8. Вентиляция рудника

Проверка принятых горных выработок по скорости движения вентиляционной струи. Принятые вскрывающие выработки проверяются по скорости движения воздуха. Подача в рудник свежего воздуха запрещена по скипо-клетевому стволам (в соответствии с ЕПБ). Свежий воздух подают по вентиляционному стволу, а скипо-клетевому, клетевому стволу и стволу для спуска оборудования в шахту выдают загрязненный воздух.

Количество воздуха, необходимое для подачи в рудник, рассчитывается по следующим факторам:

• по максимальному количеству людей, находящихся в руднике в одну смену («по людям»);

• по среднесуточной добыче горной массы в шахтах, опасных по взрыву газа или пыли;

• по разжижению выхлопных газов при применении самоходного оборудования;

• по разжижению ядовитых газов, образующихся во время взрывных работ.

Расчет производительности труда подземного рабочего по руднику:

g_р=(0,3 – 0,5)*g_заб , т/чел-см

Где: q_заб - производительность труда подземного рабочего в очистном блоке, зависящая от системы разработки и механизации работ.

Табл. 7

Производительность труда забойного рабочего отчистного забоя

Система разработки	Производительность труда (qзаб), т/ч - см
Подэтажного обрушения	75-90

g_р=0,5*90=45 т/чел-см

Расчет максимального числа людей, которые одновременно могут находиться в руднике:

n_g=A*K_нр/Tр*n_см*g_р , чел

где: А – годовая производительность рудника т; k_НР – коэффициент неравномерности выхода рабочих в смену 1,05-1,1; Т_р – количество рабочих смен в сутки; q_{p –} производительность труда подземного рабочего по руднику:

n_g=1863000*1,1/305*3*45=49 чел

Расчет количества воздуха по числу людей, которые одновременно находятся в руднике:

Q_п=n_g*g_в*K_р ,м³/мин

где: q_В – нормативный расход свежего воздуха на одного человека, находящегося в руднике (6 м³/мин); k_p – коэфф. резерва объема воздуха в руднике: k_p = 1,4-1,6, n_л – максимальное число людей, которые одновременно могут находиться в руднике.

Q_п=49*6*1,4=411,6 м³/мин

Расчет количества воздуха по расходу ВВ при очистной выемке:

Q_вв=(A*100*a*K_ут*K_гез/T_р*n_см*0,008*P_р)*g_вв , м³/мин

Где: А – годовая производительность рудника, т, а – газовость ВВ в пересчете на условную окись углерода принимается равной 0,04 м³/кг, k_рез – коэффициент резерва, учитывающий увеличение годовой производительности рудника - 1,15, k_ут – коэффициент, учитывающий утечки воздуха (1,2-1,3), t – время проветривания очистного забоя (30 мин при проветривании в течении смены), q_вв – удельный расход ВВ на отбойку 1 м³ руды в очистных забоях, кг/м³ (принимается по данным практики, НТП или справочникам).

Q_вв=(1863000*100*0,04*1,1*1,15/305*3*0,008*30*3)*0,8=11447 м³/мин

Расчет максимальной скорости движения воздуха по клетьевому стволу:

V=Q_вв/60*S_св*K_сеч<V_доп

Где: S_св – площадь сечения в свету, Q_вв – максимальное количество воздуха подаваемое при проветривании забоя после взрыва ВВ в междусменный перерыв, k_сеч – поправочный коэффициент на вентиляционное сечение выработки k=0,85, V_доп=8 м/с.

V=11447/60*44,1*0,85=5 < V_доп

Расчет максимальной скорости движения воздуха по вентиляционному стволу:

V= Q_вв/60*S_св

V= 11447/60*28,26=6,75 < V_доп

Расчет максимальной скорости движения воздуха по откаточному квершлагу:

V= Q_вв/60*S_св

Где: S_св – площадь сечения в свету, Q_вв – максимальное количество воздуха подаваемое при проветривании забоя после взрыва ВВ в междусменный перерыв.

V=11447/60*22,8=8< V_доп

Принимаем сечения ствола S_св=44,1 и сечение квершлага S_св=22,8 . Принятые в проекте сечения главных вскрывающих выработок представлены в масштабе 1 :75 на листе, отражающем принятые схемы вскрытия.