- •Лекция №1
- •I. Рудничная атмосфера
- •1. Рудничный воздух
- •1.1 Изменение химического состава и свойств атмосферного воздуха при его движении по горным выработкам
- •1.2 Постоянные составные части рудничного воздуха и их свойства
- •1.3 Ядовитые примеси рудничного воздуха
- •Лекция №2
- •2. Метан
- •2.1 Физико-химические свойства метана
- •2.2. Происхождение и виды связи метана с горными породами.
- •2.3 Метаноносность и метаноемкость угольных пластов и пород
- •2.4 Виды выделений метана в горные выработки
- •1. Обыкновенное; 2. Суфлярное; 3. Внезапное выделение с выбросом угля, а иногда и породы.
- •2.5 Борьба с метаном средствами вентиляции
- •2.6 Борьба с метаном средствами дегазации
- •2.6.1 Общие положения по дегазации угольных шахт
- •2.6.2 Способы дегазации неразгруженных от горного давления пластов и вмещающих пород
- •2.6.2.1 Дегазация при проведении капитальных и подготовительных выработок
- •2.6.2.2 Дегазация при проведении горизонтальных и наклонных выработок по угольным пластам.
- •2.6.2.3 Дегазация разрабатываемых угольных пластов скважинами, пробуренными из выработок
- •Лекция №3
- •2.6.3 Дегазация сближенных угольных пластов (спутников) и вмещающих пород при их подработке, надработке
- •2.6.3.1 Основы теории дегазации спутников
- •2.6.3.2 Схемы дегазации сближенных угольных пластов и вмещающих пород
- •Формулы для расчета
- •2.7 Внезапные выбросы угля и газа и меры борьбы с ними
- •2.7.1 Основы теории внезапных выбросов угля и газа
- •2.7.2 Мероприятия по борьбе с внезапными выбросами угля и газа.
- •2.7.2.1 Способы борьбы с внезапными выбросами их назначение и область применения.
- •2.7.2.2 Региональные мероприятия по борьбе с внезапными выбросами угля и газа
- •2.7.2.3 Локальные мероприятия по борьбе с внезапными выбросами
- •2.7.3 Прогноз выбросоопасности угольных пластов
- •Лекция №4
- •II. Рудничная аэромеханника
- •3. Основные законы рудничной аэродинамики
- •3.1 Виды давления в движущемся воздухе. Понятие о депрессии
- •3.2 Измерение давления и депрессии в движущемся потоке
- •3.3 Основные законы аэродинамики
- •3.3.1 Закон сохранения массы
- •3.3.2 Закон сохранения энергии
- •3.3.3 Режимы движения воздуха в шахтах
- •3.3.4Типы воздушных потоков
- •Лекция №5
- •4. Аэроданамическое сопротивление горных выработок
- •4.1 Природа и виды аэродинамического сопротивления
- •4.1.1 Сопротивление трения
- •4.1.2 Лобовые сопротивления в горных выработках
- •4.1.3 Местные сопротивления в горных выработках
- •4.1.4 Единицы аэродинамического сопротивления
- •5. Шахтные вентиляционные сети и методы их расчета
- •5.1 Элементы шахтной вентиляционной сети
- •5.2 Основные законы движения воздуха в шахтных вентиляционных сетях
- •5.3 Аналитические методы расчета простейших вентиляционных сетей
- •5.3.1 Последовательно-параллельные соединения и их свойства
- •Лекция №6
- •5.3.2. Диагональное соединение горных выработок и его свойства
- •5.3.3. Методика расчета распределения воздуха в сложных вентиляционных сетях
- •Лекция №7
- •6. Работа вентиляторов на шахтную
- •6.1 Аэродинамическая характеристика вентилятора и сети. Режим работы одного вентилятора на сеть
- •6.2 Анализ совместной работы вентиляторов на сеть
- •1. Анализ последовательной работы двух одинаковых вентиляторов методом суммарных характеристик
- •2. Анализ последовательной работы двух разных вентиляторов методом суммарных характеристик
- •3. Анализ последовательной работы двух разных вентиляторов методом активизированнх характеристик сети
- •4. Анализ параллельной работы двух одинаковых вентиляторов методом суммарных характеристик
- •5. Анализ параллельной работы двух разных вентиляторов методом суммарных характеристик
- •6. Анализ параллельной работы двух разных вентиляторов методом активизированных характеристик сети
- •7. Анализ параллельной работы вентиляторов установленных на разных стволах (связанных между собою горными выработками)
- •Лекция №8
- •7. Естественная тяга воздуха в шахтах
- •7.1 Общие сведения о естественной тяге
- •7.2 Измерение депрессии естественной тяги
- •7.2.1 Измерение естественной тяги V-образным жидкостным депрессиометром или микроманометром
- •7.2.2 Расчет величины депрессии естественной тяги гидростатическим методом
- •7.3 Влияние естественной тяги на работу вентилятора
- •Лекция №9
- •8. Регулирование распределения воздуха в вентиляционной сети шахты
- •8.1 Задачи и способы регулирования
- •8.2. Регулирование подачи воздуха в шахту изменением режима работы главного вентилятора
- •8.3 Регулирование распределения воздуха в вентиляционной сети шахты
- •8.3.1 Регулирование увеличением сопротивления выработок
- •8.3.2 Решение задачи о целесообразности отрицательного регулирования
- •8.3.3 Отрицательное регулирование вентиляционными окнами
- •8.3.4 Регулирование распределения воздуха положительными способами
- •Лекция №10
- •III. Вентиляция шахт
- •9. Проветривание тупиковых выработок и стволов
- •9.1 Общие положения и некоторые особенности проветривания тупиковых выработок и стволов
- •9.2 Способы подачи воздуха в забои тупиковых выработок и стволов
- •9.3 Вентиляторы и воздухопроводы установок местного проветривания
- •9.4 Методы расчета расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок и стволов
- •Лекция №11
- •9.5 Выбор вентиляторов для проветривания тупиковых выработок и стволов
- •9.6 Примеры расчетов проветривания тупиковой выработки и ствола
- •9.7 Проветривание длинных тупиковых выработок и стволов несколькими вентиляторами
- •Лекция №12
- •10 Проветривание выемочных участков
- •10.1 Схемы проветривания выемочных участков
- •10.2 Прогноз метанообильности очистных забоев и выемочных участков
- •10.3 Расчет расхода воздуха для проветривания выемочных участков и очистных выработок
- •10.3.1 Расчет расхода воздуха для проветривания очистных выработок
- •Лекция №13
- •10.3.2 Расчет расхода воздуха для проветривания выемочных участков
- •11 Утечки воздуха в шахтах
- •11.1 Общие сведения об утечках и их классификация
- •11.2 Расчет утечек воздуха в шахтах
- •11.3 Мероприятия по снижению утечек воздуха
- •Лекция №14
- •12. Проектирование вентиляции шахт
- •12.1 Исходные данные для разработки проекта вентиляции шахты
- •12.2 Содержание проекта проветривания шахт
- •12.3 Способы проветривания шахт
- •12.4 Схемы проветривания шахт
- •12.4.1 Центральные схемы проветривания шахт их преимущества и недостатки
- •12.4.2 Диагональные схемы проветривания
- •12.5 Выбор схемы проветривания шахты
- •12.6 Расчет расхода воздуха для проветривания шахты
- •12.7 Расчет депресси шахты
- •12.8 Расчет производительности, депрессии вентилятора и его выбор
- •Лекция №15
- •13 Управление вентиляционными режимами шахт при пожарах
- •13.1 Особенности проветривания шахт при пожарах
- •13.2 Выбор вентиляционного режима при пожаре
- •13.3 Устойчивость и стабилизация вентиляции при пожаре
- •Лекция №16
- •14. Контроль вентиляции шахт
- •14.1 Требования правил безопасности к контролю вентиляции шахт
- •14.2 Контроль расхода и скорости движения воздуха
- •14.3 Контроль концентрации метана в горных выработках
- •14.4 Контроль вентиляции шахт методом депрессионных съемок
- •14.5 Контроль вентиляции шахт методом газовых съемок
Лекция №13
10.3.2 Расчет расхода воздуха для проветривания выемочных участков
Расчет по постоянно выделяющимся газам
При схемах проветривания с последовательным разбавлением метана по источникам выделения (схемы типа 1-В) при условии формулы (10.67) расход воздуха определяется по формуле (10.68), а если условие не выполняется, а также для других схем проветривания (схемы типа 1-М, 2-М, 2-В, 3-В) по формуле (10.69)
(10.67)
Qуч.=(10.68)
Qуч=(10.69)
где - среднее фактическое (ожидаемое) метановыделение (выделение вуглекислого газа) в пределах выемочного участка.
Расход воздуха на подсвежение при схемах проветривания выемочных участков типа 2-М, 2-В, 3-В определяется по формуле
Qдоп=Qуч – Qоч (10.70)
где Qдоп – расход воздуха, необходимый для подсвежения исходящей из выемочного участка вентиляционной струи, м3/мин.
Расход воздуха, подсчитанный по формуле (10.69) для схем проветривания типа 1-М, 1-В, 1-К, должен удовлетворять условию формулы (10.71), а по формуле (10.70) – условию (10.72)
QучQоч.max*kут.в=60 Sоч.max*Vmax*kут.в (10.71)
Qдоп60 SVmin (10.72)
где S– площадь поперечного сечения выработки с подсвежающей струей воздуха в свету, м2.
Расчет расхода воздуха для проветривания выемочного участка по другим факторам
Расход воздуха по газам, образующимся при ведении взрывных работ в лаве, скорости движения воздуха в призабойном пространстве лавы (оптимальной по пылевому фактору, минимальной или максимальной), а также по людям для схем проветривания с последовательным разбавлением вредностей (схемы типа 1-В, 1-М, 1-К) определяется по формуле (10.73), а для схем проветривания с подсвежением (схемы типа 2-В, 2-М, и 3-В) – по формуле (10.74)
Qуч.=(10.73)
Qуч.=+60SVmin(10.74)
Расход воздуха, проверяемый по числу людей, должен удовлетворять условию
Qуч.6nчел (10.75)
где nчел– максимальное число людей, одновременно работающих на выемочном участке.
Расход воздуха для выемочного участка с учетом влияния падающего угля при выемке угля комбайнами на крутых пластах, определяется по формуле
Qуч.=Qуч.maxkп.у (10.76)
где Qуч.max– наиболший из результатов расчета расхода воздуха, полученный по формулам (10.68), (10.69), (10.73), (10.74), (10.75);
kп.у– коэффициент, учитывающий уменьшение расхода воздуха под действием падающего угля; определяется по табл.6.7 [5] в зависимости от депрессииhт, создаваемой потоком падающего угля, и депрессии выемочного участкаhуч
Пример расчета проветривания выемочного участка
Исходными данными для проведения расчетов являются:
1.Размер выемочного поля lв.п, м 600;
2.Длина лавы lоч, м 170;
3.Мощность разрабатываемого пласта mп, м 0.95;
4.Расстояние от разрабатываемого пласта К2 до спутников:
в почве пласта К1 (Мн) , м 18;
в кровле пласта К3 (Мп), м 60;
5.Мощность спутников:
К1 (m1), 0.75,
К3 (m3), м 0.56;
6.Угол падения пластов, град. 27;
7.Природная метаноносность пластов и спутников Хг, м3/т.с.б.м. 18;
8.Марка угля А, пластовая зольность Аз=15 %, влажность Wр=2.0 %, выход летучих веществ для пластов и спутников Vdaf=8 %;
9.Глубина разработки Н=840 м и глубина верхней границы зоны метановых газов Н0,=240 м;
10.Плановая нагрузка на очистной забой Аоч :
наклонное падение 600*mп,=600*0.95=570 т/сут.
11.Способ подготовки шахтного поля-этажный, система разработки –длинные столбы по простиранию;
12.Тип схемы проветривания выемочного участка-1-М-Н-в-вт .
Для выемки угля в очистном забое предусматриваем применение механизированного комплекса КД-80 с комбайном 1К101.
Перечень вопросов, подлежащих разработке:
1.Составить схему проветривания участка и начертить на листе формата А2;
2.Рассчитать относительную и абсолютную метанообильность выемочного участка и очистного забоя;
3.Рассчитать максимально-допустимую нагрузку на очистной забой по фактору метановыделения;
4.Выбрать способы снижения метанообильности очистного забоя, если допустимая нагрузка по фактору метановыделения меньше плановой;
5.Рассчитать количество воздуха для проветривания очистного забоя и выемочного участка;
6.Рассчитать депрессию горных выработок выемочного участка.
Схема проветривания выемочного участка
Согласно заданию для проветривания выемочного участка принимаем схему проветривания типа 1-М-Н-в-вт. Схема проветривания представлена на (рис.10.4)
Прогноз метанообильности очистного забоя и выемочного участка
Относительную метанообильность выемочного участка и очистного забоя определяем по природной метаноносности по методике изложенной в разделе 3.3 [5]
Источниками выделения метана в выработки выемочного участка являются разрабатываемый угольный пласт, сближенные угольные пласты (спутники) и вмещающие породы.
Относительная метанообильность выемочного участка определяется как суммарное метановыделения из разрабатываемого пласта (qпл, м3/т), сближенных угольных пластов (qсп, м3/т) и вмещающих пород (qпор, м3/т), т.е
qуч=qпл+qсп+qпор
Метановыделение из разрабатываемого пласта
При разработке каменных углей и антрацитов с объемным выходом летучих веществ больше 165 мл/г.с.б.м. относительное метановыделение из разрабатываемого пласта определяется по формуле
qпл=qо.п+qо.у+kэ.п(x-xо)
где kэ.п-коэффициент, учитывающий эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка; проектом предусматривается безцеликовая отработка пласта, тогдаkэ.п=0.03;
хо- остаточная метаноносность угля, оставляемого в выработанном пространстве, м3/т
хо=0.01*хо.г*(100-Аз-Wр)
хо.г–остаточная метанононость угля, м3/т.с.б.м; принимается по табл.3.1 [5] в зависимости от выхода летучих веществ хо.г=5.3 м3/т.с.б.м
хо=0.01*5.3 (100-15-2)=4.4 м3/т;
qо.п- относительное метановыделение из очистного забоя, определяется по формуле
qо.п=0.85*х*kпл*ехр(-n)
где х - метаноносность угля с учетом зольности и влажности, м3/т
х=0.01*хг*(100- Аз-Wр)
х=0.01*18*(100-15-2)=15 м3/т;
kпл-коэффициент, учитывающий влияние системы разработки на метановыделение из пласта; согласно [5] для столбовой системы разработки определяется по формуле
kпл=
bз.d-ширина условного пояса газового дренирования угольного массива; принимается по табл.3.5[5] в зависимости от выхода летучих веществ;bз.d=11м;
kпл=
n-показатель степени, зависящий от скорости подвигания очистного забоя (vоч,м/сут), выхода летучих веществ из угля (Vdaf,%) и глубины разработки (Н,м);
n=а1vоч ехр(-0,001Н+b1Vdaf)
где а1,b1-коэффициенты, значения которых принимается в зависимости от выхода летучих веществ; согласно [5,стр.34] приVdaf£22% а1=1.435, аb1=-0.051;
Cкорость подвигания очистного забоя определяем исходя из планируемой нагрузки на очистной забой
Асут=lочvочmпg
где gобъемный вес угля
vоч==
n=1.435*2.4*ехр(-0.001*840-0,051*8)=1.0
Определяем относительное метановыделение из очистного забоя
qо.п=0.85*15*0.87*ехр(-1.0)=4.0 м3/т
Относительное метановыделение из отбитого угля (qо.у) определяется по формуле
qо.у=
где -относительное метановыделение из отбитого угля в лаве, м3/т;
=х*kпл[1-0.85ехр(-n)]*(b2kту+b3k)
-относительное метановыделение в конвейерном штреке и бремсберге, м3/т
=х*kпл[1-0.85ехр(-n)b2*k
где b2,b3-коэффициенты, учитывающие долю отбитого угля, соответственно находящегося на конвейере и оставляемого на почве в лаве, доли ед.; значенияb2=0.6, аb3=0.4 при односторонней выемке угля;b2=1, аb3=0 при двухсторонней схеме выемке угля в лаве; предусматриваем двухсторонняя выемка угля в лаве;
Транспортировка угля по лаве и участковому конвейерному бремсбергу осуществляется конвейером СПМ87ДН, а по подэтажному конвейерному штреку телескопическим конвейером 2ЛТ80
kту,k,k-коэффициенты, учитывающие степень дегазации отбитого от массива угля соответственно в очистной выработке на конвейере (kту), на почве в лаве (k), и на конвейере в выработке выемочного участка (k), доли ед;
kту=
k=
k=
Т-время нахождения отбитого угля на конвейере в лаве, мин;
Т=
vк.л-скорость транспортирования угля в лаве, м/с; vк.л=0.91 м/с
Т=мин;
-время нахождения отбитого от массива угля на почве в лаве, мин.
При двухсторонней выемке угля в лаве =0, поэтомуk=0;
Т-время нахождения отбитого от массива угля в промежуточном конвейерном штреке и бремсберге в пределах выемочного участка, мин; определяется по формуле
Т=
-протяженность выработки с i-м видом транспорта, м;
-скорость транспортирования угля на участке ,м/с;
Для заданных способа подготовки, системы разработки и принятых видов транспорта L1=600 м., аv1=1.5 м/с, L2=170 м,v2=0.91 м/с
Т=600/60*1.5 +170/60*0.91=9.7 мин;
-коэффициенты, характеризующие газоотдачу из отбитого угля; принимается при дегазации отбитого угля Ту£6 мин, соответственно равными 0.052 и 0.71, а при Ту>6 мин а
Определяем значения коэффициентов
kту=0.11;
k=0.1.
Определяем метановыделение из отбитого угля в лаве и на конвейерном бремсберге
=15*0.87 [1-0.85ехр(-1.0)]*(1.0 0.11)=1.0 м3/т
=15*0.87 [1-0.85ехр(-1.0) ]1.0*0.1=0.9 м3/т
qо.у=1.0+0.9=1.9 м3/т
Определяем метановыделение из разрабатываемого пласта
qпл=4.0+1.9+0.03 (15-4.4)=6.2 м3/т
Расчет метановыделения из сближенных угольных пластов (спутников)
Относительное метановыделение из спутников определяется по формуле
qсп=
Относительное метановыделение как из подрабатываемого qсп.пi , так и надрабатываемого qсп.нiопределяется по формуле
qсп.=1.14v
где mсп.i-суммарная мощность спутника,м;
хсп.i-природная метаноносность спутника, м3/т;
х0i-остаточная метаноносность спутника, м3/т;
mв-вынимаемая мощность разрабатываемого пласта, м;
Мсп.i-расстояние по нормали между кровлей разрабатываемого и почвой сближенного (при подработке) пластов и между почвой разрабатываемого и кровлей сближенного (при надработке) пластов, м
Мр- расстояние по нормали между разрабатываемым пластом и сближенными пластами, при котором метановыделение из последних практически равно нулю, м.
Величина Мрпри подработке пологих и наклонных пластов определяется по формуле
Мр=1.3
где mв.пр-вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;
kу.к- коэффициент, учитывающий способ управления кровлей; при полном обрушении принимается-1.0;
kл-коэффициент, учитывающий влияние степени метаморфизма на величину свода разгрузки; принимается по табл 3.6 [5] в зависимости от выхода летучих веществ. ДляVdaf=8.0 %kл=1.6
Мр=1.3*=334 м
При надработке пологих и наклонных пластов Мрпринимается равным 60м.
Определляем метановыделение из подрабатываемого спутника К3
qсп.К3=1.14*2.4м3/т
Определляем метановыделение из надрабатываемого спутника К1
qсп.К1=1.14*2.4м3/т
Суммарное метановыделение из спутников составит
qсп=4.0+4.7=8.7 м3/т
Расчет метановыделения из вмещающих пород
Согласно [1] метановыделение из пород определяется по формуле
qпор=1,14v
где kс.п-коэффициент, учитывающий способ управления кровлей и литологический состав пород, доли ед. При полном обрушенииqсп=0.00106.
qпор=1,14*2.4м3/т
Определяем относительную метанообильность выемочного участка:
qуч=6.2+8.7+5.4=20.3 м3/т
Абсолютная метанообильность очистного забоя и выемочного участка определяется по формулам:
Проветривание участка осуществляется по схеме типа 1-М, поэтому
м3/мин
Расчет максимально допустимой нагрузки на очистной забой по метановыделению
Расчет максимально-допустимой нагрузки на очистной забой по газовому фактору производим согласно пункту 7.1[5]. Максимально допустимая нагрузка определяется по формуле
Аmax=Ap
где Qр- максимальный расход воздуха в очистной выработке, который может быть использован для разбавления метана до допустимых ПБ норм, м3/мин; принимается по табл 7.1[1]
Qр=60 Sоч.minVmax kут.в
где kут.в-коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в пределах выемочного участка; определяется по номограмме (рис.6.12[5]).kут.в=1.6.
Qр=60 2.6 4.0 1.6=922 м3/мин
Аmax=570
Так как нагрузка на лаву по метановыделению меньше плановой нагрузки предусматриваем дегазацию:
-разрабатываемого пласта Кдег.пл=0.4
-пластов спутников Кдег.сп=0.5
Определяем относительную метанообильность очистного забоя и выемочного участка после проведения работ по дегазации по формулам
qоч=(qо.п+q+q)(1-Kд.пл)+kв.п*q
qуч=(qо.п+qо.у)(1-Kд.пл)+q
где kв.п- коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства в призабойное; для схемы типа 1-Мkв.п=1;
q-ожидаемое метановыделение из выработанного пространства на выемочном участке определяется по формуле
q=[kэ.п (х-х0)(1-kд.пл)+(
q=[0.03(15.0-4.4)(1-0.5)+(=7.2 м3/т
qуч=qоч=(4.0+1.0+0.9)(1-0.4)+1.0*7.2=10.74 м3/т
Определяем абсолютную метанообильность очистного забоя и выемочного участка после дегазации
м3/мин
Определяем максимально допустимую нагрузку на очистной забой после проведения работ по дегазации
Аmax=570
Принятые способы дегазации обеспечат необходимую нагрузку на очистной забой.
Расчет количества воздуха необходимого для проветривания
очистного забоя и выемочного участка
Согласно [1], количество воздуха необходимое для проветривания выемочного участка проветриваемого по схеме типа 1-М определяется по формуле
м3/мин
При газообильности участка 4.25 м3/минkн=1.58 [1, табл.6.3].
, м3/мин
Количество воздуха для проветривания очистного забоя для схем типа
1-М определяется по формуле
Qоч=
Qоч=м3/мин
Расчет количества воздуха для проветривания очистного забоя по газам, образующимся при взрывных работах, не производим, так как взрывные работы в лаве не ведутся.
Расчет расхода воздуха по числу людей производится по формуле
Qоч=6nчелkо.зм3/мин
где nчел- наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке. Если пересмена производится на рабочих местах можно принятьnчел=30.
Qоч=6 30 1.3=234 м3/мин
Расчет расхода воздуха из условия оптимальной скорости по пылевому фактору производится по формуле
Qоч=60Sоч.min Vоптм3/мин
где-Vопт оптимальная скорость воздуха в призабойном пространстве, м/с; принимается 1.6 м/с.
Qоч=60 2.6 1.6 =250 м3/мин
Окончательно, для проветривания очистного забоя принимаем 574м3/мин, а для проветривания выемочного участка 707м3/мин.
Проверяем принятый расход воздуха по минимальной и максимальной скорости движения воздуха в очистной выработке
Qоч£60*Sоч.min*vminkоз, м3/мин
Qоч£60*.2.0*0.25 1.3=39 м3/мин
Qоч³60*Sоч.min*vmax kоз, м3/мин
Qоч³60*2.0*4.0 1.3=640 м3/мин
Условие выполняется.
Количество воздуха для обособленного проветривания вспомогательного бремсберга на участке между главным откаточным штреком и вентиляционным штреком лавы №1 определяем по минимально допустимой скорости в соответствии с требованиями ПБ
Qбр=60*Vmin*Sбр, м3/мин
где Vmin-минимально допустимая скорость движения воздуха по бремсбергу, м/с;
Sбр-поперечное сочение бремсберга в свету, м2.
Согласно [6] принимаем типовое сечение бремсберга сечением в свету 8.9м2.
Qбр=60*0.25*8.9=133 м3/мин
Количество воздуха для обособленного проветривания подэтажного штрека на участке между участковым и конвейерным бремсбергами, также определяем по минимально допустимой скорости. Согласно [6] принимаем типовое сечение подэтажного штрека сечением в свету 10.4 м2
Qп.ш=60*0.25*10.4=156 м3/мин
Утечки воздуха через кроссинг установленный на сопряжении участкового бремсберга с вентиляционным штреком лавы №1 принимаем согласно[5, стр.163]
Qут=192 м3/мин
Общее количество воздуха для проветривания вентиляционного участка составит
Qвент. уч.=2*707+133+156+192=1895 м3/мин
Расчет депрессии выработок выемочного участка
Депрессия капитальных и подготовительных выработок рассчитывается по формуле
h=
где kн.р.в-коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок; для общешахтных выработокkн.р.в=1.563, для других выработокkн.р.в=1.
-коэффициент аэродинамического сопротивления кг*с2/м4; значенияпринимаются согласно [5], приложение №7;
Р- периметр вы работки, м; для выработок закрепленных арочной крепью Р=3.86;
L-длина выработки;
Q-расход воздуха, м3/с.
Депрессия очистных выработок подсчитывается по формуле
hоч=RочQ
где Rоч -общее аэродинамическое сопротивление лавы, кг*с2/м8.
Для лав оборудованных механизированными крепями,
где r100– удельное аэродинамическое сопротивление (при длине 100 м) лав с механизированными крепями,kпринимается по табл.6.5 [5]; Для комплекса «Донбасс-М»r100=0.07k;
- коэффициенты местного сопротивления входа и выхода лавы; определяются по табл.9.1 [5];214.
k.
Результаты расчетов депрессии выработок выемочного участка представлены в таблице 10.3
Таблица 10.3 – Результаты расчетов депрессии выработок выемочного участка
№ вент. участка |
Наименование выработки |
a, кг*с2/м4 |
Р,м |
L, м |
S, м2 |
Q, м3/с |
h, кг/м2 |
1-2 |
Главный откаточный штрек |
0.0020 |
13.8 |
30 |
12.8 |
29.4 |
0.3 |
2-3 |
Главный откаточный штрек |
0.0020 |
13.8 |
600 |
12.8 |
11.8 |
1.1 |
3-4 |
Лава №1 |
Rоч=0.3 k. |
|
|
9.6 |
27.6 | |
4-5 |
Вент. штрек лавы №1 |
0.0021 |
12.4 |
600 |
10.4 |
11.8 |
1.9 |
5-6 |
Вент. штрек лавы №1 |
0.0021 |
12.4 |
30 |
10.4 |
15.0 |
0.16 |
6-7 |
Вспомогательный бремсберг |
0.0021 |
11.5 |
20 |
8.9 |
17.2 |
0.20 |
7-8 |
Вспомогательный бремсберг |
0.0021 |
11.5 |
170 |
8.9 |
19.8 |
2.3. |
2-9 |
Участковый бремсберг |
0.0023 |
11.5 |
190 |
8.9 |
17.6 |
2.2 |