甘庄煤矿通风系统阻力测定与优化

鲁 杰，张 磊，陈连城

（山西大同大学煤炭工程学院，山西大同037003）

甘庄煤矿通风系统阻力测定与优化

鲁 杰，张 磊，陈连城

（山西大同大学煤炭工程学院，山西大同037003）

根据甘庄煤矿通风系统现状，选定通风路线和测点，利用基点气压法进行了井下通风阻力测定，并计算了矿井总风阻、自然风压；同时根据计算的等积孔判断了该矿通风的难易程度，并对目前通风系统进、回风阻力分布及原因进行了分析，通过改变通风网络，提出了降低矿井通风阻力的方案。

通风系统；阻力测定；优化

矿井通风阻力是评价矿井通风系统合理与否的重要指标[1]，他与矿井的安全生产和经济效益息息相关。通过测定矿井通风阻力，可掌握矿井通风系统并可对其进行优化，从而降低矿井通风阻力，提高通风系统的安全性。

1 矿井通风系统概况

甘庄煤矿现采煤层为7#和8#两层煤，矿井通风方式为中央分列抽出式，配备两台FBCBZNo.24-2×220型隔爆对旋式轴流通风机，其中一台工作，一台备用，主、副斜井进风，回风斜井回风。测试期间，矿井总进风量为5 270 m3∕min，其中主井进风量为1 680 m3∕min，副井进风量为3 590 m3∕min；7#层有两个采区，一个掘进工作面和一个准备面；8#层有两个掘进队和一个综采队。

2 矿井通风阻力测定

2.1 测定方法

本次测定采用气压计逐点测定法[2]，使用5台精密气压计，一台放在基点(副立井口)，每隔5 min读一次大气压力值并记录时间，观测大气压力随时间的变化规律，以便校正测定仪器的大气压力；另外4台精密气压计，每个测量组两台，从基点开始，沿预先选定的测定路线逐点测量各点的绝对压力，并记下测定时间。同时，测量各测点及其相关风路断面上的平均风速、断面积、干湿球温度、标高以及测段长度。依次测定全部的测点，对测定形成的闭合回路进行误差分析，待测点气压计回到井口时基点测定和一次测量完成。

2.2 测定路线

根据测定的要求和目的，结合甘庄煤业的生产布局和通风系统的现状，选择风流路线较长，风量大且包含采煤工作面，能反映本矿通风系统特征的路线作为测量路线。按照上述原则，结合甘庄煤矿通风系统现状，结合矿井巷道布置的具体条件和通风系统优化的需要，首先在通风系统图上确定测定地段、路线和测点，后经实地考察，根据实际要求[3]，具体布置了甘庄煤矿通风系统4条阻力测定的路线，具体测点,见表1。

表1 甘庄矿阻力测定测点布置

测点标号 测点标号13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 33 34测点名称404皮带巷口404轨道巷口2405面运输顺槽口5405回风巷口2409掘进入风口2409掘进回风口2411巷进风口5411巷回风口402变电所入口402变电所回风口402运输大巷尾巷口402回风巷调节口503回风大巷口501回风大巷口7#层总回大巷口8#层总回风口11#层总回风口3#层总回风口风硐口风机房地面东盘区进风口8#303总进风口8#层材料暗斜井底50 51 52 53 54 55 56 57 58 59 60 61 62 63 64 65 66 67 68 69 70 71 72 358#层溜煤眼进风口73 36 37 8#层溜煤眼回风口303皮带大巷入风口74 75测点名称101皮带大巷入风口101运输大巷入风口2101巷入风口2101巷回风口5101进风口5101回风口西盘区掘进汇风点101回风大巷绕道口11号层汇风点里7#层变电所进风口2405工作面面机头2405工作面面机尾2411工作面面机头2411工作面面机尾8#层回风暗斜井口2301工作面面机头2301工作面面机尾西8#层回风口103进口（运输）103皮带进口8301进风口（7#）8301回风404皮带巷口与103运输交接处404运输巷与103运输交接处8301运输巷与404皮带巷交接处11#爬坡入风口

2.3 两点间通风阻力的计算

巷道两测定断面i与j之间的通风阻力计算公式如下[2]：

式中：hs(i,j)断面i与j之间的静压差，Pa；

Bi，Bj测定仪器在i、j测点的读数，Pa；

hz(i,j)断面i与j之间的位压差，Pa；

hv(i,j)断面i与j之间的速压差。

甘庄煤矿测点间通风阻力计算结果,见表2。

2.4 矿井自然风压与通风总阻力

通风系统的自然风压的大小可由下式计算：

式中：Zi,Zj分别是进风某段i和回风某段j的高差，m；

ρmi，ρmj进风段和回风段空气密度的平均值，kg∕m3；

Z地表至最低标高点的垂高，m。

经计算，甘庄矿在测定阻力期间自然风压为12.88 Pa。

从进风井口到通风机入口前风硐内测点的全矿井通风阻力，等于一条主要通风路线上各条巷道通风阻力之和，即

测点布置，见图1，图2。

图1 7#层测点布置图

图2 8#层测点布置图

表2 甘庄矿阻力通风阻力计算数据表

起点 末点 测段 起点总压力∕Pa 末点总压力∕Pa 校正压力∕Pa 通风阻力∕Pa 9 0 33 13 14 15 60 18 33 34 35 43 65 66 44 63 18 55 56 57 24 12 69 68 47 40 33 12 15 15 60 61 20 34 35 36 65 66 44 45 20 20 56 57 67 67 26 69 68 27 47 9-33 33-12 13-15 14-15 15-60 60-61 18-20 33-34 34-35 35-36 43-65 65-66 66-64 44-45 63-20 18-20 55-56 56-57 57-67 24-67 12-26 69-71 68-70 47-27 40-47测段名称402运输大巷及101运输大巷101运输大巷404皮带大巷404运输大巷2405面运输顺槽8405采煤工作面404回风大巷8#材料暗斜井8#号层溜煤眼进风绕道8#层溜煤眼2301运输巷2301工作面5301回风巷303回风大巷5411回风巷404回风大巷101回风大巷101回风大巷101回风绕道402回风巷501调节103皮带大巷103运输大巷8#回风暗斜井303回风大巷87 049.609 08 87 030.455 20 87 104.956 56 87 115.854 56 87 084.086 89 86 922.087 98 86 854.190 50 87 180.455 20 87 130.911 57 87 111.818 38 87 010.726 11 86 876.039 23 86 771.524 55 86 619.721 66 86 841.111 25 86 854.190 50 86 581.990 03 86 552.899 02 86 518.920 57 86 593.932 69 86 995.632 39 86 992.450 23 87 044.647 64 86 409.118 25 86 724.700 22 87 030.455 20 86 995.632 39 87 084.086 89 87 084.086 89 86 922.087 98 86 855.922 17 86 717.544 68 87 130.911 57 87 111.818 38 87 032.806 25 86 876.039 23 86 771.524 55 86 619.721 66 86 585.078 91 86 717.544 68 86 717.544 68 86 552.899 02 86 518.920 57 86 504.288 69 86 504.288 69 86 714.229 34 86 983.706 14 86 983.706 14 86 340.063 31 86 340.063 31 20 30 30 -10 10 0 20 10 20 10 10 0 10 -10 0 10 10 20 20 10 10 10 10 0 19.153 88 54.822 81 50.869 67 61.767 67 151.998 90 76.165 81 136.646 00 69.543 63 29.093 19 99.012 13 134.686 90 104.514 70 151.802 90 44.642 75 123.569 80 136.646 00 139.091 01 43.978 45 34.631 88 109.644 00 291.403 00 18.744 09 70.941 50 79.054 94 384.636 90

矿井通风系统总阻力及阻力分布，见表3，图3，图4。

表3 矿井通风系统总阻力及阻力分布表

图3 7#层通风路线各段巷道阻力分布图

图4 8#层通风路线各段巷道阻力分布图

2.5 误差分析

由于测定仪器本身的精度及环境等因素的影响，测定误差的产生是难免的。但是只要将测定误差控制在一定范围内，测定结果是可靠的[4-6]。

根据通风机房水柱计读数及自然风压值和风硐的动压，可以计算出矿井的实际通风阻力hr，再与实测通风阻力hr’相比较，两者的差值即为测定路线的绝对误差e。

式中：

hr矿井实际通风阻力;

hr=h-Hn-hv

H风机房水柱计读数，Pa；

Hn测定系统的自然风压(阻碍通风机工作)，Pa；

Hv风硐内安装水柱计处断面的平均动压，Pa；

hr’矿井实测通风阻力，Pa。

测定系统的相对误差 δ可按下式计算:

式中符号意义同上，一般要求δ≤5%。

计算出矿井各系统实际通风阻力及测定误差,见表4。

表4 矿井系统实际通风阻力及测定误差汇总表

由表4可看出，测定相对误差小于5%，说明实测数可靠，可供现场使用。

3 测定结果分析

1）甘庄煤矿年产量为120万t，涉及的生产煤层有7#、8#、11#，生产过于分散，通风范围广，通风路线长，通风阻力比较大。通过表3、图3、图4可知，对于目前生产的7#和8#煤层通风系统中，回风段通风阻力较大。7#层回风段通风阻力为1 264 Pa，占整个通风系统阻力的60.5%；8#层回风段通风阻力为1 075 Pa，占通风系统阻力的51.2%。说明甘庄煤矿通风系统中回风路线较为复杂，欲降低整个矿井通风阻力，应从矿井回风巷道进行改造。

2）11#层爬坡皮带巷，在通风网络中属于角联巷道。角联网络属于复杂通风网络，风流难以控制。从目前看，矿井整体风流流动较为稳定，但在今后11#层投产以后，随着风网的增加，很难保证通风系统的稳定。

3）全矿井进风过于集中，造成7#层进风三叉口风量较大，使得7#层皮带联络巷风速有所超限。

4）7#层总回风巷担负全矿井回风任务，巷道布置不合理，巷道维护差，断面不规则，导致巷道摩擦阻力系数增加，通风阻力大。

5）井下通风调节过多，大大增加了通风阻力，303采区尾巷维护比较差，断面大，风速过小，配风不合理。

6）甘庄煤矿矿井总进风量、总回风量比较大，其中，通风机工况在（93.5，2 129.31）时，等积孔为2.02 m2，通风系统较容易，总体通风网络中的通风阻力分配合理且与风量匹配。通风系统目前尚能满足生产要求，但风机能力已接近饱和，不能满足改扩建的要求。

从测定结果可看出，通风系统进风系统阻力分布比较均匀，没有明显的起伏。而回风系统的通风阻力明显增大。主要原因是巷道起伏不定，并且有大量的杂物，巷道支护年久未修，巷道被破坏严重。

4 通风系统优化

通风系统优化的目的在于解决通风系统现存的主要问题，使井下通风地点的风量分配更加合理，风流流动更加稳定，通风机运转更加安全可靠。

针对甘庄煤矿通风系统存在的问题，对于通风系统优化内容主要包括巷道改造和风网优化。

4.1 巷道改造

目前，甘庄煤矿生产煤层为7#层和8#层，11#层还未投产。矿井通风阻力主要包括摩擦阻力和局部阻力。在降低通风阻力方面应从两方面入手：一是改造修整7#层和8#层现有巷道，清理巷道内杂物以减小局部阻力，维护好已有巷道，使其进可能平整从而降低摩擦阻力系数；二是在未来布置11#层巷道时，巷道断面配合支护应尽可能平整，系统应尽量简化，力求整个通风系统阻力减小。

4.2 风网优化

通过对甘庄煤矿通风阻力的测定分析，可从以下几点进行优化改造：

1）将7#层101回风大巷与101运输大巷合并为回风大巷，担负404盘区回风任务，可有效增大回风能力，减少调节风窗，减小矿井通风阻力。

2）西八盘区布置不合理，造成通风路线长，通风系统复杂，建议利用303盘区巷道，工作面沿走向布置，可有效缩短通风路线的长度，从而降低风流的摩擦阻力。

3）将8#层303盘区直接与回风斜井沟通，大大减轻7#总回风巷通风任务，缩短了303盘区的通风路线，可降低通风阻力。

4）将8#层101回风大巷与303盘区沟通，利用303盘区巷道，将西8#层风流直接引导至303盘区系统。

5 结论

1）本次通风阻力测定采用气压计逐点测定法，通过在井口固定位置放置气压计，可对井下测定数据进行校正，减小测量数据的误差。

2）通过对甘庄煤矿井下7#层和8#层通风阻力的测定，矿井等积孔为2.02 m2，通风系统较容易，总体通风网络中的通风阻力分配较为合理且与风量匹配。通风系统目前尚能满足生产要求，但风机能力已接近饱和，在今后矿井改扩建，开采11#层时不能满足要求，必须进行矿井系统优化。

3）通风系统优化可有效降低矿井通风阻力。甘庄煤矿在通风阻力测定结束后，根据优化建议，将7#煤层101回风大巷与101运输大巷合并，承担404盘区回风任务取得显著效果。

[1]张国枢.通风安全学[M].北京：中国矿业大学出版社，2007.

[2]MT∕T 400-2008.矿井通风阻力测定方法[S].

[3]李伟，杨胜强，程涛，等.保德煤矿通风阻力测定及结果分析[J].煤炭科学技术，2011，39（8）：54-56.

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[5]鲜林，高朋杰.矿井通风阻力测定结果分析与对策措施[J].中国安全生产科学技术，2010，6（1）：100-103.

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Resistance Measurement and Optimization of Ventilation System in Ganzhuang Mine

LU Jie,ZHANG Lei,CHEN Lian-cheng
(School of Coal Engineering,Shanxi Datong University,Datong Shanxi,037003)

According to the present status of mine ventilation system in Ganzhuang Mine,the ventilate route and point have been chosen and the base point gas pressure measuring method was applied to the mine ventilation resistance measurement and the total re⁃sistance and natural ventilation pressure was calculated.The ventilation difficulty degree was judged.The air income and outcome of present ventilation system and the cause were analyzed and the plan to reduce the resistance was provided through changing the ventila⁃tion network.

ventilation system;resistance measurement;optimization

P2

A

1674-0874(2014)04-0052-06

2013-10-12

山西省科技攻关项目[20100322013]；山西大同大学青年科研基金项目[2010Q22]

鲁杰（1984-），男，山西大同人，硕士，讲师，研究方向：采矿系统工程。

〔责任编辑 石白云〕