濟寧二號煤礦通風系統優化改造

掌奕然 陶維國 郭傳清 陳修杰 苗德俊

摘要：針對目前對礦井工作面通風系統風量調節及礦井降阻等方面研究較少的問題，以濟寧二號煤礦10303工作面和33下02工作面為工程背景，對這2處原有的通風系統在風量調節及礦井降阻等方面進行優化改造。將工作面通風系統圖導入Ventism軟件中，生成實體巷道并迭代計算，構建礦井通風網絡解算模型。將現場實測的主要參數輸入到該模型中進行風流計算，得到的巷道內流速、溫度及風量等相關數據與現場測定數據誤差在標準范圍內。由礦井通風阻力測定結果可知，原有通風系統存在如下問題：南翼石門調節風墻設置不合理；33下02工作面實際供風量小于理想需風量；南翼?740水平軌道大巷通風路線長，受輔助運輸巷并聯進風的影響，南翼回風大巷阻力大。針對上述問題，提出3條改造措施：①在南翼回風石門和北翼帶式輸送機巷交匯處設置1個封閉風門，并將南翼帶式輸送機大巷與回風石門原有的風窗面積調整為2.9 m2；②在三采區軌道下山延伸與33下02軌道聯絡巷處設置1個面積為0.1 m2的調節風窗；③在十一采區管子道和南翼?740水平軌道大巷接口處，將0.9 m2的調節風窗改為2.4 m2，減少南翼?740水平軌道大巷風量，增加輔助運輸巷的并聯風量。改造后的通風系統模擬結果表明：南翼?740水平軌道大巷阻力降低了32.7%，33下02工作面風量提升了19.8%，礦井通風路線總阻力降低了6.4%。改造后的通風系統現場實測結果表明：實測風量和數值模擬結果平均相對誤差為1.28%，實測阻力和數值模擬結果平均相對誤差為2.52%，模擬結果與現場實測結果基本吻合。通風系統改造后，進風井風量和阻力變化不大；回風井監測點處的風量減少，阻力降低；33下02軌道聯絡巷及工作面監測點處實測風量分別增加了25.3%和21.4%，阻力增大了57.4%和41.1%；南翼?740水平軌道大巷監測點處實測風量降低了20.3%，實測阻力減小了36.6%。工作面風量和礦井總阻力達到預期優化效果。

關鍵詞：煤礦通風系統；風量調節；礦井通風網絡解算；Ventsim軟件；通風阻力

中圖分類號： TD724??? 文獻標志碼： A

Optimization and transformation of ventilation system in Jining No.2 Coal Mine

ZHANG Yiran1， TAO Weiguo2， GUO Chuanqing2， CHEN Xiujie1， MIAO Dejun1

（1. College of Safety and Environmental Engineering， Shandong University of Science and Technology，Qingdao 266590， China；2. Jining No.2 Coal Mine， YankuangEnery Group Co.， Ltd.， Jining 272000， China）

Abstract： Currently， there's a lack of research on air volume regulation and mine resistance reduction of ventilation system in mine working face. In order to solve the above problem， taking 10303 working face and 33low 02 working face of Jining No.2 Coal Mine as the engineering background， the original ventilation systems in these two areas are optimized and transformed in terms of air volume regulation and mine resistance reduction. The ventilation system diagram of the working face is imported into Ventism software， generating a solid roadway and iterating the calculation to construct a mine ventilation network solution model. The main parameters measured on-site are input into the model for airflow calculation. The errors between calculated relevant data suchas flow velocity， temperature， and air volume in the roadway obtained and the on-site measurement data are within the standard range. From the measurement results of mine ventilation resistance， it can be seen that the original ventilation system has the following problems. The setting of the regulating air wall at the south wing stone gate is unreasonable. The actual air supply volume of 33low02 working face is less than the ideal air volume. The ventilation route of the south wing -740 horizontal track main roadway is long. It is affected by the parallel intake of auxiliary transportation roadways， resulting in high resistance in the south wing return air main roadway. In order to solve the above problems， three renovation measures are proposed.① A closed air door is installed at the intersection of the south wing return air stone gate and the north wing belt conveyor roadway. The original air window area of the south wing belt conveyor roadway and return air stone gate is adjusted to 2.9 m2.② A 0.1 m2 adjustable wind window is installed at the intersection of the extension of the third mining area's track downhill and the 33low02 connecting roadway.③ The 0.9 m2 adjustable air window at the interface between the pipe duct in the 11th mining area and the south wing -740 horizontal track roadwayhas been changed to 2.4 m2，so as to reduce the air volume of the south wing -740 horizontal track roadway and increase the parallel air volume of the auxiliary transportation roadway. The simulation results of the modified ventilation system show that the resistance of the southern wing -740 horizontal track main roadway has been reduced by 32.7%. The air volume of the 33low02 working face has been increased by 19.8%. The total resistance of the mine ventilation route has been reduced by 6.4%. The on-site measurement results of the modified ventilation system show that the average relative error between the measured air volume and numerical simulation results is 1.28%. The average relative error between the measured resistance and numerical simulation results is 2.52%. The optimized simulation results are basically consistent with the on-site test results. The range of changes in air volume and resistance of the intake shaft before and after the entilation system adjustment is not significant. The air volume at the measuring point of the return air shaft decreases， and resistance decreased. The optimized measured air volume at the 33low02 track connecting roadway and the measuring points of the working face increase by 25.3% and 21.4%， respectively， and the resistances increase by 57.4% and 41.1%. The optimized measured air volume at the south wing -740 horizontal track roadway decreases by 20.3%， and resistance decreases by 36.6%. After the renovation， the air volume of the working face and the total resistance of the mine have achieved the expected results.

Key words： coal mine ventilation system; air volume regulation; mine ventilation network calculation; Ventsim software; ventilation resistance

0 引言

礦井通風的作用是供給井下足夠的新鮮空氣，稀釋并排除井下有毒有害氣體，調節井下氣候，保證正常生產[1-2]。為了設計和模擬井下工作環境，研究人員開發應用Ventsim三維礦井通風仿真系統，其不僅適用于通風設計與網絡解算，也可對風流、污染物及火災進行實時模擬與監測，確保工人和設備處在一個良好的工作環境中[3-5]。

目前，Ventsim軟件已廣泛應用到煤礦和非煤礦山的通風系統優化中[6]。盧輝等[7]使用Ventsim軟件對工作面優化后的通風系統和風壓分布狀態進行模擬。辛嵩等[8]運用Ventsim軟件對煤礦單翼通風系統進行優化處理，得到通風總阻力、巷道測點風速等優化結果。陳浩等[9]利用Ventsim軟件優化通風系統，有效降低了礦井通風阻力，減少了能耗。耿守鋒[10]采用Ventsim軟件對通風網絡進行計算，有效解決了礦井風機聯合運行不穩定的問題。肖夢輝等[11]使用Ventsim軟件對金屬礦山進行3種不同工況下的火災數值模擬，研究當有火源產生時，井下風壓變化及煙氣的擴散規律。任浩[12]采用增大巷道斷面面積、提升主要通風機性能、改變通風方式等方法對通風網絡進行優化，通過Ventsim軟件進行風路優化網絡解算，達到礦井通風系統預期風量優化目標。上述學者借助Ventsim軟件對礦井通風系統預警與穩定性進行了分析，但缺乏對工作面風量調節及礦井降阻等方面的研究[13-14]。

本文以兗礦能源集團股份有限公司濟寧二號煤礦10303工作面和33下02工作面為工程背景，采用Ventsim軟件建立三維通風網絡模型，基于該模型，針對這2處通風系統存在通風路線長、阻力大、南北兩翼通風結構不均衡等問題，對原有的通風系統進行優化改造。

1 礦井概況及通風系統分析

1.1 礦井概況

濟寧二號煤礦位于山東省濟寧市高新區，隸屬兗礦能源集團股份有限公司。該礦主要以長壁開采法采煤，礦井生產能力為5 Mt/a，核定通風能力為 6 Mt/a，配套建設一座入洗能力為4 Mt/a 的現代化大型造煤廠，井田面積為90 km2，地質儲量為8.55億 t，可采儲量為3.47億 t。礦井地質條件復雜，煤層賦存變化大，埋藏深，礦井采用立井多水平開拓方式，第一水平標高為?555 m，第二水平標高為?740 m，開采深度為?450～?1000 m。

1.2 通風系統分析

礦井通風系統為中央并列通風，通風方式為抽出式，主井和副井進風，回風井回風。其中南翼軌道大巷、南翼公路大巷、南翼?740水平軌道大巷、十采區進風巷為進風，西翼通風巷、北翼回風巷、南翼回風大巷為回風。地面主要通風機機房安裝2臺 GAF33.5?17?1GZ 型軸流式通風機，配備 TD1600?8/1430同步電動機，電動機額定功率為1600 kW，額定轉速為750 r/min，額定流量為342.8 m3/s。

結合礦井的生產布局和現有的通風系統狀況，在通風路線及用風地點設置20個監測點，如圖1所示，通風路線阻力測定數據見表1。

2 通風系統三維模型建立及可靠性驗證

2.1 三維模型建立

由于濟寧二號煤礦通風網絡結構復雜，為了確保模擬的準確性，對不受2條通風系統路線影響的其他巷道及部分密閉的巷道采取不建模解算，模型中只保留主要通風大巷及部分聯絡巷。在不影響、破壞整個通風系統分析的前提下，對濟寧二號煤礦通風模型進行簡化。利用 CAD 繪圖軟件繪制通風路線的巷道中心線并標出 z 軸坐標，圖紙以 DXF 格式保存并導出。將繪制完成的通風系統圖以單線格式導入Ventism[15]軟件中，構建礦井通風網絡拓撲關系[16]，對通風系統進行數字化、可視化處理，錄入巷道尺寸、風阻參數、風機數據等解算相關數據，生成實體巷道并迭代計算。最終對比實測數據進行校準和檢測[17-18]，構建礦井通風網絡解算模型，如圖2所示。

2.2 模型可靠性驗證

為檢驗模擬結果的可靠性，對通風系統三維模型進行網絡模擬解算。將現場實測的巷道斷面尺寸、障礙物面積、摩擦因數等主要參數輸入模型中，進行風流計算并得到巷道內的流速、溫度及風量等相關數據[19-20]。將模擬結果與現場實測數據進行對比驗證，通過二者誤差結果判定模型及相關參數的可靠性，確保該模型能夠應用到優化改造措施中，比結果如圖3所示。

由圖3可看出，測點2副井處實際風量與模擬風量的誤差最大，誤差值為3.2%；測點9十采區帶式輸送機巷誤差最小，其誤差值為1.3%。根據上述結果可得，誤差區間在標準范圍（±20%）之內，模擬結果符合實際情況。因此，本文構建的三維模型真實有效，模型參數可在后續通風系統的改造中使用。

3 改造措施的建立及模擬分析

3.1 改造措施的建立

根據礦井通風阻力測定結果可知，濟寧二號煤礦通風系統存在通風路線長、阻力大、南北兩翼通風結構不均衡等問題。南北兩翼帶式輸送機大巷貫穿整個礦井的南北采區，南翼石門調節風墻設置不合理，南翼帶式輸送機大巷阻力為175 Pa；33下02 工作面受到三采區軌道下山分風的影響，實際供風量為24.8 m3/s，小于理想需風量；南翼?740水平軌道大巷通風路線長，受到輔助運輸巷并聯進風的影響，南翼回風大巷阻力達227.45 Pa。為了滿足礦井正常生產，本文提出3條改造措施，如圖4—圖6所示。

改造措施1：回風風流從南翼帶式輸送機大巷到北翼帶式輸送機大巷再到北翼回風巷，其路程長，摩擦阻力大。在南翼回風石門和北翼帶式輸送機大巷交匯處設置1個封閉風門，并將南翼帶式輸送機大巷與回風石門原有的風窗面積調整為2.9 m2。通過增大南翼回風石門的回風量，降低北翼帶式輸送機大巷阻力。

改造措施2：33下02工作面風量僅為24.8 m3/s，實際供風量遠小于理想需風量。由于三采區軌道下山延伸后的巷道不參與通風回路解算，在三采區軌道下山延伸與33下02軌道聯絡巷處設置1個調節風窗，風窗面積為0.1 m2，增大了33下02軌道聯絡巷和33下02工作面的供風量。

改造措施3：進風風流從南翼進風、軌道下山并聯進入?740水平軌道巷和輔助運輸巷，由南翼進風下山貫穿十一采區管子道通向南翼?740水平軌道大巷，在十一采區管子道和南翼?740水平軌道大巷接口處有1個0.9 m2的調節風窗，將其面積改為2.4 m2，減少南翼?740水平軌道大巷風量，增加輔助運輸巷的并聯風量。

3.2 改造后模擬結果分析

對北翼回風巷、33下02工作面及?740水平軌道大巷3處用風地點進行優化改造，通過設置風門、改變調節風窗面積、并聯通風降阻等措施，解決了礦井通風系統阻力大、路線長及局部地點風量較小等問題，對改造后的通風系統進行風流模擬，結果見表2。

根據圖7表2可得，20個巷道監測點優化后的總阻力為2081.31 Pa，較優化前降低了6.4%。分析南北兩翼回風大巷、南翼?740水平軌道大巷、33下02 工作面4個監測點優化前后的風量和阻力，以此探究3處用風地點的優化效果。南翼回風大巷優化后的風量為123.0 m3/s，較優化前增加了2.4 m3/s；北翼回風大巷優化后的風量僅為1.2 m3/s，阻力為0.19 Pa，阻力較優化前降低了103.45 Pa。南翼?740水平軌道大巷優化后的風量為62 m3/s，阻力為7.69 Pa，阻力較優化前降低了32.7%。33下02工作面優化后的風量為29.7 m3/s，較優化前增加了19.8%。通過增加南翼回風大巷的回風量，降低了北翼回風大巷阻力；通過增大調節風窗面積，降低了南翼?740水平軌道大巷阻力；在33下02軌道聯絡巷設置調節風窗，33下02工作面的風量得到了提升。礦井的總阻力降低，各測點優化后的風量及阻力都符合標準。

3.3 改造后實測效果分析

在三采區軌道下山延伸與33下02軌道聯絡巷處設置風窗，33下02軌道聯絡巷和33下02工作面設置監測點；主井、副井及回風井各設置監測點；南翼?740水平軌道大巷1號聯絡巷設置1個監測點。監測點需要放置在風流穩定、巷道規整的地點，然后使用 CFZZ5通風阻力測試儀，風表、秒表等工具監測幾處測點的風量、阻力變化情況，如圖7所示，將優化前后測定的數據與數值模擬結果對比見，表3。

由表3可看出，各監測點優化前實測風量和模擬風量誤差在1%之內，優化后二者最大誤差為2.4%，這是由于優化后南翼?740水平軌道大巷內風量減小，解算的參數不變，導致二者誤差變大，但在可接受范圍之內。優化后實測風量和模擬風量平均相對誤差為1.28%，優化后實測阻力和模擬阻力平均相對誤差為2.52%，模擬結果與現場實測結果基本吻合。通風系統優化后，進風井風量和阻力變化不大；回風井監測點處的風量減少，阻力降低；33下02 軌道聯絡巷及工作面監測點處實測風量分別增加了25.3%和21.4%，阻力增大了57.4%和41.1%；南翼 ?740水平軌道大巷監測點處實測風量降低了20.3%，實測阻力減小了36.6%。工作面風量和礦井總阻力達到預期優化效果。

4 優化后通風系統安全校驗及網絡解算

為確保優化后的通風系統既能夠完成部分區域的風量調節目標，又不影響礦井其他分支的風量輸送，對整個礦井進行通風網絡安全校驗。根據優化后的通風系統得到風網阻力參數，在原有網絡結構上添加分支，并結合現有的巷道參數對分支進行賦值，最終對優化后的通風系統進行網絡解算。優化后礦井通風網絡解算結果見表4。可看出進風總風量為288.1 m3/s，回風總風量為280.5 m3/s，風量損失較少，約為2.6%；33下02工作面風量達到30.1 m3/s，較優化前提升了21.4%，南翼?740水平軌道大巷阻力降低，且風量為60.5 m3/s，減少了20.3%，由此判定整個通風系統是合理的。

5 結論

1）針對33下02工作面受到三采區軌道下山分風導致風量較小的問題，通過在三采區軌道下山延伸處設置1個0.1 m2的調節風窗，將三采區軌道下山的風量大部分引入工作面。改造后工作面的實測風量達30.1 m3/s，較之前提高了21.4%。

2）風流從南翼進風下山流向南翼?740輔助運輸巷和南翼?740水平軌道大巷，將十一采區管子道和南翼?740水平軌道大巷接口0.9 m2的調節風窗改為2.4 m2，增加輔助運輸巷的并聯風量，改造后南翼?740水平軌道大巷的實測風量為60.5 m3/s，減少了20.3%；通過在北翼運輸巷設置風門，改變聯絡巷的風窗面積，封閉了北翼回風巷，減少了風量的沿程損失，總阻力明顯降低。

3）將改造措施應用到濟寧二號煤礦的通風系統優化中，現場實測風量和數值模擬結果平均相對誤差為1.28%，實測阻力和數值模擬結果平均相對誤差為2.52%，優化后的模擬結果與現實測結果基本吻合。

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