綜放工作麵合理通風參數的確定

綜放工作麵合理通風參數的確定
王欽方
　　摘　要　綜合考慮粉塵、火、瓦斯等安全因素，通過現場實測和計算機數值模擬等方法，得出了適合綜放工作麵的合理通風風量。
　　關鍵詞　綜放工作麵　風量　通風參數
1　概述
　　旗山煤礦礦井生產能力為140萬t/a，主采煤層為石炭二迭係下石盒子組3＃煤，煤層厚度4.0～5.0 m，平均厚度4.5 m，煤種為肥氣煤，煤層鬆軟，煤層普氏係數f=1.0～1.2，節理發育，煤層穩定，結構簡單，煤層傾角平均9°。煤塵具有爆炸危險性，煤塵爆炸指數為40.6%，煤層具有自然發火傾向，自然發火期1～3個月。
　　旗山煤礦自1995年以來先後回采了3119工作麵等6個工作麵，顯示了高產、高效的優點。但通風防火問題、采出率低等問題始終是綜采放頂煤技術的難題。與普通綜采、炮采相比，其產量高、瓦斯湧出量大、產塵點多、產塵量大，采空區遺煤多，造成通風防火管理難度大。綜放麵“一通三防”的技術關鍵是通風參數的合理選擇，過去工作麵風量配給主要考慮瓦斯、溫度、風速，而對綜放麵而言還要重點考慮粉塵和采空區防火，因此尋找適合綜放麵的通風參數是一個新的通風防火重要課題，通過現場實測、計算機數值模擬等方法，得出了合理的通風參數。

2　瓦斯湧出規律
　　由於3＃煤層煤質鬆軟，孔隙率大，瓦斯易於逸出，瓦斯放散指數Δ＝880 Pa，孔隙率υ＝5.56%，瓦斯含量係數α＝13.09 m3/（m3。MPa0.5），瓦斯壓力較小。相對瓦斯湧出量不隨產量增加而增加，卻呈指數下降趨勢，如圖1為‘日產量與瓦斯相對湧出量的統計關係。為了找出工作麵風量與絕對瓦斯湧出量的關係，在3119綜放工作麵通過調整工作麵風量測得上隅角瓦斯濃度的變化規律如圖2所示。說明風量小，稀釋瓦斯的能力弱，風量增加，上隅角氣體濃度下降，但風量增加到一定程度，可能把采空區的瓦斯帶出，氣體濃度又有所上升。因此，風量控製在合適的範圍，即可控製工作麵內的氣體濃度。

圖1　產量與相對瓦斯湧出量的關係

圖2　風量與瓦斯濃度的關係
3　工作麵粉塵濃度與風量的關係　　由於綜采放頂煤工作麵產塵點除采煤機割煤外，增加移架過程架前架間漏煤、架後放煤以及兩部刮板輸送機運煤，尤其是放煤和移架過程產塵量最大，因此，合理的風量可以實現最小產塵量，如圖3所示不同風量下落煤和移架工序的產塵量。

圖3　風量與粉塵濃度關係
4　采空區遺煤發火與風量的關係　　由於我礦煤自然發火嚴重，為了控製采空區遺煤發火，找出風量與采空區“三帶”分布關係，采取埋束管取樣和建立數學模型模擬03manbetx 相結合。
4.1　“三帶”分布規律
　　在采空區內埋設束管和溫度探頭，定期從采空區取氣樣化驗、測量溫度，找出采空區內溫度變化趨勢和氣體變化規律。通過對測量數據進行計算機模擬回歸得出各項參數的回歸方程分別為：
　　溫度回歸方程如下式(見圖4，橫軸值x，縱軸值y)：
　　y＝36.02-0.021x3+0.686 8x2－4.047x
　　R2＝0.972 4

圖4　采空區溫度變化趨勢
　　氧氣濃度回歸方程如下式(見圖5，橫軸值x，縱軸值y)：
　　y＝-2.961 2lnx+23.146
　　R2＝0.937 3

圖5　采空區內氧氣濃度變化趨勢
　　一氧化碳濃度回歸方程如下式(見圖6，橫軸值x，縱軸值y)：
　　y＝0.66+0.001 1x3－0.1497x2＋5.191x
　　R2＝0.948 2

圖6　采空區內一氧化碳濃度變化趨勢
　　對回歸方程分別求解、03manbetx ，得出如下結論：
　　(1)隨工作麵的推進，氧氣含量呈對數函數衰減，氧含量為10%時，采空區深度為56.5 m。
　　(2)隨工作麵的推進，一氧化碳濃度逐漸上升，到達高峰，然後逐漸下降，當一氧化碳濃度到達高峰時，采空區深度為29 m，一氧化碳濃度為零時，采空區深度為55 m。
　　(3)從圖4可以看出，采空區深度為15 m時，溫度急劇上升，顯然，遺煤進入自燃帶範圍，對回歸方程求解，得出最易氧化帶為33m，窒息帶邊界為60 m。即：在工作麵風量為610 m3／min，工作麵兩端壓差為22 Pa的條件下，不自燃帶為0～15 m；自燃帶為15～60 m；窒息帶＞60 m，最易自燃深度為29～33 m。
4.2　采空區漏風流場數值模擬03manbetx
　　采空區漏風風流的存在是采空區遺煤自然發火的根本原因，而工作麵風量與漏風量存在一定關係，因此，研究工作麵風量對采空區風流分布的影響，也就找出了工作麵風量與采空區遺煤自然發火的關係。
　　采空區內風流符合非線性滲流定律，利用有限元法插值求解，利用計算機編製解算程序，輸入邊界條件，改變風量模擬解算，結果表明，“三帶”位置隨風量變化而正比例關係變化，如圖7所示。根據該礦綜放工作麵23個月推進度統計平均為42～45 m/月，如果月推進度小於自燃帶距離，可能導致自燃，從圖7可以找出與自燃帶距離45 m的適宜風量為620 m3／min。

圖7　風量與自燃帶位置關係
5　風量計算　　工作麵風量的配風依據在《煤礦安全01manbetx 》可參照的有第106、107、108及110條，法定標準規定工作麵及回風流瓦斯濃度≤1%，容許風速0.25～5 m/s；空氣溫度≤26 ℃；工作地點每人供風量≥4 m3/min。
　　依據徐州礦務集團有限公司風量計算細則，計算如下：
　　基本風量
Q1＝60VS
式中　V——工作麵平均風速，取1 m/s；
　　　S——工作麵有效通風平均斷麵
S＝K（S1－S2），m2；
　　　K——斷麵因數，考慮支柱、浮煤、輸送機擋板及雜物的影響，取0.75。
　　如圖8所示，

圖8　支架剖麵示意圖
S1＝(4.68+4.1)÷2×2＝8.78 m2
S2＝1.64×2÷2＝1.64 m2
S＝0.75×(8.78+1.64)＝7.8 m2
Q1＝60×1.0×7.8＝468 m3/min
　　考慮工作麵溫度調整係數
Q2＝K1Q1＝
1.25×468＝585 m3/min
式中　K1——溫度調整係數，取1.25。
　　　　考慮工作麵瓦斯湧出不均衡係數
Q3＝K2Q1＝
1.1×468＝515 m3/min
式中　K2——瓦斯湧出不均衡係數，取1.1。
　　　　按人數計算
Q4＝4×N＝
4×50＝200 m3/min
式中　N——工作麵同時工作最多時人數，取50。
　　以上計算結果，工作麵配風量取最大值585 m3/min。
6　結論
　　綜上所述，工作麵采用“U”形通風方式，上行通風，風量控製在580～620 m3/min，在此風量下工作麵上隅角瓦斯濃度基本在0.5%以下，工作麵風速適宜，排塵效果良好，此時工作麵前部輸送機上方風速為1.3～1.5 m/s，後部輸送機上方風速為0.8～1.1 m/s。推進速度保持40 m/月及以上，在不采取其他措施的情況下基本杜絕工作麵一氧化碳超限的現象，減少了大量的人力物力。
作者簡介　王欽方　1966年生，1988年畢業於中國礦業大學，現任徐州礦務集團有限公司旗山煤礦副總工程師，曾發表論文多篇。地址：江蘇省徐州東郊，郵碼：221000。
作者單位：徐州礦務集團有限公司旗山煤礦