礦井雙風機聯合運轉通風系統的設計與研究

徐志強

（ 陜西有色榆林煤業有限公司，陜西 榆林719099）

通風是礦井生產作業中的主要環節之一，通風系統的優化程度直接影響到煤礦安全生產的經濟效益，傳統的通風管理系統局限性大，通風系統調整過程中容易出現通風系統問題，通風阻力過大，對井下作業造成安全威脅，對礦井通風系統優化是榆林煤業礦井的首要需要解決的問題。鑒于此，榆林煤業設計應用了礦井雙風機聯合運轉通風系統，通風效果明顯改善。

1 礦井通風井及工作面簡介

榆林煤業礦井井筒主要包括主斜井、副斜井、回風斜井、一號進風立井和回風立井。其中主、副斜井作為安全出口，兼做礦井的進風主井；回風斜井和回風立井主要用于回風，兼做安全出口；一號進風立井具備礦井輔助進風和安全出口的功能。

按照礦井生產接續規劃，布置綜采面1 個、備采面1 個、連掘工作面3 個和綜掘工作面2 個。本次設計服務于綜采工作面在30109 進行回采作業，30110 作為備采工作面進行回采準備工作，302 盤區泵房水倉掘進和30201 工作面三條順槽掘進作業。待30109 工作面回采封閉完畢后，需對礦井風量重新進行計算與調整。

2 通風方式和回路設計

礦井采用雙風機聯合運轉通風系統，通風方法均采用分區對角、抽出式通風方式。礦井掘進工作面利用局部通風機對其進行壓入式獨立供風；井下變電所、泵房等硐室利用主通風機負壓進行獨立通風。

通風回路共包括7 條主要回路：

（1）主斜井、副斜井→3 號煤北膠運大巷、3 號煤北輔運大巷→30109 膠、輔運順槽→30109 綜采工作面→30109 回風順槽→3 號煤北回風大巷→回風斜井→地面。

（2）主斜井、副斜井→3 號煤北膠運大巷、3 號煤北輔運大巷→30109 膠、輔運順槽→30110 備采工作面→30110 膠、輔運順槽→30110 回風措施巷→3 號煤北回風大巷→回風斜井→地面。

（3）副斜井→清水泵房→清水泵房通道→30101 回風順槽→3 號煤北回風大巷→回風斜井→地面。

（4）主斜井、副斜井→3 號煤北膠運大巷、3 號煤北輔運大巷、二號輔運大巷→二盤區主、副水倉掘進工作面→泵房管子道→中央回風大巷→回風立井→地面。

（5）主斜井、副斜井→3 號煤北膠運大巷、3 號煤北輔運大巷進、二號輔運大巷→中央輔運大巷→30201 回風順槽掘進工作面→30201 回風順槽→中央回風大巷→回風立井→地面。

（6）主斜井、副斜井（進風立井）→3 號煤北膠運大巷、3 號煤北輔運大巷、二號輔運大巷(中央輔運大巷)→30201 膠輔運順槽掘進工作面→30201 輔運順槽→中央回風大巷→回風立井→地面。

（7）進風立井→中央膠運大巷→3 號煤北回風大巷→中央回風大巷→回風立井→地面。

3 礦井通風風量設計

鑒于井下用風工作面較多、用風地點種類繁雜，設計風量的計算方式包括兩種：（1）按井下同時作業最大人數計算方式；（2）按采煤、掘進、硐室及其他地點實際需風量總和計算方式。依據該兩種計算方式的最大值作為礦井設計總風量。

3.1 井下同時作業最大人數方式計算

礦井總風量Q=4×最大同時作業人數N（800 人）×通風系數K（1.15）=3680m3/min≈61.3m3/s

3.2 按實際需風量的總和計算

Q礦=（回采面需風總量ΣQ采+掘進面需風總量ΣQ掘+獨立硐室需風總量ΣQ硐+無軌膠輪車需風總量ΣQ膠+ΣQ其他）×K，其中ΣQ其他按前四項總和的5%考慮。

3.2.1 回采面需風總量

（1）按瓦斯涌出量計算：Q采=100×絕對瓦斯涌出量q采（0.33m3/min）×工作面瓦斯涌出不均勻系數Kc（1.5）=49.5m3/min≈0.825m3/s。按二氧化碳涌出量計算：Q采=67×絕對二氧化碳涌出量q采（1.12m3/min）×工作面瓦斯涌出不均勻系數Kc（1.5）=12.56m3/min≈2m3/s。取2m3/s。

（2）按工作面溫度計算：Q采=60×適宜風速Vc（1.0m/s）×平均有效斷面Sc（18.96m2）×采高系數Kch（1.2）×長度系數Kcl（1.35）=1843m3/min≈30.8m3/s。

（3）按工作面最大人員數量計算：Q采=4×同時工作的最多人數nc（400）4×40=160m3/min≈2.7m3/s

按(1)、(2)、(3)項中取最大值原則，30109 回采工作面需風量取30.8m3/s。該風量能夠滿足0.25m/s≤v≤4m/s 的風速要求。

3.2.2 掘進面需風總量

30201 膠輔運順槽連采掘進：

（1）按瓦斯涌出量計算：Q連掘=100×平均絕對瓦斯涌出量q掘（0.04m3/min）×備用風量系數Kd（2.0）=8m3/min≈0.13m3/s。按二氧化碳涌出量計算Q連掘=67×平均絕對二氧化碳涌出量q掘（0.22m3/min）× 備 用 風 量 系 數 Kd（2.0）=67 ×0.22 ×2.0=29.48m3/min≈0.5m3/s。取0.5m3/s。

（2）按局部通風機吸風量計算：Q綜掘=局部通風機額定風量Q扇（550m3/min）×同時運轉的局部通風機臺數I（2）+60×0.25 風機安裝處斷面積S（25.0m2）=1475m3/min≈24.6m3/s

（3）按掘進工作面最大人員數量計算：Q連掘=4×nj=4×36=144m3/min=2.4m3/s

按(1)、(2)、(3)項中取最大值原則，按每臺通風機吸風量取550m3/min, 膠輔運順槽連掘工作面風機前共配風量取24.6m3/s，30201 回風順槽連采掘進工作面同樣方法計算得出配風量取20m3/s，302 泵房水倉掘進同樣方法計算得出配風量取18.6m3/s。且經過驗算該風量能夠滿足各掘進巷道風速要求，算得風速均位于0.25m/s≤v≤4m/s 區間之內。

經計算，掘進工作面共需配風為：Q掘=Q膠輔運順槽掘+Q回風順槽掘+Q水倉掘=24.6+20+18.6=63.2m3/s。

3.2.3 獨立硐室需風總量

榆林煤業礦井需井下獨立通風硐室配風有中央變電所中央水泵房、301 盤區變電所、302 盤區變電所、清水泵房。按每處峒室5m3/s 計算，ΣQ硐=20m3/s

3.2.4 稀釋無軌膠輪車（柴油機車）廢氣需總量

（1）按礦井正常生產時運行無軌膠輪車臺數計算

井下正常生產時，同時工作設備包括75kW 自卸式防爆膠輪車3 臺、50kW 人員、材料運輸車4 臺、45kW 生產指揮車1臺、50kW 防爆裝載機2 臺。ΣQ膠輪=(3×75+4×50+1×45+2×50）×4/60≈39.0m3/s

（2）按工作面搬家時運行無軌膠輪車臺數計算

井下工作面搬家時，171.5kW 支架拖車2 臺、50kW 防爆裝載機1 臺、195kW 支架鏟車1 臺同時工作。ΣQ膠輪=（2×171.5+50+195）×4/60≈40.0m3/s

根據計算結果ΣQ機車=40.0m3/s。根據實際情況，當準備工作面安裝時并不生產，因此，只需補充風量40-15.4=24.6m3/s。

3.2.5 考慮一個生產接續工作面風量

按工作面配風的50%左右考慮，Q=15.4m3/s。

3.2.6 其它配風量按以上各項配風總量的5%計算

ΣQ其他=（30.8+63.2+20+24.6+15.4）×5%=154×5%=7.7m3/s。

經過計算， 按實際需風量的總和計算 Q礦=（30.8+63.2+20+24.6+15.4+7.7）×1.15≈186m3/s。

3.3 礦井總風量確定

根據上面的計算結果，取大者，確定礦井總風量為186m3/s。

4 通風機負壓及等積孔設計

根據通風系統各巷道進行合理分配風量，利用計算機通風網絡解算軟件簡單計算出雙風機聯合運轉時礦井負壓，局部通阻力按礦井摩擦阻力的10%計算；本次設計只選擇最長通風路線進行通風阻力解算；301 盤區選擇30110 準備工作面，302 盤區選擇膠輔運順槽掘進工作面進行阻力計算。

4.1 主要通風機負壓

回風斜井通風機負壓：h1=9.8×145.12×1.1=1564(Pa)

一號回風立井通風機負壓：h1=9.8×59.36×1.1=640(Pa)

4.2 主要通風機的礦井等積孔

式中：

A1、A2- 分別為回風斜井、一號回風立井通風機負擔系統等積孔，m2；

Q1、Q2- 分別為回風斜井、一號回風立井機的回風量，m3/s；

h1、h2- 分別為通風機的通風阻力，Pa；

As- 兩臺通風機聯合工作的礦井等積孔，m2

表1 風量、負壓及等積孔

綜上，兩臺主要通風機等積孔均大于2.0m2，屬通風容易礦井。

5 應用效果

回風斜井通風機選用2 臺FBCDZNO32 型防爆對旋軸流式通風機，選配變頻電動機功率2*560KW、電壓6KV、同步轉速600r/min、效率94%，變頻控制方式。

風井場地一號回風立井主要通風機選用2 臺FBCDZNO35型防爆對旋軸流式通風機，選配電動機功率2*630KW、電壓10KV、同步轉速600r/min、效率94%，變頻控制方式。

通過調整變頻器給定頻率、選擇電機運行方式或調整風葉角度等方式，雙風機聯合運轉通風系統可以滿足礦井風量配比的需要。

6 結論

針對榆林煤業的通風系統通風能力不足問題，設計的雙風機聯合運轉通風系統，極大地改善了通風效果，并且采取了雙電機變頻控制方式，實現了減少電能消耗，經濟效益顯著的目標，該方案為以后通風系統的進一步改進提供了參考和借鑒。