Проверка размеров сечений вскрывающих выработок по критерию допустимой максимальной скорости воздуха

Для определения скорости движения воздуха по выработке необходимо знать количество воздуха, проходящее через данную выработкуи размеры сечения, через которое это количество воздуха проходит (вентиляционное сечение выработки).

В соответствии с [5, §101] в подземных рудниках скорость движения струи воздуха не должна превышать следующих значений:

а) в очистных и подготовительных выработках – 4 м/с;

б) в квершлагах, вентиляционных и главных откаточных штреках, капитальных бремсбергах и уклонах – 8 м/с;

в) в остальных выработках – 6 м/с;

г) в воздушных мостах (кроссингах) и главных вентиляционных штреках – 10 м/с;

д) в стволах, по которым производятся спуск и подъем людей и грузов, – 8 м/с;

е) в стволах, служащих только для подъема и спуска грузов, – 12 м/c;

ж) в стволах, оборудованных подъемными установками, предназначенными для подъема людей в аварийных случаях и осмотра стволов,
а также в вентиляционных каналах – 15 м/с;

з) в вентиляционных скважинах и восстающих, не имеющих лестничных отделений, скорость воздушной струи не ограничивается.

Общее количество воздуха, необходимое для проветривания рудника, Q, должно быть не меньше величины, рассчитанной по каждому из следующих факторов [12]:

1. По максимальному числу людей, одновременно находящихся
в руднике:

Q л = 6 п лКз, м3/мин,

(5.9)

где 6 – норма расхода воздуха на человека, м³/мин; п _л – максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике;К_з – коэффициент запаса, который принимается равным 1,3–1,65.

Максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике, рассчитывается по формуле

, чел.,

(5.10)

где К_н – коэффициент неравномерности выхода рабочих в смену (принимается равным 1,05–1,10); Т _р – число рабочих дней в году (305);
t _см – число рабочих смен в сутки; П_р – производительность труда подземного рабочего, т/см (ориентировочно 5–10 т/см); А – годовая производительность рудника, т.

2. По количеству взрывчатых газов (метан, водород), выделяющихся
в шахте:

– для шахт I–III категорий

Q г = q н А г. мКз,

(5.11)

где q _н – нормативное количество воздуха на 1 м³ горной массы, м³/мин;
А _{г. м} – суточная производительность рудника по горной массе, м³;
К_з – коэффициент запаса необходимого количества воздуха.

В зависимости от категории шахты по газоопасности q _н имеет следующие значения:

Категория шахты……………………………….Нормативное количество воздуха q _н

…….………………………………………………...…на 1 м³ горной массы, м³/мин

I………………………………………………………………………………………1,4

II…………………………………………………………………………………….1,75

III………………………………………………………………………………..……2,1

Сверхкатегорийная…………………………………………………….....Не менее 2,1

Суточная производительность рудника по горной массе определяется по формуле

,

(5.12)

где А _п – количество выдаваемой за год породы, т/год (обычно 10–20 % от производственной мощности рудника); g_р и g_п – плотность соответственно руды и породы, т/м³;

– для сверхкатегорийных шахт

, м3/мин,

(5.13)

где q _г – коэффициент газообильности рудника на 1 м³ горной массы; с _д –допустимая концентрация газа по максимальному содержанию окиси углерода (с _д = 0,008 %) в исходящей струе;

Примечание. Для некатегорийных шахт данный расчет не производится.

3. По расходу взрывчатого вещества (ВВ):

, м3/мин,

(5.14)

где J _ВВ – газовость ВВ, м³/кг (в пересчете на условную окись углерода составляет 0,04 м³/кг); M _ВВ – масса одновременно взрываемого ВВ, кг; t _п – продолжительность проветривания после взрыва, мин (обычно не более 30 мин).

В соответствии с ЕПБ [5, § 99] в расчетах должно приниматься максимальное количество одновременно взрываемого ВВ, величина которого равна:

а) всему количеству ВВ, расходуемому в двухчасовом междусменном перерыве с проведением взрывных работ в течение 30 мин в его начале. При этом расходуемое на протяжении смены ВВ (вторичное дробление, проходка отдельных выработок и др.) в указанный расход не включается, если оно меньше количества ВВ, взрываемого в указанный перерыв.

Количество ВВ, расходуемое на протяжении смены, определяют по формуле

, кг,

(5.15)

где А _см – сменная производительность рудника, т/см; q _I – удельный расход ВВ, кг/м³.

Сменная производительность рудника определяется по формуле

, т/см,

(5.16)

где п _д – число добычных смен в сутки.

Удельный расход ВВ принимается в зависимости от крепости руды:

Коэффициент крепости, f ……………………………...…Удельный расход ВВ, кг/м³

< 4…………………………………………………..………………………………….0,3

4–6…………………………………………………………………………..…………0,5

7–9…………………………………………………………………..…………………0,8

10–14………………………………………………………………..…………………1,0

15–18……………………………………………………………..……………………1,4

19–20………………………………………………………….………………………1,8;

б) при 6–7-часовой смене, когда максимальным количеством взрываемого ВВ на протяжении смены является расход на вторичное дробление и на проходку выработок, в расчетах следует принимать ¹/₃ этого ВВ (при условии, что данное количество ВВ больше расходуемого
в течение междусменного перерыва). Расчет количества ВВ производится по формуле

, кг/см,

(5.17)

где q _II – удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т; – среднесменный объем горной массы, отбиваемый при проходке выработок, м³;
q _в – удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³.

Удельный расход ВВ на вторичное дробление учитывается при скважинной отбойке и зависит от крепости руды. Величина удельного расхода изменяется в пределах:

Коэффициент крепости, f ……………………..………....Удельный расход ВВ, кг/м³

2–6…………………………………………………………………………………...0,17

6–8………………………………………………………………..………………...0,175

8–10………………………………………………………………………...………..0,18

Среднесменный объем горной массы, отбиваемый при проходке выработок, рассчитывается по формуле

, м3/см,

(5.18)

где q _в – удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³ (зависит от крепости руды, типа ВВ, площади забоя).

При площади забоя 10–12 м² удельный расход ВВ изменяется
в пределах:

Коэффициент крепости, f ………………………………...Удельный расход ВВ, кг/м³

2–3………………………………………………………………………………..……0,9

4–6…………………………………………………......................................................1,9

10–12…………………………………………………………………………..………2,5

13–15……………………………………………………………………………..……3,0

16–18……………………………………………………………………………..……3,6

19–20……………………………………………………………………….………….4,1

в) при трех- и четырехчасовом междусменном перерыве и условии, что взрывные работы будут закончены в течение часа после начала перерыва, – все количество ВВ, расходуемое в течение междусменного перерыва. В этом случае время на разжижение ядовитых продуктов взрыва до 0,008 % по объему при пересчете на окись углерода может быть принято равным 60 мин.

4. По пылевыделению при производственной мощности рудника соответственно до 0,9 млн т /год и более:

Q п = 90 + 46,5 А; Q п = 195 А, м3/с,

(5.19)

где А – производственная мощность рудника, млн т/год.

5. По разбавлению выхлопных газов, выделяемых машинами
с двигателями внутреннего сгорания, до санитарных норм:

Q м = 6,8 W м N м, м3/мин,

(5.20)

где 6,8 – нормативное количество воздуха на 1 кВт мощности двигателя, м³/мин; W _м – мощность двигателя, кВт; N _м – число машин с двигателями внутреннего сгорания, шт.

При выборе способа вскрытия, предусматривающего выдачу руды
и породы автосамосвалами, их количество N _асрассчитывается по формуле

, шт.,

(5.21)

где Р _ас – сменная производительность автосамосвала, т/см.

Сменная производительность автосамосвала рассчитывается по формуле [1]

, т/см,

(5.22)

где V_к – вместимость кузова, м³; k _н – коэффициент наполнения кузова
(k _н = 0,95–1,2); k _г – среднестатистический коэффициент использования грузоподъемности машины (k _г» 0,8–0,95); k _р – коэффициент разрыхления руды; Т _см – продолжительность смены, мин; Т _п.з – время на подготовительно-заключительные операции, мин (40–50 мин); t _р – продолжительность рейса, мин.

Продолжительность рейса определяется по формуле

t р = t н + t разг + t ож + k д(t г + t п), мин,

(5.23)

где t _н – нормативная продолжительность загрузки автосамосвала, мин; t _разг – продолжительность разгрузки автосамосвала, мин (t _разг = 1,5–1,8 мин); t _ож – время ожидания у мест погрузки или разгрузки, мин (2–4 мин); k _д – коэффициент неравномерности движения (k _д» 1,1); t _г и t _п – время движения соответственно груженой и порожней машины, мин.

Продолжительность загрузки автосамосвала рассчитывается по формуле

,

где Р _п – техническая производительность погрузочной машины или установки, м³/мин (производительность погрузочной машины типа ПНБ3К Р _п = 3 м³/мин, типа ПНБ3Д2 – 4,5 м³/мин).

Общее время движения груженой и порожней машины ориентировочно составляет:

, мин,

где L _тр – длина трассы, м (принимается максимальной – до наиболее отдаленного пункта погрузки); v _ср – средняя скорость движения автосамосвала, км/ч (10–12 км/ч).

Длина наклонного автосъезда L _ас определяется по формуле

L _ас = L _н + п _п l _п, м,

где L _н – длина наклонного участка автосъезда, м; п _п – количество горизонтальных участков длиной не менее 40 м или поворотов наклонного съезда, которые планируют закладывать через каждые 600 м [8, п. 5.49.2], шт.; l _п – длина горизонтального участка или поворота автосъезда, м.

Длина наклонного участка автосъезда определяется по формуле

,

где Н _ас – перепад между верхней и нижней высотными отметками автосъезда, м; a – угол наклона автосъезда (около 6° у автосъездов для подъема руды и породы и 10–12° – в остальных случаях).

Количество горизонтальных участков длиной не менее 40 м или поворотов наклонного съезда рассчитывается по формуле

.

Для определения скорости движения воздуха по выработкам принимается наибольшее из рассчитанных значений его расхода.

Количество воздуха, проходящее через конкретную выработку, определяется на основании схемы проветривания рудника. Данная схема учитывает, что в одновременной работе находится несколько этажей, на каждый из которых подается определенная часть общего расхода воздуха.

При выборе схемы вскрытия месторождения скорость движения воздуха по воздухоподающим и воздуховыдающим вскрывающим выработкам, главным и вентиляционным квершлагам, а также по главным откаточным штрекам сопоставляется с допустимой скоростью в этих выработках в соответствии с требованиями ЕПБ [5,6].

Расчет скорости движения воздуха производится по формуле

, м/c,

(5.24)

где Q _в – количество воздуха, проходящего через выработку, м³/мин; S _вент – вентиляционное сечение выработки, м² (у стволов с ходовыми отделениями оно составляет около 80 % от сечения в свету, для остальных выработок оно определяется по их сечению в свету за вычетом доли площади сечения, занимаемой балластом, дорожным покрытием, тротуарами и т. п.).

В случае если рассчитанная скорость будет больше предельно допустимой в соответствии с [5,6], сечение выработки должно быть увеличено до необходимых размеров.