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【摘 要】煤矿瓦斯治理直接影响着煤矿开采安全，而通风系统是瓦斯治理的关键环节之一。当前众多煤矿采掘布局不尽合理，通风系统复杂且缺乏可靠性。针对这一问题，研究了煤矿瓦斯治理的通风系统设计，在通风设备布置、风量计算方法以及通风措施三个方面进行了深入分析。本文研究成果对于煤矿瓦斯治理中的通风系统工程具有借鉴意义。
【关键词】煤矿 瓦斯治理 通风系统
煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展的突出问题[1-2]，因此研究煤矿瓦斯治理具有重要意义。矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理是影响瓦斯治理的四个关键环节[3]，本文对建立健全、稳定、可靠的矿井通风系统进行了研究。
一、通风设备布置
（一）井下通风设施布置
第一、主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷及风井安全出口，必須按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。
第二、采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设置密闭墙，全部封闭采空区。
第三、控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运输巷中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。
（二）确保风流稳定
为了保证风流稳定，需要在部分通风网路上安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，并随生产的进度进行及时调节补充，风门间应尽可能设置闭锁装置。确保各用风地点的风量、风速符合《煤矿安全规程》的规定，确保风流稳定。
二、风量计算方法
基于分别计算法计算矿井需风量的公式如下：Q=（∑Q采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K矿通式中：
Q，矿井所需风量总和，m3/min；ΣQ采，回采工作面需风量之和，m3/min；ΣQ掘，掘进工作面需风量之和，m3/min；ΣQ硐，硐室所需风量之和，m3/min；ΣQ它，其它用风量地点所需风量之和，m3/min。K矿通，矿井通风系数，抽出式K矿通取1.15～1.2。
（一）Q采的计算
Q采的计算方式包括：按采煤工作面的瓦斯涌出量计算；按采煤工作面所需风量计算；按采煤工作面温度计算；按炸药使用量计算；按采煤工作面同时工作最多人数计算五种，然后选取其中一个最大值作为Q采，并通过风速验算公式验证。由于篇幅限制，这里只介绍按采煤工作面温度计算公式，因为其计算结果往往大于其它四种计算结果。按采煤工作面温度计算公式为：Q采=60×Vc×Sc式中：Q采为采煤工作面需要风量，m3/min；Vc为回采工作面适宜风速，m/s；Sc为回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，m2；所选择的Q采值需要满足以下验算公式范围：15×Sc≦Q采≦240×Sc。
（二）Q掘的计算
Q掘的计算方式包括按炸药使用量计算、按掘进工作面同时工作的最多人数计算、按局部风机吸风量计算三种。这里分别按照三种方式计算，并选取其中的最大值。下面一一进行介绍。
A、按炸药使用量计算公式为Q采=25Aj式中：Aj为掘进工作面一次使用最大炸药量，kg。B、按掘进工作面同时工作的最多人数计算为Q掘=4·N掘式中：4为每人每分钟供风标准，m3∕min；N掘为掘进工作面同时工作的最多人数。C、按局部风机吸风量计算的公式为Q掘=Qf×I×kf式中：Qf为掘进面局部通风机额定风量，m3∕min。I为掘进面同时运转的局部通风机台数，台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数；一般取1.2～1.3。
（三）Q硐的计算
独立通风硐室主要有井下炸药库、采区变电所、充电硐室及一些需要独立通风的机电硐室等。炸药库配风必须保证每小时4次换气量：Q库=4V/60式中Q库为井下炸药库需要风量，m3∕min。V为井下炸药库的体积，m3。B、充电硐室应按其回风流氢气浓度小于0.5%计算风量。C、机电硐室需风量应根据设备降温要求进行配风。D、选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃.
（四）Q它的计算
根据经验，按（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）的10%计算。矿井负压按下列公式计算： h=Q2/S3 +h局R=α·L·P·/S3 式中：H为全矿井风压，Pa。R为井巷摩擦风阻，NS2/m8；α为摩擦阻力系数，NS2/m4；L为井巷长度，m；P为井巷断面周长，m；S为井巷断面积，m2；h局为局部阻力，按全矿风压的10%计算，Pa。等积孔计算公式如下：A=（1.19×Q）/ H （㎡）式中：A为等积孔，㎡；Q为矿井总风量，㎡/s；H为矿井负压，Pa。
三、通风措施
为了提高通风系统可靠性，本文建议执行以下通风措施：（一）根据通风需要，安设风门、调节风门；（二）同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道风门不同时开启，防止造成风流短路；（三）勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；（四）严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；（五）加强对各种通风设施和巷道的日常管理。（六）对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（或煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；（七）加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要；（八）加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。
四、结论
通风系统稳定是瓦斯治理的关键环节，对防止局部瓦斯集聚、对井下各作业地点瓦斯浓度的控制、对采煤、掘进工作面及其它巷道风排瓦斯都具有重要的作用。本文从通风设备布置、风量计算方法、通风措施三个方面对矿井通风进行了研究，所得结果对于煤矿通风系统管理具有一定的借鉴意义。
参考文献：
[1]岩敦.新一代煤矿通风与安全瓦斯监控系统[J]. 中国煤炭. 2005（09）
[2]郭献文，汪延，周立民. 瓦斯爆炸：煤矿矿难头号杀手[J]. 瞭望. 2005（29）
[3]刘永辉.矿井通风系统的可靠性[J]. 煤炭技术. 2009（04）
【关键词】煤矿 瓦斯治理 通风系统
煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展的突出问题[1-2]，因此研究煤矿瓦斯治理具有重要意义。矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理是影响瓦斯治理的四个关键环节[3]，本文对建立健全、稳定、可靠的矿井通风系统进行了研究。
一、通风设备布置
（一）井下通风设施布置
第一、主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷及风井安全出口，必須按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。
第二、采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设置密闭墙，全部封闭采空区。
第三、控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运输巷中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。
（二）确保风流稳定
为了保证风流稳定，需要在部分通风网路上安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，并随生产的进度进行及时调节补充，风门间应尽可能设置闭锁装置。确保各用风地点的风量、风速符合《煤矿安全规程》的规定，确保风流稳定。
二、风量计算方法
基于分别计算法计算矿井需风量的公式如下：Q=（∑Q采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K矿通式中：
Q，矿井所需风量总和，m3/min；ΣQ采，回采工作面需风量之和，m3/min；ΣQ掘，掘进工作面需风量之和，m3/min；ΣQ硐，硐室所需风量之和，m3/min；ΣQ它，其它用风量地点所需风量之和，m3/min。K矿通，矿井通风系数，抽出式K矿通取1.15～1.2。
（一）Q采的计算
Q采的计算方式包括：按采煤工作面的瓦斯涌出量计算；按采煤工作面所需风量计算；按采煤工作面温度计算；按炸药使用量计算；按采煤工作面同时工作最多人数计算五种，然后选取其中一个最大值作为Q采，并通过风速验算公式验证。由于篇幅限制，这里只介绍按采煤工作面温度计算公式，因为其计算结果往往大于其它四种计算结果。按采煤工作面温度计算公式为：Q采=60×Vc×Sc式中：Q采为采煤工作面需要风量，m3/min；Vc为回采工作面适宜风速，m/s；Sc为回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，m2；所选择的Q采值需要满足以下验算公式范围：15×Sc≦Q采≦240×Sc。
（二）Q掘的计算
Q掘的计算方式包括按炸药使用量计算、按掘进工作面同时工作的最多人数计算、按局部风机吸风量计算三种。这里分别按照三种方式计算，并选取其中的最大值。下面一一进行介绍。
A、按炸药使用量计算公式为Q采=25Aj式中：Aj为掘进工作面一次使用最大炸药量，kg。B、按掘进工作面同时工作的最多人数计算为Q掘=4·N掘式中：4为每人每分钟供风标准，m3∕min；N掘为掘进工作面同时工作的最多人数。C、按局部风机吸风量计算的公式为Q掘=Qf×I×kf式中：Qf为掘进面局部通风机额定风量，m3∕min。I为掘进面同时运转的局部通风机台数，台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数；一般取1.2～1.3。
（三）Q硐的计算
独立通风硐室主要有井下炸药库、采区变电所、充电硐室及一些需要独立通风的机电硐室等。炸药库配风必须保证每小时4次换气量：Q库=4V/60式中Q库为井下炸药库需要风量，m3∕min。V为井下炸药库的体积，m3。B、充电硐室应按其回风流氢气浓度小于0.5%计算风量。C、机电硐室需风量应根据设备降温要求进行配风。D、选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃.
（四）Q它的计算
根据经验，按（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）的10%计算。矿井负压按下列公式计算： h=Q2/S3 +h局R=α·L·P·/S3 式中：H为全矿井风压，Pa。R为井巷摩擦风阻，NS2/m8；α为摩擦阻力系数，NS2/m4；L为井巷长度，m；P为井巷断面周长，m；S为井巷断面积，m2；h局为局部阻力，按全矿风压的10%计算，Pa。等积孔计算公式如下：A=（1.19×Q）/ H （㎡）式中：A为等积孔，㎡；Q为矿井总风量，㎡/s；H为矿井负压，Pa。
三、通风措施
为了提高通风系统可靠性，本文建议执行以下通风措施：（一）根据通风需要，安设风门、调节风门；（二）同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道风门不同时开启，防止造成风流短路；（三）勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；（四）严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；（五）加强对各种通风设施和巷道的日常管理。（六）对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（或煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；（七）加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要；（八）加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。
四、结论
通风系统稳定是瓦斯治理的关键环节，对防止局部瓦斯集聚、对井下各作业地点瓦斯浓度的控制、对采煤、掘进工作面及其它巷道风排瓦斯都具有重要的作用。本文从通风设备布置、风量计算方法、通风措施三个方面对矿井通风进行了研究，所得结果对于煤矿通风系统管理具有一定的借鉴意义。
参考文献：
[1]岩敦.新一代煤矿通风与安全瓦斯监控系统[J]. 中国煤炭. 2005（09）
[2]郭献文，汪延，周立民. 瓦斯爆炸：煤矿矿难头号杀手[J]. 瞭望. 2005（29）
[3]刘永辉.矿井通风系统的可靠性[J]. 煤炭技术. 2009（04）