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一种新的矿井通风能力核定理论体系程健维，杨胜强中国矿业大学能源与安全工程学院，江苏徐州（221008）E-mail：Fluid-Style@hotmail.com摘要：在分析现有矿井通风能力核定办法不足的基础上，提出了一种更为合理、科学的新核定理论体系，新方法不仅弥补了现有核定办法的缺陷，在实际应用中更加全面反映了矿井通风的效果和能力。关键词：矿井通风，能力核定，等积孔，瓦斯控制，模糊综合评价中图分类号：TD81.引言矿井通风能力核定是煤矿“一通三防”管理中的一项重要工作[1]，其核定值的大小不仅表明了现有的通风系统能否满足生产任务的要求而且也是矿井生产规模的综合反映[2]。在矿井生产过程中，随着采场空间变化和时间的推移以及开采条件不断地变化，矿井通风系统网路及风流参数都会发生变化[3]。因此，及时根据矿井通风条件的变化情况，计算或核定矿井通风能力，对于合理组织生产，实行以风定产、杜绝重大瓦斯事故的发生，确保安全生产具有重要意义[4]。现行的《煤矿通风能力核定办法（试行）》将矿井划分为年产30万吨以下和年产30万吨以上两类，对于年产30万吨以下矿井，通风能力核定方法采用总体核算法，按照已有的公式，通过选取相关的系数值计算矿井通风能力。对于年产30万吨以上矿井，使用由里向外核算法进行核定。该类矿井通风能力是按照矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量，计算出采掘工作面个数（按合理采掘比），取当年度每个采掘工作面的计划产量来计算的。此外，该办法还对于矿井通风能力验证提出了四点要求：1.矿井通风动力的验证。主要验证通风机实际运行工况点是否合理。2.通过网络解算，验证通风阻力与主要通风机性能是否匹配。3.验证用风地点风量和风量。是否符合《煤矿安全规程》规定。4.验证矿井通风稀释排放瓦斯的能力，各地点瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》规定[5]。2.现有核定办法存在的问题现有的矿井通风能力核定办法虽然很大程度上改进了原有矿井通风能力核定方法，尤其是以30万吨为限，提出了两种不同的核算方法，体现了一定的科学性和合理性。但是由于现代采煤工艺的多样性和现场实际生产的复杂性，笔者认为，现有的通风能力核定办法还不够完善，主要表现在以下几点：1．对于瓦斯问题严重矿井，应该注意在工作面开采过程中瓦斯的治理问题，经验表明：局部瓦斯积聚和上隅角瓦斯严重超限是高产高效工作面的共同特点。而现有的核定方法只是简单的从工作面的需风量角度确定产量，并没有考虑在开采过程中由于局部瓦斯积聚和上隅角瓦斯超限对产量的影响问题。2．随着深部资源的开采，高温造成的热、湿问题已成为矿井通风的主要矛盾，为了为井下人员创造良好的工作环境并保证他们的身心健康，所以应当将工作面的温度作为限制工作面产量的重要条件，这一点在现有的核定方法中没有任何体现，值得进一步商榷。3.矿井通风最基本的任务是向井下工作地点供给够量的新鲜空气，稀释和排除有害气体和粉尘，保证井下风流的质量(成分、温度和速度)和数量符合国家安全卫生标准[6]。而在诸多因素对井下环境的影响下，究竟因素间以何种程度的组合可以认为达到标准，至今没有明确的定论，而这恰恰能够反应矿井通风的效果，并有力说明全矿井供风的合理性和安全性，对此，现有的核定方法仅从全矿井总风量角度论说了生产合理性，而缺乏对其他诸多因素的综合考虑，这不能不说是一个缺陷。3.新的矿井通风能力核定办法的介绍对于年产30万吨以上的矿井，根据《煤矿通风能力核定办法（试行）》的要求，新办法首先确定矿井通风系统相对稳定时期，然后将煤矿通风能力核定分为三个阶段进行。第一阶段：煤矿当年年度计划产量的通风能力核定；第二阶段：计算各采煤工作面的最大允许产量以及矿井的最大允许产量；第三阶段：进行通风状况的综合评价，来说明矿井通风效果相对于《煤矿安全规程》规定的总体达标程度，下面分述之。3.1矿井当年度计划产量的通风能力核定首先使用《煤矿通风能力核定办法（试行）》中的风量计算方法，计算确定井下各用风地点的需风量。然后依据矿井通风阻力测定结果和矿井主要通风机的实际特性曲线等资料，进行网络解算，得到所需的风机风压和风量，即风机工况点以及井下各用风地点实际供风量和风速，对比刚才得到的计算需风量和《煤矿安全规程》中第101条关于井下主要地点风速的规定，验证风量是否满足生产需要，风速是否在许可范围之内，风机工况点是否处在合理的区间之内。最后对矿井的通风动力进行验证，在这里我们借助于矿井通风等积孔这一指标来进行验证，矿井通风等积孔的大小是确定通风难易程度的重要依据，同时也反映了主通风机运行的合理性，其涉及到的一个问题是确定等积孔下限值和上限值[7]，假若达不到下限值，表明该矿井为高风阻通风困难矿井或为主要通风机运行不稳定的矿井，超过上限值，表明矿井为低风阻低效率矿井，主通风机运转不经济不合理。计算求得矿井实际等积孔，若该值位于合理的区间之内，则可认为该矿通风动力验证合格。在这一阶段，完成了“矿井通风能力验证”中第一、第二和第三点的要求，若结果合理，符合规定，则矿井年度计划产量的通风能力核定合格，并肯定了这一时期的计划产量。3.2矿井通风系统相对稳定时期最大允许产量的计算3.2.1根据瓦斯浓度限制条件计算采煤工作面最大允许产量局部瓦斯积聚和上隅角瓦斯严重超限是高产高效工作面的共同特点。分层开采工作面一般是回风瓦斯超限，上隅角积聚高浓度瓦斯；放顶煤开采工作面回风偶尔超限，上隅角、架后和天窗口瓦斯积聚严重[8]。因此，可采用采煤工作面出口主流区的瓦斯浓度和上隅角瓦斯积聚区的瓦斯浓度都不超限为限制条件，计算采煤工作面最大允许产量。在现有的通风条件下，对于“U”型回采工作面，回采工作面最大允许产量可用方程组（1）计算，))(6024())(6024(),min(002201121max00+×=+×==β（1）式中：Amax——在现有的通风条件下，回采工作面最大允许产量，t/d；A1——在现有通风条件下，根据回采工作面出口主流区的允许瓦斯浓度计算出的最大允许产量，t/d；A2——在现有通风条件下，根据回采工作面出口上隅角瓦斯积聚区的允许瓦斯浓度计算出的最大允许产量，t/d；Q——回采工作面冲淡开采层涌出瓦斯的风量，m3/min；Q0——瓦斯尾巷排走的瓦斯量，m3/min，如果没有瓦斯尾巷，取Q0＝0；qe——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；K——回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；β0——正常生产情况下，上隅角瓦斯积聚区与主流区的瓦斯浓度之比；0021,CC——回采工作面出口主流区、上隅角瓦斯积聚区的允许瓦斯浓度，％。根据《煤矿安全规程》规定，总回风巷或一翼回风巷瓦斯浓度不得超过0.75％[9]，所以用方程组（1）计算出各采煤工作面的最大允许产量后应对总回风巷或一翼回风巷的瓦斯浓度进行验算，如果验算得瓦斯浓度超过0.75％，应以总回风巷或一翼回风巷的瓦斯浓度不超过0.75％，各采煤工作面瓦斯浓度不超限为限制条件，计算出使全矿井产量达到最大时，各采煤工作面的产量，即求解以下方程组：niAqqAkniQQQAqkniQQQqAktSAinieiiiiiiiiieiiiiiiieiiinii,,2,1,0%75.0Q60)(241),,2,1%,1%2(%,2)6024(),,2,1%,1%2(%,1)6024(.max010000001LLL=≥≤+×=≤−×=≥≤−×∑∑==ββββ（2）式中：Ai——第i个回采工作面产量，t/d；ki——第i个回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；qei——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；β0i——第i个回采工作面上隅角瓦斯积聚区与主流区的瓦斯浓度之比；Qi——第i个回采工作面风量，m3/min；Q0i——第i个回采工作面尾巷排走瓦斯量，m3/min；Q——总回风巷或一翼回风巷风量，m3/min。——回采工作面个数；q0——除回采工作面外，其余瓦斯源瓦斯涌出量，m3/min；∑=′×−=niieiiAqkCQq10)6024(1（3）式中：C——总回风巷或一翼回风巷瓦斯浓度的实测值，％；iA′——第i个回采工作面的实际平均日产量，t/d；其余参数的意义同上。3.2.2以风流温度校核采煤工作面最大允许产量热害的矿井中，高温致使气候环境恶化，直接影响井下开采工作，造成劳动生产率下降和生产成本升高，危及工人身体健康，并易酿成灾害和事故，威胁煤矿安全生产。根据《煤矿安全规程》的规定“采掘工作面的空气温度超过30℃时，必须停止作业”[9]，本计算方法取干球温度30℃为采煤工作面温度的上限。1)计算湿球温度对应的焓值的方法在焓－湿图上，等湿球温度线与等焓线偏差不大，可以将它们等同起来。在干球温度已知的情况下，湿空气的饱和水蒸气分压力可计算得到，继而可以进一步计算出湿空气的含湿量、焓值[10]。湿空气饱和时，干球温度at即为湿球温度ft，即ft＝at。将这些关系式联立为方程组得：fawaawwaattdttiEPEdttE=⋅++=−=+=)84.12501(005.1622.0)]3.237/(275.17exp[6105.0（4）式中：E——饱和水蒸气分压力，kPa；at——干球温度，℃。wd——含湿量，kg/kg干空气；wi——焓，kJ/kg干空气。ft――湿球温度，℃。P——大气压力，kPa。由方程组（4）可以看出，当气压P一定时，wi是ft的函数，即)(fwtfi=。2)建立风流经过一段巷道后干、湿球温度的关系式矿内热源分为两种基本类型：即相对热源和绝对热源。相对热源是指其放热量（或吸热量）受风流温度影响较大的热源，例如围岩，矿井水等。而那些放热或吸热受风温影响较小或无关的热源为绝对热源，例如风流的自压缩或膨胀，机电设备的运转，煤及其他有机物质的氧化以及人体散热等。绝对热源中，人员散热量甚小，可略而不计[11]。运输中煤炭放热量的计算)]2(0024.0[218.0ffkkkktttLCmQ+−=(5)式中：Qk——煤炭的放热量，kW；mk——煤炭运输量，kg/s；Ck——煤炭在运输中的比热，)/(25.1KkgkJCk⋅≈；L——煤炭连续运输长度，m；tk——运输的煤炭的平均温度，℃；1ft——巷道始端的湿球温度，℃；2ft——巷道末端的湿球温度，℃；煤炭在运输过程中，平均只有70％左右的散热量使风流热量增加，所以煤炭散热引起风流焓的增值为0.7Qk。根据前述结论，焓值i是焓—湿图上其对应的湿球温度ft的函数，即)(ftfi=，又风流经过一段巷道后的焓增∆i可由下式计算，BMwkguffMQQQtttULKtftfiii∑++++−=−=−=∆7.0)](21[)()(211212τ（6）式中：i△——风流经过一段巷道后的焓增,kJ/kg干空气i1、i2——巷道始末两端的焓值，kJ/kg干空气；Qw——用水沟排放热水时的放热量，kW；计算方法参见文献[10]Qk——煤炭的放热量，kW；MB——风流的质量流量，kg/s；Kτ——巷道风流与围岩的不稳定热交换系数，kW/（m2·K）；U——巷道周长，m；L——巷道长度，m；tgu——巷道的原始岩温，℃。随深度变化，倾斜巷道可取始末两端平均值；t1、t2——巷道始端和末端风流的干球温度，℃。∑QM——绝对热源放热量之和，kW；∑++=⋅maohzMQQQQQma——机电设备的放热量，kW；Qho——氧化放热量，kW；QZ――风流的自压缩热，kW；Qma，Qho，QZ的计算方法参见文献[11]观察式（6）可以发现，在等式的两边只存在两个未知数，即：风流经过一段巷道后末端的干球温度t2和湿球温度2ft，故式（6）表征了这两个未知数之间的关系。3)建立用风流经过一段巷道后的干球温度表示湿球温度的方程据统计，我国煤矿的相