新元礦瓦斯治理及通風系統優化研究

杜江濤

（山西新元煤炭有限責任公司，山西 晉中 045400）

1 概況

瓦斯作為煤炭開采常見的氣體，一旦出現爆炸或大量溢出，都將嚴重威脅到井下工作人員的生命安全，也給煤礦企業帶來巨大的財產損失。綜放工作面的工作特點可能會造成在短時間內大量煤體涌出的同時瓦斯含量也會快速增大，因此傳統的綜放工作面U 型通風系統很容易在區段回風平巷上隅角處出現瓦斯積聚超標，嚴重威脅到綜放工作面的正常開采作業。針對這種現象，本文以新元礦為研究對象，對該礦通風系統進行優化設計，對礦井工作面進行瓦斯治理。

新元礦煤層厚度4.3～6.2 m，年產煤炭180 萬t，礦井為雙斜井布置，放頂煤工藝開采。根據資料顯示，該礦的瓦斯涌出量為20.3 m3/t，屬于高瓦斯礦井。該礦原有通風系統為并列式“U+L”型通風，如圖1 所示，安裝BDK54-8-N023 通風設備，供應風量4500 m3/min。該工作面布置為“2+1”式，即2 條平巷沿煤層底板布置，1 條工作面瓦斯尾巷排放瓦斯，沿煤層頂板布設。實際生產過程中發現，綜放工作面開采各階段該礦瓦斯巷道內的瓦斯涌出量仍保持在高瓦斯礦井含量范圍，基本保持在2.5%以上濃度，危險性大。且瓦斯巷很容易在頂煤冒放過程中出現堵塞，影響瓦斯排放過程，因此急需進行瓦斯治理及通風系統優化。

圖1 原“U+L”型通風方式示意圖Fig.1 Original'U+L'ventilation schematic

2 礦井通風系統風量分配計算

實際生產過程中需要通過礦井通風網絡及風量分配定律對巷道風量進行計算。

（1） 礦井通風網絡搭建。礦井通風網絡是利用線、點以及其它屬性組成的系統來進行表示的，通過多條支路進行組合連接，每條支路都有各自編號，支路的交點為節點。支路代表的是井下的各個巷道，而節點則代表巷道的連接處或叉口，這種結構可以更為簡潔的表達出礦井的通風網絡結構。

（2） 風量平衡定律。在通風系統穩定運行狀態下，任一時刻時間節點流入的空氣質量應與流出的空氣質量相同，也就是流入與流出風量應該相等，即：

式中：Qr為流入的風量，m3/s；Qh為流出的風量，m3/s。

根據以上2 個規律可以對每個巷道以及各支路的風量進行計算，串聯通風網絡中的各風量是相同的，而并聯型網絡則要對各巷道的通風阻力進行計算。但在實際情況中，礦井井下通風網絡大多是角聯型通風網絡，很難直接進行計算，需進行通風網絡動態特性分析進行計算。

3 通風系統優化

3.1 通風網絡動態特性分析

當礦井通風網絡中的某個支路也就是井下某個巷道的通風阻力增加時，該巷道的風量就會減小，同時風壓也會相應增大；相反通風阻力減小時，該巷道的風壓會減小風量也會增加。巷道即網絡支路風阻變化，除了自身風量發生變化，對其余的分支也會產生不同的影響，離該支路越近受到的影響越大。因此，在巷道貫通區域進行礦井通風設計時，要對礦井現有通風網絡進行計算，貫通巷道內的風壓值計算量應取決于兩端處的風壓差值。在日常通風系統運行過程中，系統的穩定性取決于通風網絡是否改變、局部通風阻力的變化以及通風機的實時工況，因此需根據這些特性，對新元礦通風系統優化設計。

3.2 “Y+L”型通風系統

“Y+L”型通風系統是結合“Y”與“U+L”兩者結合的產物。

“Y”型通風也是兩進一回形式，工作面上下巷道均進風，其中一條進風巷在靠近采空區的一側，承擔回風任務并通過加強支護進行維護，如圖2 所示。該通風方式可以有效避免原有“U+L”型通風系統上隅角瓦斯積聚問題，而且確保了刮板輸送機以及各管線處于新鮮風流當中，更為安全可靠；回風巷道內無構筑物以及管線限制回風量，安全性也得到提高。但該通風方式施工上較為困難，在采空區維護巷道的成本也較高。

圖2 “Y”型通風系統示意Fig.2 'Y'ventilation system schematic

由圖2 可以看出，進風巷在采空區后的一段承擔回風任務，但由于技術限制以及巷道維護成本等因素，此次設計選用“Y+L”型通風系統進行代替，如圖3 所示。

圖3 “Y+L”型通風系統示意Fig.3 'Y+L'ventilation system

該系統同樣兩巷道進風，同時有尾巷設計，是兩者結合的產物。兩風巷均可布設設備，風阻較小且設備之間互不妨礙，符合通風網絡動態優化設計。根據新元礦實際情況，對尾巷的設計長度進行了縮減，長度保持在60～100 m，有助于通風安全。兩條通風巷進行風量調節及設備運輸，瓦斯排放力度增強且綜放面產量也會相應提高，優勢明顯。

但該通風系統仍有一些缺陷，一是風流要通過采空區進行排放，采空區頂板垮落較為嚴重時，會影響風量，特別是在上隅角處影響更為嚴重，因此需要進行人工維護，留設通風空間，工程量較大；二是采空區內的瓦斯會伴隨風流流入回風巷，增加了回風巷內的瓦斯濃度。

3.3 局部風量調節

局部風量調節是指對通風網絡中某支路風量進行調節，通常是因為實際生產過程中風量不能滿足生產需要導致的。此次新元礦通風系統優化，需對該礦回風尾巷的風量進行局部調節。

局部風量調節方式包括增加和減少風量2 種。增加風量的一種方式是降低巷道通風阻力，但這種方式效果不好，且工程量大，需要拆除通風構筑物等，因此一般可通過局部通風機來實現風量的增加，但該方案也會對其余支路風量造成一定影響；減少巷道風量則可通過布設風窗來實現，如圖3 所示，通過增阻法進行風量控制，但這種方法會增加通風總阻力，增加風能損耗。根據新元礦實際情況，回風尾巷調節是因瓦斯濃度超標，需增加風量，因此通過在進風聯絡巷處布設局部通風機送風，進行風量調控，確保生產安全。

圖4 增阻調節風窗簡圖Fig.4 Brief diagram of resistance increasing adjusting wind window

4 通風效果監測設備

綜采工作面的安全開采以及礦井通風系統是否維持正常穩定運行，需要井下瓦斯傳感器對瓦斯含量監測來進行判別，瓦斯傳感器的監測精度以及可靠性是衡量其設備好壞的主要指標。煤礦常用的2類瓦斯傳感器分別熱導式和熱效式。熱導式是利用瓦斯氣體與常規氣體之間的導熱級別不同進行瓦斯含量監測，原理簡單但監測精度較低，井下潮濕的工作環境以及風量、溫度對熱導式傳感器的監測穩定性有著極大的影響；熱效式瓦斯傳感器利用可燃性材料引導瓦斯自燃進行溫度監測，以此來判斷瓦斯含量，雖不會受到井下工作環境的制約，但井下燃燒氣體也包括硫元素等，因此監測結果會有較大誤差。

針對新元礦井下實際情況，對瓦斯傳感器設備進行改進優化。將該礦井下熱導式瓦斯傳感器可燃性材料更換為SnO2，解決了監測精度低的問題。

5 結語

傳統的礦井通風系統以及瓦斯防治技術，不但在通風成本上耗資巨大，通風效果以及通風量的靈活調節手段較差，而且瓦斯防治技術上也存在很大弊端。以新元礦為研究對象，利用礦井通風網絡及風量分配公式計算各巷道需風量，提出采用“Y+L”型通風系統對該礦井通風系統進行優化設計，根據瓦斯濃度變化靈活調節巷道通風方式，滿足了各種復雜條件下的風量供應，保障了井下煤炭資源的安全高效開采。