关于低瓦斯矿井通风能力核定的商榷

    1原矿井通风能力核定公式存在的问题（对于低瓦斯矿井）

    原公式P=（Q×350）÷（q×K×104）万t/a

    式中P——通风能力，万t/a；

    　　Q——矿井总进风量（通常取上年底的数据），m3/min。

    　　q——矿井日产吨煤的需要风量（通常用上年度的矿井平均需风量除以上年度的矿井平均日产量），m3/t；

    　　K——矿井通风系数，大型矿井1.15～1.5；中小型矿井1.2～1.45。

    原公式存在的问题:

    （1）该公式未考虑矿井通风系统的实际通风能力。公式中的“Q”为上年底矿井实际总进风量。未考虑矿井主要通风机的工况调整的因素，即：主要通风机的富裕能力及矿井通风网络的最大通过能力。

    （2）该公式不应再取“矿井通风系数”。在计算矿井需要风量时，已考虑了“矿井通风系数”，该公式重复取“矿井通风系数”，导致计算结果偏小。

    2修改意见

    将公式修改为P=（Q×350）÷（q×104），万t/a

    式中Q——矿井通风网络的实测最大通风量。即根据当前的矿井通风网络，在矿井主要通风巷道风速满足《煤矿安全规程》的规定的条件下，调整主要通风机工况，实测主要通风机的能提供给网路最大风量，m3/min；

    　　q——矿井平均日产吨煤的需要风量，m3t。

    3计算实例

    3.1矿井通风概况

    某煤矿主采煤层为石炭二迭系3（3上、3下）层煤，煤层自然发火倾向性为易自燃煤层。煤尘具有爆炸性，其爆炸指数为38.12％～42.6％。2003年矿井瓦斯相对涌出量为0.398m3/t，绝对涌出量为5.597m3/min，为低瓦斯矿井。矿井通风方式为两翼对角抽出式通风，由副进进风，南、北风进回风。南、北风井各安装2台G4-73-11No28型离心式风机，1台工作，1台备用，电动机额定功率为630Kw，额定转速589r/min，前导器为0～9孔。2003年12月矿井的总进风量为13675m3/min，负压为1292.3Pa，矿井有效风量率86.2％，等积孔8.0m2。北风井主要通风机前导器为6孔，电机实际功率为409.5kW；南风井主要通风机前导器为7孔，电机实际功率为442.7kW。通风机处于安全、稳定、合理、经济状态下运行，矿井反风设施齐全、可靠。

    2003年矿井平均需风量13521m3/min，年产原煤726万t,平均日产量2.07万t。

    3.2按原煤炭部矿井通风能力核定公式计算

     P=（Q×350）÷（q×K×104）,万t/a

    式中 Q＝13675m3/min;

     q＝13521/（2.07×104）=0.65m3/t；

     K取1.15。

    　　则：P=（13675×305）÷（0.65×1.15×104）=640万t/a

    3.3按修改后的通风能力核定公式计算

    3.3.1矿井通风网络实测最大进风量Qmax

    为核定的目前通风网络下矿井最大通风能力，编制了《矿井最大通风能力测试方案》，于2003年11月对南风井主要通风机前导器从7孔调到9孔状态下进行测试，北风井主要通风机前导器从6孔调到9孔状态下进行测试，实测数据见表1、表2。

从实测数据可以看出：

    南风井主要通风机前导器处于9孔位置时南翼总进风量Q1=9652m3/min;

    北风井主要通风机前导器处于9孔位置时北翼总进风量Q2＝9088m3/min。

    矿井主要通风机前导器处于最大位置9孔状态下运行，从2002年、2003年主要风机性能测定“通风机性能曲线”可以看出：每个实际工况点，都位于通风机特性曲线驼峰点的右侧、单调下降的直线段上，说明主要通风机处于安全运行状态；风机效率都大于60％，工作风压小于最高风压的90％，通风网络无风速超限地点，因此矿井最大进风量为：Qmax＝18740m3/min。

    3.3.2矿井通风能力计算

    P=（Q×350）÷（q×104）

    ＝（18740×350）÷（0.65×104）

    =1009万t/a

    即：井最大通风能力为1009万t/a。

    4结论及意见

    （1）原计算公式结果偏小。按照原煤炭部的计算公式， Q（矿井总进风量）取的是上年底的数据，未考虑矿井主要通风机的工况调整的因素，即：主要通风机的富裕能力，以及矿井通风网络的最大通过能力，使得结果严重偏小。另外由于重复计算K（矿井通风系数），使得计算结果比矿井当年的通风能力还要小。2003年矿井实际产煤726万t，井下各用风地点风量都能满足《煤矿安全规程》及《矿井风量计算细则》要求（矿井需风量为13521m3/min），即使矿井通风系统能力已达到极限，矿井通风能力应该是726万 t/a，而不应是640万t/a。按原公式，假设Q（矿井总进风量）与矿井需要风量一致，则上述公式则可以简化为：

    P=（Q×305）÷（q×K×104）

    ＝（Q×350）÷［（Q÷上年度的产量）×K］

    ＝上年度的产量÷K

    ＝726÷1.15=613万t/a。

    也就是说2003年的通风能力为726万t/a，2004年在通风系统没有变化的情况下，通风能力却变成了631万t/a。

    （2）修改后的矿井通风能力核定公式，综合考虑了主要通风机的富裕能力，以及矿井通风网络的最大通过能力，计算结果更符合实际。

    （3）当矿井主要通风装备或矿井通风网络有较大变化或矿井采、掘能力有较大变化时，应重新核定矿井通风能力。如果将计算结果作为下年度甚至未来几年的依据，则该公式还应考虑：①工作面单产单进变化的因素对平均日产吨煤需风量的影响；②矿井网络变化的影响。对于低瓦斯矿井来说，矿井需风量主要受采掘工作面等用风地点个数的影响，而与工作面的单产单进水平关系不大。公式中的“q”为平均日产吨煤需要的风量，即上年的矿井实际需要风量除以矿井平均日产量。未考虑工作面的单产单进有较大变化时，“q”相应地发生较大变化。当矿井主要通风装备或矿井通风网络的较大变化时，主要通风机的能力和矿井通风网络的最大通过能力，都将发生较大的变化。

    （4）上述公式的计算结果，只能作为评估矿井生产能力的依据，不能作为判定矿井通风能力是否超通风能力的标准。判定矿井通风能力是否超通风能力，应以《煤矿安全规程》及其授权制定的“矿井风量计算方法”为标准，即核定其井下各用风地点的风量是不符合规定。