5.4. Проверка размеров сечений вскрывающих выработок по условию допустимой максимальной скорости воздуха

В подземных рудниках скорость движения струи воздуха не должна превышать следующих норм:

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 подъём людей и грузов, 8 м/с;

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

ж)в стволах, оборудованных подъёмными установками, предназначенными для подъёма 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.

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

Сначала определяется общее количество воздуха, необходимое для проветривания рудника. Оно должно быть не меньше величины, рассчитанной по каждому из следующих факторов.

По максимальному числу людей, одновременно находящихся в руднике:

Q_л = 6 п_л К_з , м³/мин, (5.9)

где 6 - норма расхода воздуха на одного человека, м³/мин; п_л - максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике,

, чел.; (5.10)

К_н - коэффициент неравномерности выхода трудящихся в смену, К_н = 1,05 - 1,10; Т_р - число рабочих дней в году (305); t_см - число рабочих смен в сутки; П_р - производительность подземного рабочего, т/см (ориентировочно 5-10 т/см); К_з - коэффициент запаса, К_з = 1,3 - 1,65.

По расходу ВВ

, м³/мин , (5.11)

где J_ВВ - газовость ВВ, в пересчёте на условную окись углерода J_ВВ = 0,04 м³/кг; Q_ВВ - масса одновременно взрываемого ВВ, кг; t_п - продолжительность проветривания после взрыва (обычно не свыше 30 мин).

К расчёту должно приниматься следующее наибольшее количество одновременно взрываемого ВВ:

а) при двухчасовом междусменном перерыве и проведении взрывных работ в начале перерыва в течение 30 мин - всё количество ВВ, расходуемого в межсменный перерыв. Количество ВВ, расходуемого на протяжении смены (вторичное дробление, проходка отдельных выработок и др.), в указанный расход не включается, если это количество меньше принятого для вышеуказанного расчёта и если по этому расходу расчёт не производится в соответствии с п. б), то есть:

, кг (5.12)

где А_см - сменная производительность рудника, т/см:

, т/см

п_д - число добычных смен в сутки; q_I - удельный расход ВВ на отбойку, кг/м³, зависит от многих факторов (крепости руды, типа ВВ, кондиционного размера куска руды, допустимого выхода негабарита и т.п.); ориентировочно:

Крепость руды f	< 4	4-6	7-9	10-14	15-18	19-20
Удельный расход, кг/м3	0,3	0,5	0,8	1,0	1,4	1,8

б) в случаях, когда наибольшее количество ВВ на протяжении смены расходуется для вторичного дробления (системы разработки с массовой отбойкой) и на проходку выработок, к расчёту следует принимать при 6 - 7-часовой смене ¹/₃ количества ВВ, расходуемого в течение смены, если эта часть ВВ больше расходуемого в междусменный перерыв, то есть:

, кг (5.13)

где q_II - удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т; учитывается при скважинной отбойке и зависит от крепости руды и выхода негабарита, ориентировочно:

Крепость руды f	2-6	6-8	8-10	10-12	12-16	16-18	18-20
Расход ВВ, кг/м3	0,17	0,175	0,18	0,185	0,19	0,195	0,2

- среднесменное количество горной массы, отбиваемой при проходке выработок, м³:

, м³/см; (5.14)

q_в - удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³, зависит от крепости руды, типа ВВ, площади забоя; ориентировочно при площади забоя 10-12 м²:

Крепость руды f	2-3	4-6	7-9	10-12	13-15	16-18	19-20
Расход ВВ, кг/м3	0.9	1,3	1,9	2,5	3,0	3,6	4,1

в) при 3- и 4-часовом междусменном перерыве и при условии, что взрывные работы будут закончены в течение 1 ч после начала перерыва, - всё количество ВВ, расходуемого в межсменный перерыв, но в этом случае время на разжижение ядовитых продуктов взрыва до 0,008 % по объёму при пересчёте на условную окись углерода может быть принято равным 60 мин.

По пылевыделению при производственной мощности до и свыше 900 тыс. т соответственно

Q_п = 90 + 46,5 А, Q_п = 195 А , м³/мин (5.15)

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

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

Q_м = 6,8 W_м N_м , м³/мин, (5.16)

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, количество их рассчитывается из условия:

, шт. (5.17)

где Р_ас - сменная производительность автосамосвала, т/см.

Сменная производительность автосамосвалов рассчитывается по формуле:

, т/см, (5.18)

где V_к - вместимость кузова, м³; k_н - коэффициент наполнения кузова (k_н=0,95-1,2); k_г - среднестатистический коэффициент использования грузоподъёмности машины ( k_г  0,8 ÷ 0,95 ); k_р - коэффициент разрыхления; Т_см - продолжительность смены, мин; Т_пз - время на подготовительно-заключительные операции ( 40 ÷ 50 мин); t_р - продолжительность рейса, мин:

t_р = t_н + t_разг + t_ож + k_д ( t_г + t_п ), мин ; (5.19)

t_н - продолжительность загрузки автосамосвала, мин: ; Р_п - техническая производительность погрузочной машины или установки, м³/мин (у погрузочной машины типа ПНБ3К Р_п = 3 м³/мин, а у ПНБ3Д2 - 4,5 м³/мин); t_разг - продолжительность разгрузки (для автосамосвалов t_разг = 1,5 ÷ 1,8 мин); t_ож - время ожидания у мест погрузки или разгрузки (2 ÷ 4 мин); k_д - коэффициент неравномерности движения ( k_д  1,1); t_г и t_п - время движения соответственно гружёной и порожней машины, мин: ориентировочно ; L_тр - длина трассы, м: принимается максимальной до самого отдалённого пункта погрузки, при этом длина наклонного автосъезда определяется по формуле:

L_ас = L_н + п_п ^. l_п , м

где L_н - длина наклонного участка автосъезда, м: , Н_ас - перепад между верхней и нижней высотными отметками автосъезда, м;  - угол наклона автосъезда (около 6⁰ у автосъездов для подъёма руды и породы, 10-12⁰ в остальных случаях); п_п - количество горизонтальных участков длиной не менее 40 м или поворотов наклонного съезда, которые делаются через каждые 600 м, шт.: ; l_п - длина горизонтального участка или поворота, м; v_ср- средняя скорость движения автосамосвала (10-12 км/ч), км/ч.

Для определения скорости движения воздуха по выработкам принимается наибольшее из рассчитанных значение расхода его. Количество воздуха, проходящее через конкретную выработку определяется на основании схемы проветривания рудника, в которой учитывается, что в одновременной работе обычно находятся несколько этажей, а потому на каждый этаж подаётся своя часть общего расхода воздуха. Кроме того, при подаче воздуха через центральный ствол струя воздуха на каждом горизонте ещё делится на две части для проветривания левого и правого крыла этажа.

В общем случае скорость движения воздуха проверяется (при решении вопросов вскрытия месторождения) по воздухопадающим и воздуховыдающим вскрывающим выработкам, главным и вентиляционным квершлагам, а также главным откаточным штрекам. Расчёт производится по формуле:

, м/c , (5.20)

где Q_в - количество воздуха, проходящее через выработку, м³/мин; S_вент - вентиляционное сечение выработки, м² (у стволов с ходовыми отделениями ориентировочно около 80 % от сечения в свету, в остальных выработках - по сечению в свету за вычетом площади сечения балласта, дорожного покрытия, тротуаров и т.п.).

В случае, если рассчитанная скорость больше предельно допустимой по ПБ, сечение выработки должно быть увеличено до размеров, удовлетворяющих это требование.