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;Кз – коэффициент запаса, который принимается равным 1,3–1,65.
Максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике, рассчитывается по формуле
 , чел.,
| (5.10) |
где Кн – 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; Пр – 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;
Кз – 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); gр и gп – 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 Vк – 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.
