 矿井回风段风量过于集中 , 其中部分巷道长期失修 , 巷道断面较小 , 局部只有 5 m2 左右 ; 仅此一段阻力损失就高达 1 04611Pa , 占矿井总阻力的 1/ 3 ; (2) 由于矿井产量和生产接替的要求 , 现有 4 个炮采工作面、2 个综采工作面和 1 个备用工作 面 , 开拓掘进工作面 14 个 , 从而造成井下用风地点多而且分散 ; (3) 通风线路过长. 一水平的 12、13 采区从总进风到总回风长度为 615 km , 二水平工作面通风 523第 5 期 　　　　　　　　　　　　　　赵复申等 : 新庄煤矿通风系统分析与优化改造 　　　　　　　　　　　　　　 © 1994-2008 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net 线路随着开采深度的增加将会更长 ; (4) 一水平的 12、13 采区布置不太合理 , 巷道拐弯多为直角弯或锐角弯 , 使局部阻力损失增加 ; (5) 井下的通风设施多 , 使通风系统复杂化 ; (6) 井下一些用风地点风量不足 , 个别地点有串联通风现象. 如 12011 炮采工作面与 12011 东备 用工作面串联通风 ; (7) 随着开采深度的增加 , 地温逐渐上升 , 在二水平 ( - 600 m) 供风不足的条件下局部地点温 度达到 28 ℃; (8) 井下部分区段风速过高或超限 , 回风斜巷风速达 10112 m/ s , 总回风石门风速达 918 m/ s , 风硐中风速达 15112 m/ s ; 3 　通风系统的优化改造 311 　通风系统改造方案的提出 从目前矿井通风系统存在的问题来看 , 井下供风不足的主要原因是矿井回风段风量集中 , 巷道风 阻大 , 风速超限. 尤其是在矿井一、二水平同时生产过渡期间 , 上部尚未采完 , 矿井总回风仍为单条 回风路线 , 这个问题将更加突出. 因此 , 矿井通风系统改造方案将主要考虑以下几个方面 : ①在矿井 回风路线上进行扩巷降阻 ; ②通过局部通风系统改造 , 利用废弃巷道 , 实行多路回风 ; ③更换主要通 风机 , 提高主要通风机的性能 ; ④更换主要通风机 , 并实行多路回风 , 在风速超限段进行扩巷降阻的 综合方案. 从技术经济方面分析 , 如果不更换主要通风机 , 只在矿井回风路线上进行扩巷降阻 , 需扩巷道总 长度为 1 439 m , 其中将回风巷变形严重地段的断面面积扩到 14 m2 左右 , 估计需扩巷费用为 43117 万元 , 投资巨大. 进行扩巷降阻 , 从风机的实测性能曲线 (1997 年 8 月测定) 来看 , 主要通风机的 性能在北风井建成投入使用之前也满足不了矿井转入二水平生产过渡时期的通风能力要求. 这就是 说 , 在过渡时期要保证矿井年产 200 万 t 的供风要求 , 必须更换主要通风机 , 提高矿井通风能力. 在 矿井回风段采用多路并联回风降阻 , 只有在上部回采结束 , 矿井转入二水平生产时才能实现. 因此 , 从宏观技术经济方面综合考虑 , 更换南风井现有的主要通风机 , 在风速超限段进行扩巷降阻 , 在矿井 转入二水平生产时实行多路并联 (东回风、11 采区轨道上山和皮带上山) 回风这一综合方案 , 成为 新庄煤矿北风井投入使用之前过渡时期通风系统改造的最佳方案. 312 　通风系统改造方案的解网分析 31211 　当前更换主要通风机后解网分析 在北风井贯通以前 , 随着矿井生产向二水平的延伸 , 需风量增大 , 目前主要通风机的能力难以满 足要求. 因此考虑更换目前主要通风机及配用电机. 目前矿井的总风阻约为 0125 Ns2/ m8 , 主要通风 机排风量近 116 m3/ s , 根据矿井中长期接替计划方案 , 矿井一、二水平过渡时期 , 主要通风机排风量 需 150 m3/ s , 现有风机满足不了供风要求 , 根据 G4Ο73Ο11No125D 型风机特性曲线 , 可将主要通风机 更换为 G4Ο73Ο11No128 型 , 转速为 730 r/ min. 在阻力测定所得数据的基础上 , 将所选风机的性能曲 线数据由全压转换为静压 , 再经过非标态校正 , 得曲线参数如表 2 所示 , 然后依据该数据进行计算机 表 2 　G4Ο73Ο11No128 型 ( n = 730 r/ min) 风机数据 Tab12 　The data of fan G4Ο73Ο11No128 ( n = 730 r/ min) 风压/ Pa 5 812 5 730 5 564 5 296 4 885 4 438 3 894 3 179 风量/ (m3·s - 1) 100 111 125 139 153 167 180 194 通风网络解算得知 : 更换主要通风机后风机工况点从风压为 3 04016 Pa、风量为 116 m3/ s、功率为 371104 kW , 提高到风压为 4 91517 Pa、风量为 152 m3/ s、功率为 74710 kW , 各用风地点供风量也有 不同程度的提高 , 基本能满足要求. 但风机的风压偏高 , 为提高有效风量率应加强风门管理 , 控制相 应漏风量. 623　　　　 　　　　　　　　　　　　　　焦作工学院学报 (自然科学版) 　　　　　　　　　　　　2001 年第 20 卷 © 1994-2008 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net 31212 　一、二水平同时生产时解网分析 随着生产的推进 , 在生产由一水平向二水平过渡时期 , 一水平正在回采、回收 , 二水平开始掘 进、回采 , 此时开掘工程量大 , 需风地点多 , 且二水平地温偏高、瓦斯涌出量大 , 因此需风量也较 大. 更换主要通风机后 , 系统能否满足供风要求 , 需进行解算分析. 根据矿井采掘部署 , 以有代表性 的 2002 年第 4 季度通风系统进行解网分析. 由于部分新巷道风阻无法测定 , 因此部分巷道根据已测 同类型巷道按百米风阻计算 , 部分巷道按测定及经验值取摩擦阻力系数及设计断面计算. 其中 , 二水 平进风暗斜井百米风阻取 01016 8 Ns2/ m8 , 二水平皮带暗斜井百米风阻取 0104 Ns2/ m8 , 二水平回风 暗斜井百米风阻取 01018 Ns2/ m8 , 二水平暗轨百米风阻取 01017 Ns2/ m8 . 解算结果显示 : 在满足各 开掘地点及备用面和回收面供风情况下 , 4 个炮采面和 1 个综采面均能满足供风要求 , 即 : 更换主要 通风机后系统能够担负一、二水平同时开采的要求. 31213 　全部转入二水平生产时解网分析 2003 年 8 月以后矿井采掘将全部转移到二水平. 按照开拓部署绘出通风系统图和相应的网络图 , 并对新开巷道的的风阻按实测值或经验值进行计算 , 然后进行计算机解网分析. 从计算机解网结果 看 : 只更换主要通风机 , 4 个炮采工作面中的 21131、22151 满足供风要求 , 22111、22091 炮采工作 面供风不足 , 分别欠风 2 m3/ s、316 m3/ s , 21071 综采工作面欠风 2125 m3/ s , 难以满足供风要求. 其 原因是进、回风路线较长 , 矿井用风地点集中 , 且用风量大. 考虑到总回风段部分地段断面较小、风量大 , 风速超限 , 可对总回风段进行扩巷降阻. 其中 , 东 回风巷 (163 m) 断面面积从 10 m2 左右扩大到 14 m2 , 风阻从 01099 7 Ns2/ m8 降为 01051 3 Ns2/ m8 ; 总回风石门 (144 m) 断面面积从 1215 m2 扩大到 18 m2 , 风阻从 01010 2 Ns2/ m8 降为 01004 2 Ns2/ m8 ; 风井风硐断面面积只有 7 m2 , 风速明显超限 , 可将其扩大到 12 m2 左右. 将扩巷降阻后的数据进行网 络解算. 从结果看 , 降阻后总回风风量只比降阻前增加了 61 m3/ min , 效果不太明显. 鉴于北风井即 将建成通风 , 可减缓对 - 700 m 水平的开发 , 以减少供风地点. 在此基础上再次进行解网分析可知 : 在总回风巷扩巷降阻基础上减少 - 700 m 水平的开拓地点 , 只布置 2 个开拓地点 , 系统基本满足供风 要求. 313 　解网分析结论 在新风井贯通之前 , 生产的接替和开采深度的增加使矿井用风地点多 , 需风量大 , 通风线路长 , 现有主要通风机难以满足通风要求. 因此必须进行更换. 在二水平进行开采后生产集中 , 通风线路进 一步加长 , 而扩巷降阻效果又不很明显 , 考虑到经济因素 , 可暂减缓对 - 700 m 水平的开发 , 提高单 个工作面的产量 , 待北风井贯通后再进行开采. 依据前述分析 , 矿井最大通风功率为 747 kW. 若通风机效率取 0175 , 电机效率取 019 , 在 111 的备用系数下 , 矿井主要通风机配用电机功率最小为 1 21713 kW. 因此 , 更换的矿井主要通风机的 配用电机功率可选取为 1 250 kW. 4 　结　论 (1) 将目前风井的 G4Ο73Ο11No125D 型主要通风机更换为 G4Ο73Ο11No128 型 , 转速为 730 r/ min , 配用电机功率为 1 250 kW. (2) 一水平 11 采区采完后 , 一号变电站作为回风通道 , 打开 11 采区轨道上山和皮带上山间的联 络巷风门 , 在轨道上山下部建风门 , 在矿井回风系统开始采用三路并联回风. (3) 东回风巷 (163 m , 担负二水平总回风) 巷道断面面积须由目前的 10 m2 左右扩大为 14～ 15 m2 , 以解决过渡时期该段巷道风速超限问题. (4) 矿井总回风石门 (144 m) 巷道断面面积为 12157 m2 , 目前风速已达 9118 m/ s , 风速超限 , 须扩到 18～20 m2 , 或再掘一条并联回风巷道. (5) 风井风硐断面只有 7 m2 , 目前风速已达 15112 m/ s , 矿井进入一、二水平同时生产后 , 按所 需排风量计算风速将达 20 m/ s 以上 , 断面需要扩大. 723第 5 期 　　　　　　　　　　　　　　赵复申等 : 新庄煤矿通风系统分析与优化改造 　　　　　　　　　　　　　　 © 1994-2008 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net (6) 11 采区轨道上山与皮带上山作为回风巷时 , 应对巷道不规整段、拐直角弯、局部风阻大的 地点进行巷道整修 , 以保证并联回风的效果. (7) 更换主要通风机后风机负压最高将达 5 500 Pa 左右 , 应加强日常通风管理 , 减少漏风. 对于 风压大、不易开启的主要风门 , 应增加风门道数或采用新型无压风门. (8) 2003 年 8 月矿井全部转入二水平生产后 , 由于回风路线长 , 需风量大 , 供风地点集中 , 矿 井供风比较困难 , 可考虑减缓 - 700 m 水平的开发. 参考文献 : [1 ] 　淮南煤炭学院通风安全教研室. 矿井通风技术测定及其应用 [ M ] . 北京 : 煤炭工业出版社 , 1980. [2 ] 　方裕璋 , 王家棣 , 杨立兴. 矿井通风技术改造 [ M ] . 北京 : 煤炭工业出版社 , 1994. Optimizing technical t ransformation plan for ventilation system of Xinzhuang coal mine ZHAO Fu- shen1 , HUAN G Li- bo2 , YAN G Yun-liang2 , ZHAN G Jing-jun1 (1 . Dept . of Resource & Material Eng. of JI T , Jiaoz uo 454000 , Chi na ; 2 . Henan S henhuo Group Co. L t d , Yongcheng 476000 , Chi na) Abstract : As mining depths in Xinzhuang coal mine increases , the air quantity in some working places is short . Therefore , a mensuration of the resistance of ventilation system has been performed. A computer program is used to analyse the ventilation system during different periods based on the data obtained in the mensuration ,. According to the result of calculation , an optimizing technical t ransformation plan for ventilation system is put forward to solve the problem. Key words : mine ventilation system ; analysis ; optimization ; tansformation (本文责任编校 　李文清 　胡秀芳) 投本刊“瓦斯地质与安全工程”栏目的文章将优先发表 为了进一步强化《焦作工学院学报 (自然科学版)》的特色 , 本刊新开设了“瓦斯地质与安全工 程”栏目 , 该栏目依托设立在焦作工学院的全国瓦斯地质专业委员会 , 主要刊登瓦斯地质方面的学术 论文 , 同时也刊登与矿业安全有关的各类科研成果. 对该栏目的稿件 , 本刊将优先发表. 欢迎校内外 煤矿安全专家向本栏目赐稿. 焦作工学院学报 (自然科学版) 编辑部 823　　　　 　　　　　　　　　　　　　　焦作工学院学报 (自然科学版) 　　　　　　　　　　　　2001 年第 20 卷 © 1994-2008 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net