Рудничная аэрология

ЛЕКЦИЯ №1

ПРЕДМЕТ И ЗАДАЧИ КУРСА

Добыча полезных ископаемых подземным способом особенно при разработке угольных месторождений связана с выделением в горные выработки ядовитых и взрывчатых газов, угольной и породной пыли, тепла и влаги. Обеспечить безопасные и комфортные условия труда в шахтах становится все труднее. Это связано с углубление горных работ и интенсификацией добычи угля, что приводит к увеличению газовыделения, пылеобразования и температуры рудничного воздуха.

Поэтому роль рудничной аэрологии в деле обеспечения безопасных и комфортных условий труда огромна и ее основной задачей является: освещение теоретических основ и практических путей обеспечения нормального состава и состояния рудничной атмосферы.

Курс «Аэрология горных предприятий» (АГП) состоит из трех взаимоувязанных частей.

Первая часть курса «РУДНИЧНАЯ АТМОСФЕРА» В этой части курса изучаются ядовитые, удушливые и взрывчатые примеси рудничного воздуха, а также меры по борьбе сними и методы их контроля в рудничной атмосфере. Здесь же освещается рудничная пыль как профессиональная вредность и опасность взрыва, а также тепловой режим шахт.

Вторая часть курса «РУДНИЧНАЯ АЭРОМЕХАНИКА» Здесь рассматриваются законы движения воздуха в шахтах, выделение и перенос газов и пыли вентиляционными потоками, теплообмен между воздухом и горными породами.

Третья часть курса «ВЕНТИЛЯЦИЯ ШАХТ». Раздел включает технические способы и средства обеспечения вентиляции шахт, контроль вентиляции и ее организацию на шахтах. Важной ее частью является проектирование вентиляции шахт, которая базируется на материалах предыдущих разделов.

КРАТКАЯ ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ РУДНИЧНОЙ АЭРОЛОГИИ КАК НАУКИ

Первым научным исследованием в области рудничной аэрологии, положившим начало ее развития как науки, явился трактат М. В. Ломоносова «О вольном движении воздуха в рудниках примеченном(1742 г.), в котором впервые была объяснена природа естественной тяги воздуха в шахтах и открыты законы ее проявления. В развитии аэрологии как науки деятельное участие приняли ученые России и Украины. Их приоритет неоспорим в решении таких узловых вопросов вентиляции шахт, как распределение газов в земной коре, виды связи газов с горными породами, прогноз газообильности шахт, методы управления выделением метана в шахтах, методы расчета аэродинамического сопротивления горных выработок, процессы переноса газов и пыли в горных выработках, процессы теплообмена в шахтах, методы проектирования вентиляции шахт, методы оценки надежности вентиляционных систем шахт.

Изучение свойств шахтной атмосферы на достаточно высоком научном уровне начинается в Х1Х веке. Из ученых этого периода следует отметить Узатиса (в Росии), Шандорффа (в Германии), Вуда (в Великобретании), изучавших состав рудничной атмосферы, Жирара, Дюбаиссона, Мюрга, Пти (во Франции) и Актинсона (в Великобретании), исследовавших аэродинамическое сопротивление горных выработок.

В начале ХХ века начинается интенсивное развитие рудничной аэрологии в России и на Украине. Этот период открывается фундаментальной работой выдающегося ученого в области рудничной аэрологии А.А. Скочинского «Рудничный воздух и основной закон движения его по выработкам» (1904 г.), в которой обобщены многочисленные исследования состава и свойств шахтного воздуха и впервые применено к его движению известное уравнение Бернулли. Деятельность А.А. Скочинского занимает особое место в развитии рудничной аэрологии. Им выполнены обширные исследования по рудничной аэро- и газодинамике, шахтной атмосфере и методам ее контроля, внезапным выбросам угля и газа, шахтным пожарам, рудничной пыли. Им совместно с проф. В.Б. Комаровым написан учебник «Рудничная вентиляция», выдержавший три издания. Этот учебник долгие годы использовался всеми студентами бывшего СССР и был наилучшим. По инициативе А.А. Скочинского в 1938 г. был создан институт Горного дела АН СССР, который ныне носит его имя.

Большой вклад в развитие рудничной аэрологии в России и на Украине внесли А.С.Попов, М.М. Протодъяконов, В.Б. Комаров, Д.Ф. Борисов, А.И. Ксенофонтова, В.Н. Воронин, Ф.А. Абрамов, В.А. Бойко, Л.Н. Быков, И.М. Печук, П.И. Мустель, А.М. Карпов, А.Н. Щербань, Г.Д. Лидин, А. Ф. Воропаев.

Из зарубежных ученых следует отметить Будрика и Трутвина (Польша), Стефанова (Болгария), Мак-Илроя, Ричардсона, Викса, Хартмана (США), Хинслея, Скотта, Робертса (Великобретания), Пти (Франция).

В настоящее время исследования по рудничной аэрологии ведут научно исследовательские коллективы ИГД им. А.А. Скочинского, МакНИИ, ВостНИИ, ДонУГИ, КНИУИ, МГИ, ДГИ, ДПИ. и многие другие.

I. РУДНИЧНАЯ АТМОСФЕРА

1. РУДНИЧНЫЙ ВОЗДУХ

1.1 Изменение химического состава и свойств атмосферного воздуха при его движении по горным выработкам

Состав атмосферного воздуха, поступающего в шахту практически постоянен и в среднем содержит азота (N2) 78.08 %, кислорода (О2) 20.95 %, углекислого газа (СО2) 0.03 %, аргона 0.93 %, суммарное содержание гелия, неона, криптона, ксенона, озона не превышает 0.01%.

В процессе движения воздуха по горным выработкам изменяется его состав и физические свойства. Воздух загрязняется взрывчатыми, ядовитыми, удушливыми газами, рудничной пылью увеличиваются его температура, влажность и давление.

Рудничный воздух – это смесь газов и паров заполняющих горные выработки.

Рудничный воздух, поступающий к рабочим местам в шахте, пока он еще не загрязнен различными примесями, и мало отличается по составу от атмосферного воздуха, называется свежим (свежая струя на схемах проветривания обозначается красным цветом).

Рудничный воздух, удаляемый из рабочих мест и имеющий большую по сравнению с атмосферным воздухом загрязненность называют – испорченным или отработанным (исходящая струя на схемах проветривания обозначается синим цветом).

1.2 Постоянные составные части рудничного воздуха и их свойства

К постоянным составным частям рудничного воздуха относят кислород, азот и углекислый газ.

Кислород-газ без цвета, вкуса и запаха. Его плотность по отношению к воздуху равна 1.11. Кислород плохо растворим в воде (5 % по объему при температуре 0 0С), Но легко соединяется со многими веществами и участвует в окислительных процессах. Кислород необходим человеку для дыхания. В состоянии покоя человек потребляет около 0.3 л/мин кислорода, а при большой физической работе человека - 3-4 л/мин. Только 20 % кислорода содержащегося в воздухе усваивается организмом. Вдыхаемый воздух содержит около 21 % кислорода , а выдыхаемый около-17 %. Количество выдыхаемого углекислого газа несколько меньше количества усвоенного кислорода.

Основными причинами снижения содержания кислорода в рудничном воздухе являются процессы окисления полезного ископаемого, пород и древесины, а также присоединение к воздуху газов, выделяющихся из окружающих пород в горные выработки (метан, углекислый газ и др.).

Второстепенными причинами снижения содержания кислорода является дыхание людей, взрывные работы и т. д.

При снижении содержания кислорода до 19 % наблюдается слабая одышка, при 18 % одышка усиливается, дыхание удваивается, при 17 % появляется шум в ушах и ощущается пульсация крови в висках, а при 12 % наступает обморочное состояние и смерть.

По правилам безопасности содержание кислорода в действующих выработках, куда разрешен допуск людей, должно быть не менее 20 %.

Азот - инертный газ без цвета, запаха и вкуса. Его относительная плотность по отношению к воздуху-0.97. плохо растворим в воде. Содержание азота в воздухе находится на границе свободного горения (при увеличении его содержания на 3-4 % свободное горение в атмосферном воздухе было бы невозможно).

Содержание азота в горных выработках увеличивается за счет его выделения из угольных пластов. По данным Г.Д. Лидина, содержание азота в угольных пластах может достигать 2 м3/т.

Азот всегда содержится в крови человека. С повышением атмосферного давления его содержание увеличивается. При внезапном уменьшении давления (например, аварийная ситуация в кессоне, быстрый подьем водолаза из воды на поверхность) в крови могут образовываться пузырьки азота, что вызывает кессонную болезнь и даже смерть. Насыщение организма азотом при высоком давлении вызывает токсичное действие. Чтобы избежать отрицательных последствий, режим декомпрессии строго контролируется, а приведении работ под водой на большой глубине азот заменяют другими газами (например, гелием).

Содержание азота в шахтном воздухе не нормируется.

Углекислый газ - газ без цвета, имеет слабокислый вкус. Его плотность по отношению к воздуху равна 1.52. Хорошо растворим в воде. В 100 объемах воды при температуре 20 0С растворяется 88 объемов углекислого газа. Углекислый газ постоянно вырабатывается в организме человека в результате окислительных процессов и играет роль стимулятора дыхания. При содержании углекислого газа в воздухе 3 % дыхание учащается в 2 раза даже в состоянии покоя, а при содержании около 5 % - в 3.раза. При содержании 5-8 % появляются признаки раздражения слизистой оболочки глаз и верхних дыхательных путей, головная боль, шум в ушах, возбуждение, головокружение, ощущение жара, сердцебиение, одышка, тошнота, повышение артериального давления. При 20 %-ном содержании (при работе в изолирующих респираторах) наблюдается покраснение кожи, чувство покалывания. Содержание углекислого газа 20-25 % смертельно опасно.

Основными источниками выделения углекислого газа в шахтах являются процессы гниения и окисления древесины и угля, разложение горных пород кислыми водами, выделение из пород и угольных пластов. Также источниками могут быть взрывы метана и угольной пыли, пожары. На крупных шахтах Донбасса выделение углекислого газа достигает 200000 м3/сут. Количество углекислого газа выделяющегося из шахты в единицу времени называется абсолютной углекислотообильностью шахты ( м3/мин, м3/сут). Она определяется по формуле

Ico2=; м3/сут (1.1)

где Q – количество воздуха в исходящей струе шахты, м3/мин;

с – концентрация углекислого газа в исходящей струе шахты, %.

Количество углекислого газа выделяющегося в шахте на одну тонну суточной добычи называется относительной углекислотообильностью шахты

qco2 =; м3/т.с.д (1.2)

где Асут – суточная добыча угля на шахте, т/сут.

В зависимости от величины q co шахты по углекислому газу подразделяются на 4 категории: 1 категория - 0-5.м3/т.с.д., 2 категория - 5-10.м3/т.с.д., 3 категория -10-15.м3/т.с.д., 4 категория - более 15.м3/т.с.д.

По Правилам безопасности содержание углекислого газа в воздухе не должно превышать следующих значений: на рабочих местах и в исходящих струях участков-0.5.%, в выработках с исходящей струей крыла, горизонта и щахты-0.75 %, при проведении и восстановлении выработок по завалу- 1.0 %.

1.3 Ядовитые примеси рудничного воздуха

Наиболее часто в атмосферу угольных шахт выделяются следующие ядовитые примеси: окись углерода, сернистый газ, сероводород и окислы азота.

Окись углерода (СО) - газ без цвета, запаха и вкуса. Относительная плотность-0.97. Плохо растворим в воде. Окись углерода горит синеватым пламенем и образует с воздухом при содержании от 16.2 до 73.4 % взрывчатую смесь. Наибольшая сила взрыва имеет место при содержании окиси углерода в воздухе 30 %. Отравление человека окисью углерода происходит потому, что гемоглобин крови, в 300 раз активнее соединяется с окисью углерода, чем с кислородом, что приводит к кислородному голоданию тканей. Токсичность окиси углерода зависит от ее концентрации и времени воздействия:

При концентрации 0.05 % и времени воздействия 1 час- слабое отравление;

При концентрации 0.12 % и времени воздействия 0.5 часа - тяжелое отравление;

При концентрации 0.4 % -смертельное отравление после кратковременного воздействия;

Для полного насыщения крови человека окисью углерода ее достаточно 300 см3.

Признаки отравления: биение и ощущение давления в висках, головная боль, чувство стеснения в груди, слабость в ногах, тошнота, рвота.

Основным источником образования окиси углерода являются взрывные работы. В небольших количествах окись углерода может выделяться из угольных пластов.

В больших количествах окись углерода образуется при взрывах метана и угольной пыли.

После взрывных работ люди могут быть допущены в забой при концентрации условной окиси углерода, не превыщающей 0.008 % при условии непрерывного проветривания выработки. Предельно допустимая концентрация (ПДК) окиси углерода в воздухе действующих выработок равна 0.0017 %.

Сернистый газ (SO2) - бесцветный, обладает запахом горящей серы и кисловатым вкусом, не горит и не поддерживает горение. Относительная плотность 2.3. Хорошо растворим в воде. В одном объеме воды растворяется 40 объемов сернистого газа.

Сернистый газ ядовит, вызывает раздражение верхних дыхательных путей и глаз, а при высокой его концентрации поражает легкие. При концентрации 0.05% сернистый газ опасен для жизни человека даже при кратковременном воздействии. Ощутим по запаху при содержании его в воздухе 0.0005 %.

Образуется при производстве взрывных работ по породам, содержащим серу, рудничных пожарах, а также выделяется из угольных пластов.

Предельно допустимая концентрация (ПДК) в воздухе действующих выработок согласно требований правил безопасности (ПБ) равна 0.00038 %.

Сероводород (Н2S0) - газ без цвета, имеет сладковатый вкус и характерный запах тухлых яиц. относительная плотность 1.19. Хорошо растворим в воде. При температуре 20 0С в одном объеме воды растворяется 2.5 объема сероводорода.

Сероводород горюч и образует с воздухом при содержании от 4.3 до 45.5 % взрывчатую смесь.

Образуется при окислении полусульфидов и колчедана, а также при гниении органических веществ и ведении взрывных работ.

В случаях легкого отравления человека сероводородом наблюдается раздражение слизистой оболочки глаз и верхних дыхательных путей, появляется боль в глазах, светобоязнь, цветовые круги вокруг источников света, кашель, стеснение в груди. При отравлении средней тяжести поражается нервная система, возникает головная боль, головокружение, слабость, рвота, оглушенное состояние.

Тяжелое отравление сероводородом вызывает рвоту, нарушение сердечно сосудистой деятельности и дыхания, обморочное состояние и смерть.

Уже при содержании сероводорода 0,02 % через 5-8 мин наступает головная боль, тошнота, слезотечение, а при концентрации 0.08 % человек теряет сознание и наступает смерть от паралича дыхания. Сероводород ощутим по запаху, уже при концентрации 0.0001 %, но при высоких концентрациях обоняние быстро притупляется.

Допустимое содержание сероводорода в рудничном воздухе согласно ПБ равно 0.00071 %.

Окислы азота (NO, NO2, N2 O4, N2 O5) имеют темно-бурый цвет и характерный резкий чесночный запах. Относительная плотность окислов азота колеблется от 1.04 до 4.8. Хорошо растворимы в воде, образуя азотную и азотистую кислоты.

Образуются при ведении взрывных работ.

Острое отравление человека окислами азота происходит в несколько стадий. В начальной стадии появляется небольшой кашель, слабость, головная боль. Через 30-60 мин наступает период мнимого благополучия, скрытый период, который длится 3-6 часов и более. В это время начинается отек легких, который нарастает и вызывает боль в груди, кашель, усиление одышки, что может привести к смерти. Смертельное отравление вызывает содержание окислов азота в воздухе, равное 0.025 %. Допустимая концентрация окислов азота в действующих выработках в пересчете на NO2 0.00026 %.

ЛЕКЦИЯ №2

2. МЕТАН

2.1 Физико-химические свойства метана

Метан – газ без цвета, запаха и вкуса. Его относительная плотность по отношению к плотности воздуха - 0.55. Плохо растворим в воде. При обычных условиях метан весьма инертен и соединяется только с галоидами. В небольших количествах метан физиологически безвреден. Повышение содержания метана опасно лишь вследствие уменьшения содержания кислорода. Однако, при содержании метана 50-80 % и нормальном содержании кислорода он вызывает сильную головную боль и сонливость.

С воздухом метан образует горючие и взрывчатые смеси. При содержании в воздухе до 5 % он горит у источника тепла голубоватым пламенем, при этом распространение фронта пламени не происходит. При концентрации от 5 до 14 взрывается, свыше 14 не горит и не взрывается, но может гореть у источника тепла при доступе кислорода извне. Наиболее полное представление о пределах взрывчатости метановоздушной смеси дает график к определению взрывчатости метана с воздухом (рис.1.1).

Наибольшей силы взрыв происходит при содержании его 9.5 %. Температура в эпицентре взрыва достигает 18750С, давление 10 атм. Горение метана и взрыв происходят по следующим реакциям:

при достаточном количестве кислорода

СН4+2О2 = СО2+2Н2О

при недостатке кислорода

СН4+О2=СО+Н2+Н2О

Воспламенение метана происходит при температуре 650-750 С. Метан обладает свойством запаздывания вспышки, состоящее в том, что его воспламенение происходит через некоторое время после возникновения контакта с источником тепла.

Например при концентрации метана 6 % и температурах воспламенителя 750, 1000, 1100С, продолжительность индукционного периода соответственно равна 1 с, 0.1 с. и 0.03 с.

Наличие индукционного периода создает условия для предупреждения вспышки метана при взрывных работах путем применения предохранительных ВВ. При этом время остывания продуктов взрыва ниже температуры воспламенения метана должно быть меньше индукционного периода.

Рис.2.1 График к определению взрывчатости смесей метана с воздухом (Ск – содержание кислорода; См – содержание метана): 1-взрывчатая смесь; 2-невзрывчатая смесь; 3-смесь, могущая стать взрывчатой при добавлении свежего воздуха.

2.2. Происхождение и виды связи метана с горными породами.

Процессы образования метана протекали одновременно с формированием пластов угля и метаморфизмом первичного органического вещества. Существенная роль при этом принадлежала процессам брожения вызываемым деятельностью бактерий.

В породах и в угле метан находится в виде свободного и сорбированного газа. На современных глубинах работ основное количество метана (около 85%) находится в сорбированном состоянии. Различают три формы связи (сорбции) метана твердым веществом:

Адсорбция - связывание молекул газа на поверхности твердого вещества под действием сил молекулярного притяжения;

Абсорбция - проникновение молекул газа в твердое вещество без химического взаимодействия;

Хемосорбция - химическое соединение молекул газа и твердого вещества.

Основное количество сорбированного породами газа (80-85 %) находится в адсорбированном состоянии. При разрушении угольного пласта этот газ переходит в свободное состояние и выделяется в горные выработки в течении одного двух часов. Абсорбированный метан выделяется из угля длительное время, а хемосорбированный остается в угле длительное время (десятки лет).

2.3 Метаноносность и метаноемкость угольных пластов и пород

Метаноносностью называется количество метана содержащегося в природных условиях в единице веса или объема угля или породы (м3/т, м3/м3)

Основными факторами, определяющими метаноносность угольных отложений, являются:

-степень метаморфизма угля;

-сорбционная способность;

-пористость и газопроницаемость отложений;

-влажность;

-глубина залегания;

-гидрогеология и угленасыщенность месторождения;

-геологическая история месторождения.

На современных глубинах разработки метаноносность угольных пластов увеличивается с увеличением глубины разработки по линейному закону. Однако, ученые считают, что с глубины 1200-1400 м эта закономерность соблюдаться не будет. Это связано с увеличением температуры и уменьшением сорбционной способности угля

Различают метаноносность природную фактическую, остаточную. Природная или как ее еще называют, начальная метаноносность это метаноносность угля в пласте до его обнажения. Под фактической метаноносностью понимают количество метана , приходящееся на единицу веса угля во вскрытом пласте вблизи забоя. Она всегда меньше природной, т. к. при вскрытии пласта происходит выделение метана. Остаточной метаноносностью называется количество метана, на 1 т. угля, которое сохраняется в угле длительное время. Этот метан не выделяется в шахте и выдается на поверхность.

Метаноносность измеряется в м3/тонну сухой беззольной массы и в м3/тонну. Между этими величинами существует следующая зависимость

Х=0.01Хг(100-Wp-As)

где Х-метаноносность, м3/т,

Хг – метаноносность м3/т.с.б.м.;

Wp – влажность угля %;

As – зольность угля %.

Метаноемкостью называется количество газа в свободном и сорбированном состоянии, которое может поглощать единица веса или объема угля и породы при данном давлении и температуре.

2.4 Виды выделений метана в горные выработки

Различают три вида выделений метана в горные выработки:

1. Обыкновенное; 2. Суфлярное; 3. Внезапное выделение с выбросом угля, а иногда и породы.

Обыкновенное выделение метана происходит из мелких пор и трещин по всей поверхности пласта, из отбитого угля и боковых пород. Выделение происходит медленно, но непрерывно, оно сопровождается шорохом, легким потрескиванием и шипением. Метановыделение из обнаженной поверхности пласта и из отбитого угля описывается равенством

I(t)=I0*е-кt; м3/мин (2.1)

где I(t)–метановыделение из отбитого угля или свежеобнаженной поверхности пласта через t минут после обнажения;

I0–метановыделение в начальный момент после обнажения пласта или отбойки угля;

е–основание натурального логарифма;

к–экспериментальный коэффициент, характеризующий физико-механические свойства пласта;

t-время, прошедшее с момента обнажения пласта или отбойки угля, мин.

Однако, динамика выделения метана из отбитого угля и обнаженной поверхности пласта различны. Дегазация отбитого угля практически заканчивается через 2-3 часа после отбойки, а обнаженной поверхности пласта через 2-3 месяца после обнажения.

Обыкновенное метановыделение неравномерно во времени и зависит от многих факторов: работы выемочных механизмов, ведения взрывных работ, посадки пород кровли, ведения работ по дегазации, режима проветривания участков и т. д. Неравномерность метановыделения характеризуется коэффициентом неравномерности, который равен отношению максимального метановыделения к среднему т.е.

КН= (2.2)

Для условий Донбасса Кн=1.43-2.14

Исследованиями МакНИИ доказано, что метановыделение в исходящей струе очистного забоя и выемочного участка является случайной во времени величиной. В этом случае, с достаточной для практики точностью, максимальное и среднее метановыделение можно определить на основе использования нормального закона распределения случайной величины, согласно которому

Imax= (2.3)

(2.4)

где -среднеквадратичное отклонение измеренных величин метановыделения Для определения величин Imax и в исходящей струе участка и очистного забоя необходимо провести 3-х суточные наблюдения с интервалом замеров концентрации метана и расхода воздуха 30 мин.

Суфлярные выделения метана - это выделение метана в больших количествах с характерным шумом из видимых на глаз трещин и пустот в боковых породах и угольных пластах. Действие суфляров может быть кратковременным, но обычно длительно, даже до нескольких лет. Различают суфляры первого и второго рода. К суфлярам первого рода относятся суфляры геологического происхождения, которые, как правило, приурочены к зонам тектонических нарушений.

К суфлярам второго рода относят суфляры горно-производственного характера. Эти суфляры происходят в результате частичной разгрузки пластов и пропластков угля, залегающих в почве и кровле рабочих пластов в зоне влияния горных работ.

Опасность суфляров заключается в том, что они проявляются внезапно, при этом в короткий промежуток времени, возможно, образование взрывоопасных концентраций метано - воздушной смеси в большом объеме. Для борьбы с суфлярами осуществляется предварительная дегазация массива путем применения передового бурения, опережающей отработки защитных пластов, соответствующего способа управления кровлей, увеличивается количество воздуха, подаваемое в опасные по суфлярам выработки, производится каптирование газа. При каптировании газа у устья суфляра сооружается герметичный киоск (из кирпича или шлакоблока), из которого газ по трубопроводу отводится либо в общую исходящую струю крыла, шахты или на поверхность.

Внезапные выделения метана происходят при различных газодинамических явлениях, к которым относят:

Внезапные выбросы угля и газа;

Внезапные высыпания, переходящие во внезапные выбросы на крутых пластах;

Внезапные прорывы газа с небольшим количеством угольной мелочи;

Горные удары с отжимом угля и попутным газовыделением;

Высыпание и обрушение угля с попутным газоваделением;

Обрушение основной кровли с интенсивным выделением газа в выработанном пространстве;

Возникающие при сотрясательном взрывании на крутых пластах высыпания угля, переходящие во внезапные выбросы угля и газа;

Возникающие при взрывании горного массива выбросы породы с попутным газовыделением.

Из перечисленных выше газодинамических явлений наиболее опасным является внезапные выбросы угля и газа. При внезапном выбросе из угольного пласта в выработку за короткий промежуток времени (несколько секунд) выделяется большое количество газа и выбрасывается значительное количество угольной, а иногда и породной мелочи. В 1973 году на шахте им Гагарина в г. Горловке при выбросе выделилось до 180 тыс. м3 метана и было вынесено в выработку до 14 тыс. тонн угля.

Природа и механизм внезапных выбросов до настоящего времени досконально не изучены. В настоящее время наиболее признанной является гипотеза, согласно которой внезапный выброс происходит под комплексным действием горного давления напряженного состояния угольного массива и давления газа.

2.5 Борьба с метаном средствами вентиляции

При борьбе с метаном средствами вентиляции можно выделить 3 направления:

Выбор рациональной схемы проветривания для заданных горно-геологических условий;

Подача на выемочные участки, очистные и подготовительные забои, а также другие объекты потребления необходимого количества воздуха;

Изолированный отвод метана средствами вентиляции в исходящую струю или за пределы выемочного участка.

Выбор рациональной схемы проветривания

При выборе схемы проветривания выемочного участка необходимо стремиться к тому, чтобы выбранная схема удовлетворяла следующим требованиям:

1. Наиболее полное обособленное разбавление метана выделяющегося из всех источников;

2. Обеспечение максимальной нагрузки на очистной забой по газовому фактору и минимальной стоимости угля по фактору вентиляции;

3. Обеспечение возможности ведения работ по дегазации;

4. Обеспечение вентиляционных маневров при авариях;

5. Надежность проветривания при нормальном и аварийном режимах;

6. Обеспечение максимально благоприятных санитарно-гигиенических условий труда.

Выполнение всех указанных требований является весьма сложной горнотехнической задачей.

В настоящее время в практике проветривания шахт насчитывается около 80 различных схем проветривания выемочных участков. ДонУГИ разработана классификация всех схем проветривания выемочных участков, которая представлена в Руководстве по проектированию вентиляции угольных шахт.

С точки зрения обеспечения максимальной нагрузки на очистной забой все схемы проветривания можно разделить на 4 группы:

1. Обратноточные схемы проветривания на вентиляционный штрек в выработанном пространстве. Эти схемы характеризуются тем, что величина нагрузки на забой зависит от того, поступает ли метан из выработанного пространства на сопряжение лавы с вентиляционным штреком или выносится на вентиляционный штрек, минуя сопряжение.

Iуч=Iпл+Iвп

Iоч=Iпл+ Квп*Iвп

Аmax=f (Iпл+Квп*Iвп)

Рис.2.2 Схема проветривания выемочного участка типа 1-В-Н-в-вт.

2. Обратноточные схемы проветривания на вентиляционный штрек в массиве угля

3. Прямоточные схемы проветривания на вентиляционный штрек в выработанном пространстве с подсвежением исходящей вентиляционной струи

Iоч=Iпл

Аmax=f (Iоч)

Рис.2.4 Схема проветривания выемочного участка типа 3-В-Н-в-пт.

4. Прямоточные схемы проветривания на вентиляционный штрек в массиве угля с подсвежением исходящей вентиляционной струи

Рис.2.5 Схема проветривания выемочного участка типа 2-М-Н-в-вт.

В каждом конкретном случае выбор рациональной схемы проветривания выемочного участка решается на основании технико-экономического сравнения возможных вариантов.

Подача на участки и в очистные забои необходимого количества воздуха.

Количество воздуха, которое необходимо подавать на выемочный участок зависит от метановыделения и определяется по формуле

Qуч=, м3/мин (2.5)

где Iуч- абсолютная метанообильность выемочного участка, м3/мин;

Кн – коэффициент неравномерности метановыделения;

С – допустимая ПБ концентрация метана в исходящей струе участка, %;

С0-концентрация метана в струе воздуха, поступающего на участок.

Однако, во многих случаях подача необходимого количества воздуха на выемочные участки и в очистные забои невозможна. Это может быть по следующим причинам:

1.Фактическое аэродинамическое сопротивление вентиляционной сети превышает проектное, а, следовательно выбранный вентилятор не может обеспечить шахту и участки необходимым количеством воздуха.

Рис.2.6 Производительность вентилятора Qп, Qф при работе на сеть с проектным сопротивлением Rп и фактическим Rф.

2. Подача воздуха в очистной забой и на выемочный участок ограничена скоростью движения воздуха в забое, которая согласно ПБ должна быть не более 4 м/с.

Изолированный отвод метана в исходящую струю или за пределы выемочного участка

Снижение концентрации метана может быть достигнуто посредством изолированного отвода метана в исходящую струю или за пределы выемочного участка. Рассмотрим некоторые схемы изолированного отвода метана в исходящую струю и за пределы выемочного участка.

Схема №1-Изолированный отвод метана по трубопроводу за пределы выемочного участка с помощью газоотсасывающей вентиляторной установки при столбовой системе разработки.

Рис.2.7 Изолированный отвод метана по трубопроводу за пределы выемочного участка с помощью газоотсасывающей вентиляторной установки при столбовой системе разработки.

Схема №2 Схема изолированного отвода метана за пределы выемочного участка при

1-вентилятор; 2-отсасывающий трубопровод; 3-всасывающие патрубки; 4-смесительная камера; 5-вентиляционная перемычка; 6-целики угля или бутовая полоса

Рис.2.8 Изолированный отвод метана за пределы выемочного участка при сплошной системе разработки.

3. Схемы проветривания выемочных участков с изолированным отводом метана из выработанных пространств по неподдерживаемым выработкам

Рис.2.9 а - Схема с использованием участковой выработки

Рис.2.9 б - Схема с использованием выработок ранее отработанных лав.

Рис.2.9 в - Изолированный отвод метана с использованием выработок ранее отработанных лав

4. Изолированный отвод метана из выработанного пространства в исходящую струю участка по трубопроводам при помощи специальных установок типа УСМ-02 и УВГ-1

Эти установки применяются для снижения концентрации метана на сопряжении лавы с вентиляционным штреком

Рис.2.10 Изолированный отвод метана из выработанного пространства в исходящую струю участка по трубопроводам при помощи специальных установок типа УСМ-02 и УВГ-1

Схемы установок УСМ-02 и УВГ-1 аналогичны и отличаются тем, что установка УСМ-02 применяется при метанообильности выработанного пространства до 1.5 м3/мин, а установка УВГ 1 имеет более мощный вентилятор и используется при метанообильности выработанного пространства до 3 м3/мин.

Расчет расхода воздуха для проветривания выемочного участка при изолированном отводе метана за его пределы, выбор средств отвода и меры безопасности

Расчет расхода воздуха при изолированном отводе МВС из выработанного пространства по трубопроводу с помощью газоотсасывающей установки осуществляется по формуле

Qуч=Qв.ш+Qтр (2.6)

где Qуч-расход воздуха в воздухо-подающей выработке, м3/мин;

Qв.ш-расход воздуха в вентиляционной выработке, м3/мин;

Qтр-расход воздуха на всасе газо-отсасывающего трубопровода, м3/мин;

Расход воздуха в вентиляционной выработке и трубопроводе определяется по формулам

Qв.ш= (2.7)

Qтр.= (2.8)

где Iуч-среднее ожидаемое метановыделение на выемочном участке, м3/мин;

КВ.П.–коэффициент, учитывыющий долю метановыделения из выработанного пространства в газовом балансе выемочного участка;

КВ.П.= (2.9)

-коэффициент, учитывающий эффективность изолированного отвода метана, доли единиц; принимается равным 0.7 для схем типа 1-М и 0.3-0.4 для схем типа 1-В;

СM-допустимая концентрация метана в трубопроводе; принимается равной 3%;

КД.С-коэффициент, учитывающий эффективность дегазации сближенных пластов, доли ед.; принимается в соответствии с «Руководством по дегазации угольных шахт».

Меры безопасности при эксплуатации газоотсасывающих установок.

Газоотсасывающая установка должна работать непрерывно. Ее отключение допускается только на время профилактических осмотров и ремонтов.

При любой остановке газоотсасывающего вентилятора электроэнергия на обслуживаемом установкой участке должна быть автоматически отключена. Газоотсасывающий трубопровод должен быть перекрыт заслонкой, и открыто окно для его проветривания.

Камера газоотсасывающего вентилятора должна проветриваться свежей струей воздуха, концентрация метана в камере должна контролироваться стационарным автоматическим прибором, снимающим напряжение с электрооборудования при концентрации метана 1 %.

Газоотсасывающая установка должна обслуживаться машинистом, прошедшим специальный инструктаж.

Машинист обязан:

1. Осуществлять ежесменный контроль состояния вентилятора, трубопровода и смесительной камеры;

2. Измерять не реже одного раза в час содержание метана в трубопроводе у вентилятора и не реже 3-х раз в смену в трубопроводе у лавы;

3. Обеспечивать подачу воздуха из штрека в трубопровод при помощи регулирующего окна вблизи лавы так, чтобы концентрация метана в трубопроводе у вентилятора не превышала 3 %, а в трубопроводе у лавы 3.5.%.

4. Выключить газоотсасывающий вентилятор при остановке главного вентилятора или при пожаре на участке; перекрыть трубопровод у лавы при неработающем вентиляторе и открыть регулировочное окно для его проветривания. Повторное включение вентилятора допускается только после снижения концентрации метана в камере ниже 1% и в трубопроводе у вентилятора до 3%.

Если концентрация метана на выходе из смесительной камеры достигает 2 % и более, а в трубопроводе у лавы превышает 3.5 % и у вентилятора 3 %, то должны быть приняты меры для увеличения расхода воздуха в камере и трубопроводе.

В выработке, где устроена смесительная камера, в 15-20 м от нее по ходу вентиляционной струи должен осуществляться контроль содержания метана стационарным автоматическим прибором. Датчик метана устанавливается у стенки на стороне расположения смесительной камеры и должен обеспечивать телеизмерение с регистрацией на самопишущем приборе.

2.6 Борьба с метаном средствами дегазации

2.6.1 Общие положения по дегазации угольных шахт

Основными источниками метана в угольных шахтах являются разрабатываемые пласты, подрабатываемые, надрабатываемые пласты и пропластки, а также вмещающие породы. Долевое участие каждого из этих источников отражается в газовом балансе выемочных участков и зависит от горно-геологических и горнотехнических условий

Дегазация шахт это совокупность мероприятий, направленных на извлечение и улавливание метана, выделяющегося из всех источников, с изолированным отводом его на поверхность (каптаж), а также предусматривающих физическое или химическое связывание метана до поступления его в горные выработки.

Критерием, определяющим необходимость проведения дегазации, является повышение метанообильности выработок Iф сверх допустимой по фактору вентиляции Iр

Iф > Iр=,м3/мин (2.10)

V-допустимая по ПБ максимальная скорость движения воздуха в лаве, м/с;

S-минимальная площадь сечения лавы по паспорту крепления, свободная для прохода воздуха, м2.

Коэффициент эффективности дегазации, при котором, обеспечиваются нормальные по фактору метановыделения условия определяется по формуле

КД1- (2.11)

Эффективность дегазации во многом зависит от того, какие пласты и вмещающие породы дегазируются, разгруженные или неразгруженные от горного давления. При частичной разгрузке пластов и вмещающих пород от горного давления газ из сорбированного состояния переходит в свободное состояние и дегазация эффективна.

2.6.2 Способы дегазации неразгруженных от горного давления пластов и вмещающих пород

2.6.2.1 Дегазация при проведении капитальных и подготовительных выработок

Дегазацию вмещающих пород и окружающего выработки массива угля в процессе проведения капитальных горных выработок необходимо применять при метановыделении в выработку 3 м3/мин и более.

При проведении вертикальных выработок стволов, гезенков, шурфов, дегазационные скважины длиной 30-100 м и диаметром 80-100 мм бурятся с поверхности или из специальных буровых камер, устраиваемых по сторонам проходимой выработки. Защищенная зона при этом на 7-8 м превышает диаметр ствола или другой вертикальной выработки. При бурении скважин метаноносный угольный пласт или слой газосодержащей породы должен перебуриваться на полную мощность.

При бурении скважин с поверхности бурятся 6-9 скважин по окружности, диаметр которой на 5-6 м больше диаметра ствола. Скважины герметизируются, подсоединяются к дегазационному газопроводу и вакуум-насосу. В дегазационных скважинах создается разряжение 150-200 мм рт. ст. и происходит дегазация пластов и газосодержащих пород.

При дегазации из забоя ствола из буровых камер бурят 9 скважин в виде веера. Направление скважин выбирается с таким расчетом, чтобы забои скважин пересекали газосодержащий слой по окружности, диаметр которой должен быть больше диаметра ствола на 7-8 м. Скважины подсоединяются к дегазационному трубопроводу, и производится дегазация угленосной толщи.

При вскрытии квершлагами слоя газосодержащей породы или метаноносного угольного пласта дегазационные скважины диаметром 80-100 мм бурятся через газосодержащий слой или угольный пласт до полного их пересечения. Скважины бурятся из камер, проходимых по бокам выработки на расстоянии 3-5 м по нормали от этого слоя или пласта. Число скважин 5-10. Направление бурения выбирается с таким расчетом, чтобы скважины пересекали газоносные породы по окружности диаметром не менее полутора и не более трех диаметров проводимой выработки. Скважины обсаживаются на глубину не менее 2-2.5 м и подсоединяются к газопроводу. Отсос газа должен производится под разряжением 100-200 мм.рт.ст.

Рис.2.11 Схема расположения скважин при вскрытии пласта квершлагом

2.6.2.2 Дегазация при проведении горизонтальных и наклонных выработок по угольным пластам.

Дегазация производится при метановыделении в выработку более 3 м3/мин. При длине проводимых выработок до 200 м барьерные скважины бурятся на всю длину будущей выработки. При большей длине выработки скважины бурятся из камер по обеим сторонам выработки на расстоянии 1.5-2.5 м от ее стенки. Длина скважин до 200 м, диаметр 50-100 мм. Разряжение в дегазационных скважинах следует поддерживать в пределах 100-150 мм. рт. ст.

2.6.2.3 Дегазация разрабатываемых угольных пластов скважинами, пробуренными из выработок

Этот способ применяется при подготовке пласта к выемке, как при столбовой, так и при сплошной системах разработки, если имеется достаточное опережение подготовительной выработки. Предпочтение необходимо отдавать скважинам, пробуренным по восстанию, так как они на 20-30 % эффективнее, чем нисходящие. При бурении необходимо учитывать направление основной системы трещин кливажа. Скважины, пробуренные перпендикулярно основной системе трещин на 10-30 % эффективнее и сокращают длительность дегазации.

Схемы дегазации разрабатываемых угольных пластов скважинами, пробуренными из выработок, делятся на 2 группы:

А-дегазационные скважины бурятся в плоскости пласта из пластовых подготовительных выработок по восстанию, падению, простиранию или под некоторым углом к линии простирания;

Б-дегазационные скважины бурятся из подготовительных или капитальных выработок через породную толщу в крест простирания пласта. Эта группа схем применяется в основном на пластах крутого падения.

При обеих группах схем возможно параллельно одиночное, веерное или кустовое расположение дегазационных скважин. Для схем группы А более эффективны параллельно-одиночные скважины, так как они относительно равномерно дегазируют пласт угля и могут быть использованы для нагнетания воды в пласт и увлажнения угольного массива с целью предотвращения внезапных выбросов угля и газа и снижения пылеобразования.

При выборе схемы дегазации разрабатываемого пласта скважинами в условиях наиболее распространенных столбовых и сплошных систем разработки необходимо руководствоваться следующими положениями:

а) Отдавать предпочтение восстающим параллельно-одиночным скважинам с параллельным расположением их относительно линии очистного забоя.

Веерное расположение пластовых дегазационных скважин следует принимать в исключительных случаях, когда невозможно бурить параллельно одиночные скважины. Например, в зонах геологических нарушений.

б) Принимать следующие геометрические параметры параллельно одиночных скважин, пробуренных по пласту:

диаметр скважин – 80-150 мм;

длину скважин устанавливать в зависимости от условий разработки:

если участок пласта оконтурен подготовительными выработками, то длина скважины принимается на 10-15 м меньше длины лавы для восстающих или горизонтальных скважин и равной высоте этажа – для нисходящих скважин; в последнем случае скважины герметизируются со стороны их устья и забоя.

Если участок пласта не оконтурен, имеется одна подготовительная выработка, из которой обуривается массив угля, то длина скважин принимается на 10-15 м больше длины лавы.

Расстояние между параллельно-одиночными скважинами принимается в соответствии с расчетом в зависимости от необходимой эффективности и продолжительности дегазации. Для условий Донецкого бассейна расстояние между скважинами ориентировочно можно определить по формуле

Ri=,м (2.12)

где t- продолжительность дегазации пласта, сут; (150-180 сут)

Кдег.пл- необходимая эффективность дегазации пласта.

в) герметизация устьев скважин должна производиться специальными герметизаторами или цементно-песчаным раствором. Пластовые скважины следует герметизировать на глубину 4-10 м, а скважины, пробуренные в крест простирания пласта через породную толщу – 2-5 м.

В заключение следует отметить, что эффективность дегазации неразгруженных от горного давления пластов незначительна, и как правило составляет 20-30 % и лишь при дегазации углей, имеющих высокую пористость и проницаемость она может достигать 40-50 %.

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

Рассмотрим свиту пластов К1-К5, залегающих на глубине Н из которых разрабатывается пласт К2. На указанной глубине пласт К2 выработан на пролете АВ на значительной площади. В произвольной точке «С», находящейся под невыработанной частью пласта К2 давление газа,меньше веса столба вышележащих пород, поэтому в этой зоне газ из пласта К1 не выделяется. В точке «Е», находящейся под выработанной площадью пласта К2 давление пород на пласт К1 падает до веса столба пород между пластами К1 К2. Если это давление меньше давления газа в пласте К1, газ постепенно переходит в свободное состояние, деформирует породы междупластья, в результате чего образуется полость n1 в которой накапливается свободный газ. В полости давление газа постепенно нарастает, и если давление газа оказывается больше сопротивления пород междупластья то породы прорываются. Газ из спутника К1 через образовавшиеся трещины поступает в выработки пласта К2.

Пласт К3, залегающий выше разрабатываемого пласта К2 и находящийся ниже линии беспорядочного обрушения КН практически полностью отдает газ в выработки пласта К2 Дегазация такого пласта скважинами не эффективна и не имеет смысла.

Рис.2.12 Схема дренирования спутников

Пласт К4, залегающий в зоне плавных погибов с разрывом сплошности пород выше линии беспорядочного обрушения также может отдавать газ в выработки пласта К2. Между спутником К4 и его почвой также образуется полость n2. В случае, если сопротивление пород между спутником и границей обрушения меньше давления газа в полости n2, газ прорывает эту толщу и поступает в выработки разрабатываемого пласта. Дегазация таких пластов достаточно эффективна.

Спутник К5, который находится в зоне плавных прогибов без разрыва сплошности пород, частично разгружается от горного давления. Следовательно, газ, находящийся в угле из сорбированного состояния переходит в свободное и скапливается в полости n3. По мере отработки пласта К2 и уплотнения пород в выработанном пространстве сплошность пород между спутником К5 и границей зоны обрушения может быть нарушена. Газ из спутника К5 будет поступать в выработки пласта К2.

Практика показывает, что спутники, залегающие в почве разрабатываемого пласта, отдают газ, если расстояние от пласта до спутника не превышает 30-35 м.

Спутники, залегающие в кровле разрабатываемых пластов, дегазируются, если расстояние от пласта до спутника не свыше 60-70 кратной мощности разрабатываемого пласта.

2.6.3.2 Схемы дегазации сближенных угольных пластов и вмещающих пород

Интенсивная газоотдача из сближенных угольных пластов происходит в зоне частичной разгрузки, которая захватывает породы кровли и почвы на определенном расстоянии от разрабатываемого пласта. По восстанию и падению эта зона ограничивается углами разгрузки , а по простиранию начинается на некотором расстоянии позади очистного забоя и продвигается вслед за ним. Угол между плоскостью напластования разрабатываемого пласта и граничной плоскостью начала разгрузки подрабатываемого массива, проведенной вдоль линии очистного забоя, составляет 50-850 и зависит от крепости, мощности слоев и литологического состава пород.

Схемы дегазации спутников и пород пологого, наклонного и крутого падения весьма разнообразны. Скважины могут буриться из откаточной, вентиляционной выработки или одновременно из откаточной и вентиляционной, с разворотом или без разворота в сторону очистного забоя. Выбор схемы дегазации в каждом конкретном случае определяется горно-техническими параметрами отработки пластов и условиями проведения работ по дегазации. Однако во всех случаях необходимо определить параметры дегазации:

-места заложения скважин;

-углы заложения скважин;

-длину и диаметр скважин;

-диаметр дегазационного трубопровода и тип вакуум-насосов.

При дегазации подрабатываемых пластов необходимо учитывать то, что в подрабатываемой толще образуются 3 зоны; беспорядочного обрушения, прогибов пород с разрывом их сплошности, и прогибов без разрыва сплошности. Скважины необходимо заложить таким образом, чтобы они не были подработаны и функционировали длительное время.

Пример

Определить угол заложения и длину дегазационных скважин для спутника К4 при отработке пласта К1. Скважины бурятся из откаточного штрека без разворота в сторону очистного забоя. Схема к определению параметров скважин представлена на рис.2.13

Рис.2.13 Схема к расчету параметров дегазации спутников

Условные обозначения:

1-зона беспорядочного обрушения;

2-зона плавных прогибов с разрывом сплошности пород;

3-Зона плавных прогибов без разрыва сплошности пород;

М- расстояние от разрабатываемого пласта до спутника по нормали;

b-размер целика или бутовой полосы по восстанию;

c-размер консоли;

-угол разгрузки;

-угол падения пласта;

-угол заложения скважины;

lскв-длина скважины.

Формулы для расчета

tq( lcкв=

2.7 Внезапные выбросы угля и газа и меры борьбы с ними

2.7.1 Основы теории внезапных выбросов угля и газа

Для эффективной борьбы с внезапными выбросами угля и газа необходимо знать причины, вызывающие эти явления, а также места участки и зоны, в которых можно ожидать их возникновение.

Природа и механизм внезапных выбросов до настоящего времени досконально не изучены. Имеются три группы гипотез объясняющих возникновение внезапных выбросов угля и газа.

К первой группе относятся гипотезы, в которых основная роль в выбросе угля отводится давлению газа заключенному в угле.

Ко второй группе относятся гипотезы, в которых основная роль в выбросе угля отводится горному давлению и напряженному состоянию, вызванному как горным давлением, так и геологическими условиями.

К третьей группе относятся гипотезы, в которых основная роль в выбросе угля отводится комплексному действию горного давления и газа, причем первое влияет на разрушение угля, а второе на выброс разрушенного угля.

Наиболее признанной в настоящее время является гипотеза 3-й группы разработанная В.В.Ходотом, согласно которой внезапный выброс происходит вследствии скачкообразного изменения напряженного состояния угольного пласта, резким повышением выделения газа, в результате чего образуется поток угля взвешенного в газе (рис.2.15).

P1, 1- эпюра давлений и напряженного состояния массива вокруг выработки по истечению некоторого времени после снятия полоски угля или ведения взрывных работ;

P2, 2- эпюра давлений и напряженного состояния массива вокруг выработки в момент снятия полоски угля или ведения взрывных работ;

P3, 3- эпюра давлений и напряженного состояния массива вокруг выработки в момент внезапного выброса 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.

Мероприятия по борьбе с внезапными выбросами угля и газа направлены на:

-извлечение газа содержащегося в угле;

-торможение газоотдачи;

-повышение пластичности угля;

-разгрузку угольного массива от опасных напряжений и повышение его фильтрационных свойств;

-упрочнение угольного массива;

-торможение процесса выброса в его первоначальной стадии.

По условиям применения - непосредственно в очистном забое или впереди него, независимо от ведения горных работ способы борьбы с внезапными выбросами принято делить на региональные и локальные.

К региональным мероприятиям относят: первоочередную отработку защитных пластов и профилактическое увлажнение угольных пластов. Региональные мероприятия выполняются до начала выемки угольных пластов и позволяют обработать пласт на большой площади.

К локальным мероприятиям относят: увлажнение угольного массива, гидроотжим угля, гидрорыхление пласта, гидровымывание опережающих полостей и щелей, торпедирование пласта, сотрясательное взрывание, бурение опережающих скважин различного диаметра.

Все перечисленные локальные мероприятия осуществляются во время отработки пласта, и требует бурения скважин. В тоже время известно, что опасные по внезапным выбросам участки пластов сложены интенсивно перемятым углем, по которым бурение скважин является крайне трудоемким процессом. Отступление от параметров бурения снижает эффективность мероприятий.

2.7.2.2 Региональные мероприятия по борьбе с внезапными выбросами угля и газа

Профилактическое увлажнение угольных пластов, опасных по внезапным выбросам

Гидравлическая обработка угольных пластов позволяет управлять их газодинамикой. Так, медленное насыщение пласта водой без изменения его фильтрационных характеристик приводит к консервации содержащегося в нем газа. При этом давление и скорость нагнетания не должны превышать естественную способность массива принимать жидкость. Физический процесс консервации метана в угле водой протекает следующим образом. Вода, нагнетаемая в пласт под давлением, вначале движется по трещинам и крупным порам, затем под действием капиллярных сил постепенно проникает в переходные поры и микропоры. Находящаяся в них жидкость сдерживает газовыделение из обнаженного массива и отбитого угля. Газовыделение из скважин уменьшается в 10-15 раз, а из отбитого угля в 2-3 раза.

При интенсивном нагнетании изменяются фильтрационные характеристики пласта, что приводит к его предварительной дегазации. В этом случае давление и темп нагнетания превышают естественную способность пласта принимать жидкость. Нагнетание под давлением, превышающим вертикальную составляющую напряжений от веса вышележащих пород, вызывает гидроразрыв и гидроразмыв пласта.

Параметры нагнетания: радиус увлажнения-10-15 м., напор-150-200 атм., темп нагнетания от 3до 15 л/мин.

Разработка защитных пластов

Пласты, оказывающие обезвреживающие действие при отработке их с опережением по отношению к опасным получили название защитных.

Сущность защитного действия опережающей подработки или надработки опасного по внезапным выбросам пласта заключается в его частичной разгрузке от давления вышележащих пород, вследствие чего угольный пласт расширяется, увеличивается его пористость, а следовательно и газопроницаемость. В результате разгрузки пласта снижается давление газа в нем, сорбираванный газ переходит в свободное состояние и дегазируется через породную толщу в выработки защитного пласта.

Для обеспечения эффективности действия опережающей отработки, опережение выемки защитного пласта по отношению к забою откаточного штрека на опасном пласте должно быть не менее двойного расстояния между пластами, считая по нормали к пласту. В таком случае при отработке верхнего крутого защитного пласта защищается не только очистной забой, но и забой откаточного штрека и при мощности пород междупластья до 60 м допускаются работы без дополнительных мероприятий по предупреждению внезапных выбросов. При большей мощности пород междупластья выбросы возможны, но меньшей интенсивности. В этих случаях ПБ требуют дополнительных мер по борьбе с выбросами. Если защитный крутой пласт залегает в почве, то нижняя часть лавы и забой откаточного штрека оказываются незащищенными. Величина незащищенной зоны равна 0.55*М, и при мощности пород междупластья более 10 м в незащищенной зоне необходимо применять дополнительные меры по борьбе с выбросами. Схема подработки , надработки опасных пластов на крутом падении представлена на рис.2.16

Рис.2.16 Схема к построению защитных зон для крутопадающих пластов

Обозначения принятые на рис.2.16:

-углы защиты, град; принимаются по “Инструкции по разработке пластов склонных к внезапным выбросам угля породы и газа” в зависимости от угла падения пласта (=70-800);

S-размер защищенной зоны по нормали к пласту, м

S1=1*2*S,м

S2=1*2*S,м

1-коеффициент, учитывающий мощность защитного пласта;

2-коеффициент, учитывающий процентное содержание песчаников в породах междупластья;

S, S-размер защищеной зоны, соответственоо при подработке и надроботке без учета мощности защитного пласта и процентного содержания песчаников в породах междупластья, м; принимается в зависимости от длины очистного забоя и глубины разработки по “Инструкции“

Определение защищенных зон при отработке пластов пологого падения

При пологом падении, по данным МакНИИ, защитными являются пласты, расположенные выше опасного на расстоянии до 45 м, и ниже опасного на расстоянии до 100 м.

При подработке, надработке опасного пологого пласта защищенная от выбросов зона со стороны падения и восстания расположена на расстоянии 0.1-0.15 М от вертикальных плоскостей, проходящих через верхнюю и нижнюю границы очистных работ защитного пласта. Расчет размеров зон защиты для пластов пологого падения производится по той же методике, что и для крутопадающих пластов

Рис.2.17 Схема к определению зон защиты для пластов пологого падения

2.7.2.3 Локальные мероприятия по борьбе с внезапными выбросами

Гидрорыхление угольного пласта

Гидрорыхление производится с целью частичной дегазации пласта и снижение напряженного состояния массива вблизи горной выработки.

Процесс гидрорыхления заключается в следующем. Бурятся скважины длиной 6-12м, диаметром не более 80мм и герметизируются на глубину 4-8м. В скважины нагнетается вода под давлением (0.75-2) Н со скоростью 3 л/мин. Расход воды не менее 20 тонну обрабатываемого массива. Расстояние между скважинами 6-12м, величина неснижаемого опережения 2-3м. Гидрорыхление применяются в очистных и подготовительных забоях

Гидроотжим угольного пласта

Гидроотжим преследует те же цели, что и гидрорыхление. Применяется во всех выроботках кроме восстающих под углом более 250.

Бурятся шпуры длиной 2-3 м. Герметизируются на глубину меньшую длины шпура на 0.3 м. Расстояние между шпурами 4-6 м. В скважины нагнетается вода. Максимальное давление воды

Рmax=(0.8-2)Н + Рс кг/см2,

а конечное при котором заканчивается процесс гидроотжима

Ркон=30+Рс, кг/см2

где Рс-потери напора в сети

Скорость нагнетания воды определяется по формуле

Vн25*m, л/мин

Гидроотжим считается эффективным, если выдвижение угольног забоя состовляет:

-в очистных забоях l=0.01 lг;

-в подготовительных забоях l=0.02 lг;

где lг-глубина герметизации, м

Неснижаемое опережение для очистных забоев не менее 0.7м, для подготовительных –1.0м.

Гидровымывание опережающих полостей

Применяется при проведении подготовительных выработок по пластам, имеющим нарушенную пачку угля крепостью не более 0.6 и мощностью не менее 5 см. Высота полости 5-25 см, ширина не менее 25 см, ширина целиков между полостями не более 30 см. (Рис.2.18) Длина полостей определяется по формуле

Lп2*lн.о., м

где lн.о-неснижаемое опережение полостей; принимается не менее 5 м.

Давление воды при вымывании полостей 50-100 кг/см2 (атм), расход воды 15-30 л/мин

Рис.2.18 Схема расположения опережающих полостей

Кроме, рассмотренных выше локальных мероприятий для борьбы с внезапными выбросами могут применяться следующие:

-образование разгрузочных щелей и пазов;

-бурение опережающих скважин;

-торпедирование угольного массива и сотрясательное взрывание.

2.7.3 Прогноз выбросоопасности угольных пластов

Прогноз выбросоопасности угольных пластов производится на следующих этапах освоения месторождения:

1. При геологоразведочных работах;

2. При вскрытии пластов стволами, квершлагами и другими полевыми выработками;

3. При ведении подготовительных и очистных работ.

Прогноз выбросоопасности пластов при ведении геологоразведочных работ производится геологоразведочными организациями по специальному руководству согласованному с МакНИИ. Прогноз выбросоопасности пластов в месте вскрытия производится в следующем порядке:

Для исключения возможности неожиданного вскрытия пласта бурятся разведочные скважины, при этом разведанная толща пород между пластом и выработкой должна быть не менее 5 м;

При приближении забоя вскрывающей выработки на расстояние не менее 3 м. по нормали к угольному пласту бурят разведочные скважины для отбора проб угля, и устанавливают выбросоопасность пласта на основе следующих показателей:

-выходу летучих веществ, %;

-зольности угля, %;

-начальной скорости газоотдачи;

-содержанию гелия, метана и высших углеводородов,%;

-разрушаемости керна, мм-1;

-давлению газа, кг/см2;

-скорости газовыделения, л/мин;

-мощности пласта, м;

-числу угольных пачек.

Выбросоопасность определяется по шкале признаков выбросоопасности, которая учитывает и кодирует все отмеченные выше признаки. Например: давление газа в пласте до 35 атм. Кодируется цифрой «0» и считается не опасным, а давление более 35 атм. цифрой «1» и считается опасным и т. д.

Пласт считается неопасным если число набранных «0» больше числа набранных «1» не менее чем на 2. Во всех остальных случаях пласт считается опасным.

Текущий прогноз выбросоопасности пластов

Прогноз по сейсмоакустической активности пласта заключается в следующем:

Определяется среднее значение часовой шумности (имп./час) на опорном интервале 30 час.

Признаком входа забоя в опасную зону считается устойчивый рост среднего значения шумности на 5-10 % по сравнению с предыдущим значением не менее 2 раз подряд. Этот признак получил название «критерий двух точек».

Кроме устойчивого повышения среднего значения шумности признаком опасности является внезапное возрастание часовой шумности в 4 раза и более по сравнению со средним уровнем шумности. Этот признак называется «критерием критического превышения». Об этом немедленно оповещается руководство шахты.

При определении шумности геофон устанавливается в шпуре длиной не менее 2 м, пробуренном по пласту из опережающей выработки. Минимальное расстояние от очистного забоя до геофона должно составлять не менее 3 м. Максимальное – не более радиуса действия геофона.

Текущий прогноз выбросоопасности по начальной скорости газовыделения из шпуров заключается в следующем:

1. Бурятся шпуры длиной 3.5 м. В подготовительных выработках бурят 2 шпура на расстоянии 0.5 м от стенки выработки. В очистных забоях шпуры располагают на расстоянии 0.5 м от кутков ниш, а в остальной части лавы- через 10 м друг от друга.

2. Зона относится к опасной, если хотя бы в одном из шпуров на глубине 3.5м замерена начальная скорость газовыделения 5 л/мин и более.

ЛЕКЦИЯ №4

II. РУДНИЧНАЯ АЭРОМЕХАННИКА

3. ОСНОВНЫЕ ЗАКОНЫ РУДНИЧНОЙ АЭРОДИНАМИКИ

3.1 Виды давления в движущемся воздухе. Понятие о депрессии

Любой движущийся объем воздуха всегда испытывает давление вышележащих слоев воздуха. Это давление называется аэростатическим (статическим) и является первой составной частью полного давления движущегося воздуха.

Движущийся воздух обладает кинетической энергией и в случае встречи, с какой либо преградой оказывает на преграду давление, величина которого зависит от кинетической энергии тела. Это давление называется динамическим или скоростным и является второй составной частью полного давления движущегося воздуха. Кинетическая энергия единицы объема движущегося воздуха определяется по формуле

Рд= (3.1)

где -объемный вес воздуха, кг/м3;

v-скорость движения воздуха, м/с.

Таким образом, полное давление равно сумме статического и динамического давлений. Для движущегося воздуха справедлив закон Паскаля, согласно которому статическое давление действует на все плоскости в потоке, включая стенки выработки и, направлено нормально к ним. В тоже время динамическое давление действует лишь на те поверхности, на которые происходит набегание потока.

Давление на пластинку бесконечно малой толщины, расположенную перпендикулярно направлению движения воздуха (рис.3.1) определится по формуле

[(Рст+Рдин)-Рст]*S=Рдин*Sм (3.2)

где Sм-Миделево сечение тела, м2

Рис.3.1 Схема к пояснению статического, динамического и полного давления в воздушном потоке

Давление на такую же пластинку, помещенную в поток параллельно направлению его движения, будет равно нулю.

Полная энергия единицы объема воздушного потока равна сумме его потенциальной и кинетической энергии. Так как потенциальная энергия потока характеризуется его статическим давлением, кинетическая – динамическим давлением, то полное давление равно

Р=Рст+Рдин (3.3)

Возьмем в выработке переменного сечения две точки 1, 2 (рис.2.2).

Рис.3.2 Схема к пояснению понятия депрессии

Допустим, что воздух движется от точки 1 к точке 2. Это будет соблюдаться только в том случае, если давление в точке 1 будет больше давления в точке 2.

Полное давление в точке 1 будет равно:

Рп.1=Рст.1+Рдин.1; (3.4)

а в точке

2Рп.2=Рст.2+Рдин.2 (3.5)

Разность давления в тачках 1, 2 называется депрессией и обозначается через h, H.

Разность статических давлений называется статической депрессией (hст)

hст=Рст.1-Рст.2 (3.6)

Разность динамических давлений - скоростной депрессией или скоростным напором (hск)

hск=Рдин.1-Рдин.2 (3.7)

Разность полных давлений - полной депрессией (hп)

hп=Рп.1-Рп.2 (3.8)

3.2 Измерение давления и депрессии в движущемся потоке

Для этой цели используются приемники давления и измерители и линии связи (трубки). В качестве приемников давления используются воздухомерные трубки различной конструкции. Наиболее распространенной из них является трубка Пито-Прандля, схема которой представлена на рис.3.3

В этой трубке приемником статического давления служит кольцевая щель или 4-6 отверстий 1 диаметром 0.1d , расположенных по периметру трубки, а приемником полного напора - осевое отверстие 2.

Рис.3.3 Схема воздухомерной трубки

Измерителями давления служат жидкостные манометры и микроманометры. В рудничной вентиляции широкое распространение получили микроманометры типа ММН, схема которого представлена на рис.3.4

Рис.3.4 Схема микроманометра

Жидкостный микроманометр, изображенный на рис.3.4, состоит из двух колен, одно из которых имеет изменяемый в определенных пределах наклон и значительно меньший диаметр. Как видно из рис.3.4, к широкому сосуду подведено большее давление, а меньшее - к подвижной измерительной трубке малого диаметра.

Обозначим площадь измерительной трубки f , а поперечное сечение сосуда - через F. Под действием разности давлений Р=Р1-Р2 =hж (где Р1> Р2 и ж- удельный вес жидкости) уровень жидкости в трубке повысится на величину а от нулевого положения, а в широком сосуде – опустится на величину h0 от начального нулевого положения, при этом объем жидкости равный h0*F, перетечет в трубку и будет равен объему а*f, т.е.

h0*F= а*f (3.9)

Разность уровней в коленах будет равна

h=h0 + h1 (3.10)

где h0-вертикальная высота опускания жидкости в широком сосуде;

h1-вертикальная высота подъема жидкости в измерительной трубке.

Но h1=а*Sin (3.11)

и h0=а*f/F (3.12)

Подставив вместо h1 и h0 их значения в предыдущее уравнение, получим

h=a (Sin + (3.13)

Следовательно, искомая разность давлений

Р= ж h=a (Sin + ж (3.14)

Отсюда видно, что увеличение «масштаба» измерения есть отношение отсчитываемой на шкале прибора величины к вертикальной высоте столба жидкости, h уравновешивающей измеряемую разность давлений,

(3.15)

Чувствительность прибора будет тем больше, чем меньше отношение f/F и чем меньше угол наклона . В микроманометрах типа ММН-240 f/F=1/400, Sin=0,2-0,8, а диаметр трубки 2 мм.

3.3 Основные законы аэродинамики

3.3.1 Закон сохранения массы

Движение воздуха в шахте подчиняется законам сохранения массы и энергии

Закон сохранения массы применительно к движению воздуха формулируется следующим образом: масса любого объема воздуха остается постоянной в процессе его движения.

Если в потоке выделить элементарный объем , достаточно малый, чтобы плотность воздуха в нем можно было считать постоянной, то закон сохранения массы можно записать так:

(3.16)

где – масса выделенного объема

Через проекции скорости потока в рассматриваемой точке на оси координат этот закон запишется так:

(3.17)

где u, v,w- соответственно, проекции скорости в рассматриваемой точке потока на оси x, y, z системы координат.

Для стационарного движения плотность, скорость, давление, температура в фиксированной точке потока не изменяются, тогда и равенство (3.17) запишется так:

(3.18)

а при постоянной плотности потока =const

(3.19)

В выработке постоянного сечения v=w=0 тогда из уравнения (3.19) найдем, что u=const, т. е. скорости движения воздуха в сходственных точках постоянны. Из уравнения (3.19) также следует, что увеличение скорости в одном направлении должно вызывать уменьшение ее в другом направлении, так как сумма членов в его левой части будет равна нулю тогда, когда одни из них будут положительны (ускорение течения), другие отрицательными (замедление).

Для случая стационарного движения воздуха в выработке из уравнения (3.16) получим

М=const (3.20)

Выразим массовый расход воздуха в выработке в виде

М=*Q (2.21)

где Q-объемный расход воздуха в выработке.

Тогда для изотермического процесса (т.е. при =const) из выражения (2.21) получим

Q=const (2.22)

Из выражения (2.22), называемого уравнением расхода, следует, что для стационарного движения объемный расход воздуха в выработке постоянный.

При разветвлении потока уравнение (2.22) примет вид

Qi=0 (2.23)

где i – номер потока; n – число потоков в разветвлении.

3.3.2 Закон сохранения энергии

Закон сохранения энергии, является основным законом движения воздуха по горным выработкам. При выводе основного закона принимают, что его объемный вес остается постоянным, т. е. рассматривают воздух как несжимаемый. Это ведет к погрешности, которая не более 7-10 %.

Рис.3.5 Схема к выводу уравнения Бернулли для струйки воздуха в выработке

В элементарной струйке тока выделим объем, а b с d. Элементарная струйка тока это струйка настолько малого поперечного сечения, что скорость движения воздуха в любом ее сечении постоянна. Элементарная струйка тока ограничена линиями тока. Линия тока это геометрическое место точек, касательная в любой точке есть вектор скорости потока. Через некоторое время dt объем переместится и займет положение a1b1c1d1. Площадь поперечного сечения струйки в ab S1, в cd S2, давление соответственно Р1, Р2. В предположении не сжимаемости потока воздуха перемещение объема воздуха a b c d в положение a1b1c1d1 можно рассматривать как перемещение объема воздуха abb1a1 в положение cd d1c1 при неизменном положении объема a1b1cd. Принимая во внимание закон сохранения энергии, запишем, что приращение кинетической энергии указанного объема равно работе внешних сил, т.е.

, (3.24)

где М и G – соответственно масса и вес элементарного объема воздуха. В равенстве (2.24) S1*mn=V1, а S2*m1n1=V2 и V1=V2=V-объем воздуха.

V= (3.25)

С учетом равенства (2.25) будем иметь

, (3.26)

Сгруппировав члены с однородными индексами, получим уравнение Бернулли для идеальных жидкостей и газов

(3.27)

В действительности при движении воздуха по выработкам имеет место трение его о стенки выработок. Обозначим потерю давления на трение через h. Кроме этого необходимо учесть, что в процессе движения воздуха по выработкам изменяется его объемный вес, т. е. const. Тогда равенство (3.27) запишется в виде

(3.28)

Из равенства (3.28) следует, что разность давлений, расходуемая на преодоление сопротивления сети горных выработок, определяется по формуле

h=(P1-P2)+(Z11-Z22)+() (3.29)

Равенство (3.29) является общим выражением закона движения воздуха по горным выработкам.

В этом равенстве (P1-P2)-разность давлений, создаваемая вентилятором;

(Z11-Z22)-разность весов столбов воздуха, которая называется естественной тягой;

()-скоростной напор;

Тогда получим

h=hв±hе±hск (3.30)

Из равенства (3.30)следует, что разность давлений, расходуемая вентилятором на преодоление сопротивления сети горных выработок движущимся по ним воздухом, слагается из перепада давления, создаваемого вентилятором, естественной тягой и скоростным напором. Причем в общем случае естественная тяга может способствовать или противодействовать работе вентилятора, входное и выходное сечение потока могут отличаться по величине, что учитывается знаком перед hе и hск

3.3.3 Режимы движения воздуха в шахтах

Движение воздуха по горным выработкам может быть ламинарным и турбулентным.

Ламинарный режим характеризуется небольшой скоростью и параллельными траекториями движения частиц при отсутствии перемешивания между различными слоями потока.

Для турбулентного режима характерны беспорядочные изменения параметров движения во времени и пространстве и перемешивание между слоями.

Если средняя скорость объемов потока при ламинарном движении постоянна, то скорость и давление потока не изменяются во времени, т. е. движение является стационарным. При турбулентном движении даже в случае постоянства средней скорости потока скорость и давление потока в любой точке изменяются, т.е. пульсируют во времени и постоянны лишь их средние значения. Такое движение называется квазистационарным. Пульсации скорости потока вызывает пульсацию содержания газа , пыли, тепла т т.д. Такие пульсации являются проявлением существующих в потоке вихрей различных размеров.

Основное различие между ламинарным и турбулентным режимами движения состоит в механизме переноса вещества. При ламинарном режиме этот перенос обусловлен обменом молекулами между слоями потока, а при турбулентном - обменом объемами. Турбулентный перенос во много раз интенсивнее молекулярного.

Режим движения воздуха в выработке можно установить по числу Рейнольдса, которое определяется по формуле

Re= (3.31)

где v-средняя скорость движения воздуха в выработке, м/с;

D-гидравлический диаметр выработке, м;

-кинематический коэффициент вязкости воздуха, м2/с.

Для воздуха кинематический коэффициент вязкости равен 1.5*10-5 м2/с. Гидравлический диаметр выработки определяется по формуле

D=4*S|P (3.32)

Экспериментально установлено, что в гладких трубах при Re2300 наблюдается устойчивое турбулентное движение. В шахтных выработках в связи с большой шероховатостью стенок критическое значение Re=1000-1500. Тогда для выработки диаметром 2-2.5 м, турбулентное движение наблюдается при скорости 1см/с и более. Правила безопасности требуют, чтобы скорость движения воздуха в выработках газовых шахт была не менее 0.25 м/с. Поэтому в проветриваемых выработках движение воздуха всегда турбулентное. Ламинарное движение воздуха наблюдается через перемычки и уплотненные участки обрушений в выработанном пространстве.

3.3.4Типы воздушных потоков

Различают воздушные потоки двух типов: ограниченные (с твердыми границами) и свободные (не имеющие твердых границ) называемые свободными струями. Примером ограниченных потоков являются потоки на прямолинейных участках выработок при постоянном их сечении. В этом случае потоки имеют твердые границы в виде поверхности выработок.

Свободные струи образуются при выходе воздушного потока из воздухопровода ограниченного сечения в неограниченное (большое) пространство. Воздушная струя при этом распространяется в заполненном воздухом пространстве и не имеет твердых границ. Примером свободных струй являются потоки воздуха, выходящие из выработки малого сечения в камеру большого сечения, или из трубопровода в выработку и др. В зависимости от формы поперечного сечения свободные струи могут быть круглыми и плоскими. Если свободная струя соприкасается с твердой поверхностью и не получает полного развития, она называется неполной.

Ограниченные потоки используются для проветривания сквозных вы работок, а свободные струи тупиковых выработок при нагнетательном способе проветривания и камер. Принципиальное отличие ограниченных потоков от свободных струй заключается в том, что перенос примесей в ограниченном потоке происходит за счет турбулентной деформации потока, а в свободной струе за счет турбулентной диффузии, которая во много раз интенсивнее. Это и является причиной того, что для проветривания тупиковых выработок применяется нагнетательный способ проветривания.

Дальнобойность свободной струи можно определить по формуле

Lс4 (3.33)

Если принять S=4 м2 то получим, что Lс=8 м. Это соответствует требованиям ПБ к отставанию вентиляционных труб от забоя для газовых шахт.

ЛЕКЦИЯ №5

4. АЭРОДАНАМИЧЕСКОЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

4.1 Природа и виды аэродинамического сопротивления

В воздухе действуют силы межмолекулярного сцепления, которые определяют его молекулярную вязкость и появление тангенциальных напряжений. Вязкость воздуха обуславливает его прилипание к стенкам выработки, что в свою очередь, вызывает торможение, прилегающих к стекам слоев воздуха, уменьшающееся по мере удаления то стенки. В результате этого появляются касательные напряжения и соответствующие им силы препятствующие движению, которые получили название сил трения. Вследствие наличия внутреннего трения Энергия, сообщаемая воздуху извне и приводящая его в движение, рассеивается в виде тепла, и поток безвозвратно теряет ее.

При движении воздуха отдельные его объемы, набегая на омываемые потоком тела, оказывают на них давление и испытывают аналогичную реакцию со стороны этих тел. При этом объемы воздуха тормозятся и теряют часть своей энергии. В результате возникает вторая составляющая силы аэродинамического сопротивления, называемая силой давления. Таким образом, сила аэродинамического сопротивления состоит из двух составляющих силы трения и силы давления. Сила аэродинамического сопротивления в выработке и соотношение ее составляющих зависят от шероховатости поверхности выработки, ее поперечного сечения и длины, наличия в ней поворотов ,сужений, расширений, различных предметов. По этим факторам условно различают три вида аэродинамического сопротивления: сопротивление трения, лобовые сопротивления и местные сопротивления.

4.1.1 Сопротивление трения

Рассмотрим случай движения воздуха по прямолинейной горизонтальной выработке постоянного сечения. В потоке движущегося по горной выработке воздуха действуют как силы трения, вызванные влиянием вязкости, ток и силы давления на погруженные в поток выступы шероховатости. То есть силы трения, и силы давления распространяются по всей поверхности выработки и везде проявляются совместно. На практике обе силы оценивают совместно и называют сопротивлением трения.

В условиях горных выработок основное сопротивление движению воздуха оказывают элементы крепи. Поток воздуха, подойдя к элементу крепи, поджимается, в результате чего лобовая часть элемента испытывает давление. За элементом крепи вследствие срыва потока образуется свободная струя и мертвая зона, заполненная воздухом, находящимся в вихревом движении. Далее в зависимости от расстояния до следующего элемента крепи либо находится, либо область ограниченного потока, либо начинается его поджатие.

Определение сопротивления трения

Из курса гидравлики известно, что потеря давления, обусловленная преодолением сопротивления трения при движении жидкости по трубопроводу, определяется по формуле

(4.1)

где -безразмерный коэффициент, учитывающий шероховатость труб;

L-длина прямолинейного участка трубопровода, м;

D- диаметр трубопровода, м;

v-скорость движения жидкости, м/с;

-объемный вес воды, кг/м3;

g- ускорение силы тяжести, м/с2.

Законы, описывающие движение воды по трубам и воздуха по горным выработкам аналогичны. Поэтому, после незначительных преобразований равенство (4.1) можно использовать для определения потерь напора на трение воздуха о стенки выработки. Диаметр трубопровода можно выразить через гидравлический диаметр выработки

Д=4S/Р (4.2)

где S - поперечное сечение вы работки в свету, м2;

Р - периметр вы работки, м.

Скорость движения воздуха по выработке выразим через расход и поперечное сечение

V=Q/S (4.3)

C учетом равенств (3.2) (3.3) равенство (3.1) примет вид

, кг/м2 (4.4)

В равенстве (4.4) отношение , получило название коэффициента аэродинамического сопротивления горной выработки и обозначается через . Размерность этой величины кг*с2/м4. С учетом принятого обозначения получим

, кг/м2 (4.5)

Формула (4.5) используется при расчете депрессии горных выработок и широко используется при проектировании вентиляции шахт. Значения величины для выработок приведены в Руководстве по проектированию вентиляции шахт.

Для конкретно взятой выработки величина , входящая в формулу (4.5) является постоянной величиной. Эта величина называется аэродинамическим сопротивлением горной выработки, обозначается через R и имеет размерность кг*с2/м8.

Тогда h=R*Q2 (4.6)

Равенство (4.6) широко используется при расчете вентиляционных сетей.

4.1.2 Лобовые сопротивления в горных выработках

Лобовым называется сопротивление, оказываемое потоку находящимся в нем телом. В условиях горных выработок лобовым сопротивлением называется сопротивление тел, размеры которых поперек потока значительно превосходят размеры выступов шероховатости (вагонетки, электрооборудование, армировка шахтных стволов и т. д.). Понятие лобового сопротивления в определенной степени условно. Например, лобовое сопротивление оказывают выступы шероховатости стенок выработки. Однако их сопротивление относится к сопротивлению трения.

Определение лобового сопротивления

Выделим в выработке участок длиной L, в котором имеется лобовое сопротивление (рис.4.1)

Рис.4.1 Схема к определению депрессии лобового сопротивления

Отбросим части потока, находящиеся слева от сечения 1-1 и справа от сечения 2-2, и заменим их действие силами давления Р1=р1*S и Р2=р2*S (р1, р2- удельное давление в сечениях 1-1, 2-2, S-сечение выработки). При установившемся движении все силы на участке уравновешиваются. Если условно принять силы трения на участке равными нулю, то

p1S=р2 S+F (4.7)

Откуда р1-р2=F/S (4.8)

Выразим силу сопротивления тела F обтекаемого турбулентным потоком, через скоростное давление потока около тела

F=кл (4.9)

где кл- коэффициент лобового сопротивления;

v-скорост движения воздуха, м/с;

-объемный вес воздуха, кг/м3.

Скорость движения воздуха в равенстве (4.9) выразим через расход воздуха и поперечное сечение выработки

V=Q/S-Sм (4.10)

Тогда F=кл (4.11)

С учетом выражения (4.11) формула (4.8) выразится в виде

р1-р2=кл (4.12)

Если условно принять, силы трения на участке равными нулю то р1-р2 есть депрессия лобового сопротивления hл.с., т.е.

hл.с.=кл (4.13)

Из равенства (3.13) следует, что аэродинамическое сопротивление лобового сопротивления есть величина

Rл.с.=кл (4.14)

а закон сопротивления лобового сопротивления примет вид

hл.с=Rл.с*Q2 (4.15)

4.1.3 Местные сопротивления в горных выработках

К местным сопротивлениям относятся сопротивления, вызываемые резкими (местными) изменениями формы, размеров и направления внешних границ потока. Внезапные расширения, сужения и повороты, вентиляционные окна, места разветвления выработок, кроссинги, каналы вентиляторов и др. Для местных сопротивлений характерным является срыв струи с твердых границ потока под действием сил инерции воздуха и образование свободной струи. В результате область между свободной границей потока и поверхностью выработки, называемая застойной или мертвой заполняется присоединенными воздушными массами, находящимися во вращательном движении. Энергия вращательного движения в такой области посредством внутреннего трения передается все более мелким вихрям и в конечном счете рассеивается в виде тепла. В то же время в результате турбулентного обмена через границу свободной струи в застойную область из основного потока поступают объемы воздуха, обладающие высокой энергией, а в поток из застойных зон, объемы с малой энергией. Вследствие этого происходит постоянная утечка энергии из потока, расход которой в данном случае значительно больше расхода, который был бы на этом же участке выработки при обычном ограниченном потоке.

Расчет местных сопротивлений.

Депрессия местного сопротивления может быть выражена как часть скоростной энергии потока у сопротивления

hм.с= (4.16)

где -коэффициент местного сопротивления.

Выразив скорость движения воздуха через его расход, получим

hм.с= (4.17)

Из равенства (4.17) следует, что аэродинамическое сопротивление местного сопротивления определяется выражением

Rм.с=, (4.18)

а закон сопротивления описывается равенством

hм.с= Rм.с*Q2 (4.19)

Таким образом, не зависимо от вида аэродинамического сопротивления, закон сопротивления описывается аналогичными равенствами.

4.1.4 Единицы аэродинамического сопротивления

Ранее установлено, что закон сопротивления при турбулентном движении воздуха по горным выработкам описывается равенством

h=R*Q2 (4.20)

Тогда аэродинамическое сопротивление горной вы работки определится по формуле

R= (4.21)

Принимая h=1 кг/м2, а Q=1 м3/с., получим R=кг*с2/м8. Единица с такой размерностью носит название киломюрг или большая единица сопротивления и обозначается-k. На практике иногда используют единицу в 1000 раз меньшую –мюрг. Обозначается-r.

R*1000=r (4.22)

Величина обратная корню квадратному из большой единицы сопротивления называется пропускной способности шахты или выработки

К= (4.23)

кi= (4.24)

где К, кi –соответственно, пропускная способность шахты и выработки, м3/с;

R, Ri-аэродинамическое сопротивление шахты и выработки, к.

Умножив числитель и знаменатель равенств (4.23) (4.24) на расход воздуха, получим

К= (4.25)

кi= (4.26)

Из равенств (4.25), (4.26)следует, что величина К показывает сколько воздуха про ходит по шахте или выработке при депресии шахты H или выработки hi равной 1 кг/м2.

5. ШАХТНЫЕ ВЕНТИЛЯЦИОННЫЕ СЕТИ И МЕТОДЫ ИХ РАСЧЕТА

5.1 Элементы шахтной вентиляционной сети

Совокупность связанных между собой выработок шахты, по которым движется воздух и вентиляторов называется вентиляционной сетью.

Вентиляционные сети изображаются в виде вентиляционных планов (схем проветривания) и аэродинамических схем (схем вентиляционных соединений).

На вентиляционных планах условными знаками отмечены направление воздушных потоков, вентиляционные сооружения, количество проходящего по выработкам воздуха, его скорость, поперечное сечение выработок, места установки датчиков контроля параметров рудничной атмосферы, телефонов, станций замера расхода воздуха, сланцевых и водяных заслонов, вентиляторов местного проветривания (ВМП) с указанием режима их работы и др. (рис.5.1).

Рис.5.1 Вентиляционный план (схема проветривания) шахты

Аэродинамическая схема-это упрошенный граф сети не отражающий пространственного расположения выработок, но сохраняющий взаимосвязь всех элементов сети. На рисунке 5.2 представлена аэродинамическая схема вентиляционного плана изображенного на рисунке 5.1.

Аэродинамические схемы применяются при расчетах вентиляционной сети. Направление путей утечек на таких схемах указывается штриховыми линиями.

Места соединения трех и более выработок называются узлами сети (на схемах обозначаются цифрами 1, 2, 3 и т. д.). Выработка (или цепь последовательно соединенных выработок) соединяющая два узла, называется ветвью (участки 3-4, 4-5-6-7, 3-10-11-12).

Часть схемы, ограниченная со всех сторон ветвями и не содержащая ветвей внутри себя, называется элементарным контуром, или ячейкой

Для любой замкнутой вентиляционной сети справедливо соотношение

В=К+У-1 (5.1)

где В-число ветвей;

К-число независимых контуров;

У-число узлов сети.

Из равенства (5.1) число независимых контуров определится по уравнению

К=В-У+1 (5.2)

Из равенства (5.2), следует, что число независимых контурных уравнений равно числу контуров.

5.2 Основные законы движения воздуха в шахтных вентиляционных сетях

Движение воздуха по шахтным вентиляционным сетям подчиняется законам сохранения массы и энергии.

Согласно закону сохранения массы, сумма масс воздуха, подходящих к узлу в единицу времени, должна быть равна сумме масс, уходящих от узла в единицу времени. Поскольку удельный вес воздуха в пределах узла практически не меняется, вместо масс можно оперировать расходами воздуха Q. Для приведенной на рис.4.3 схемы имеем

Рис.5.3 Узел вентиляционной сети

Q1+Q2=Q3+Q4 (5.3)

или Q1+Q2+Q3+Q4 =0 (5.4)

В общем виде

(5.5)

где n-число ветвей соединяющихся в узле;

i- номер подходящей к узлу ветви.

Соотношение (5.5) является математическим выражением первого закона сетей.

Рассмотрим изменение энергии, в каком либо элементарном контуре, например 1-2-3-4-5-1 на (рис.5.4а). Совершим полный его обход по часовой стрелке от узла 1. Вследствие однозначности давления в любой точке сети общее падение давления на пути 1-2-3-4-5-1 будет равно нулю

Рис.5.4 Элементарный контур вентиляционной сети

Р1-2-3-4-5-1=0 (5.6)

Учитывая, что на пути 1-2-3-4 давление падает, так как направление обхода совпадает с направлением движения воздуха, а на пути 4-5-1 взрастает, так как направление обхода противоположно направлению движения, будем иметь

Р1-2-3-4=Р4-5-1 (5.7)

Но

Р1-2-3-4=Р1-2+Р2-3+Р3-4=h1-2+h2-3+h3-4;

Р4-5-1=Р4-5+Р5-1=h4-5+h5-1;

где h-депрессия соответствующей ветви.

Следовательно, согласно соотношению (5.7) можно записать

h1-2+h2-3+h3-4=h4-5+h5-1

Поскольку h>0, если направление воздуха в ветви совпадает с направлением обхода, и h<0 , если эти направления противоположны, имеем в общем, виде

(5.8)

Равенство (5.8) выражает второй закон сетей или закон сохранения энергии в сети. Это равенство действительно для случая, когда в контуре нет источника энергии.

Если в контуре один или несколько источников энергии (вентилятор, естественная тяга и др. (рис.5.4б) ,то суммарная потеря энергии в контуре будет равна, энергии, поступающей от этих источников

(5.9)

Равенство (5.9) выражает второй закон сетей для случая, когда в контуре имеется источник энергии.

5.3 Аналитические методы расчета простейших вентиляционных сетей

Под расчетом вентиляционной сети понимается определение количества воздуха, проходящего по ее отдельным ветвям, депрессии ветвей, а также общего сопротивления и депресси сети.

Последнее представляет собой сопротивление такой выработки, депрессия и расход воздуха в которой равны депрессии и расходу воздуха в сети.

Аналитические методы расчета вентиляционных сетей базируются на использовании первого и второго законов сетей.

В зависимости от взаимного расположения выработок в схеме различают три основных простейших вида соединений: последовательное (рис.5.5), параллельное (рис.5.6), и диагональное (рис.5.7).

5.3.1 Последовательно-параллельные соединения и их свойства

Рассчитать любое соединение это, значит, определить режим проветривания всех ветвей входящих в соединение. Режим проветривания вентиляционной ветви характеризуется в полной мере тремя параметрами:

Потоком воздуха, протекающим по ветви, qi м3/с;

Депрессией ветви, которая представляет собой разность полных давлений на концах ветви, hi кг/м2;

Аэродинамическим сопротивлением ветви, Ri кг*с2/м8;

Эти параметры связаны между собой отношением

Р1-Р2=hi=Ri*q (5.10)

где Р1, Р2 –полное давление в начале и конце ветви.

Из этого отношения каждый параметр может быть определен при условии, что два других известны

Ri= (5.11)

qi= (5.12)

Пользуясь первым и вторым законами расчета сетей, выведем соотношения, которыми описываются последовательно-параллельные соединения и сформулируем правила их расчетов.

Обозначим:

qi, hi, Ri- cсоответственно, поток воздуха, депрессию и аэродинамическое сопротивление вентиляционной ветви;

Q, H, R0- cсоответственно, поток воздуха, депрессию и аэродинамическое сопротивление всего соединения.

Последовательное соединение и его свойства

Последовательным называется такое соединение вентиляционных ветвей когда начало одной из них совпадает с концом предыдущей ветви, а конец с началом последующей. (рис.5.8)

Рис.5.8. Последовательное соединение горных выработок

В соответствии с первым законом расчета вентиляционных сетей поток воздуха, приходящий в точку соединения двух любых соседних ветвей должен быть равен потоку, уходящему из этой точки, т.е.

q1=q2= qi= qn=Q (5.13)

Депрессия любой выработки ,входящей в последовательное соединение есть разность давлений между ее началом и концом, т. е.

hi=Pi-Pi-1 (5.14)

Тогда логично разность давлений в начальной и конечной точках всего соединения определить, как общую депрессию соединения т. е.

H=P0-Pn (5.15)

Сложим депрессии всех ветвей последовательного соединения

(P0-P1)+(P1-P2)+ +(Pi-1-Pi)+ (Pn-1-Pn) (5.16)

И равенстве (4.16) каждому слагаемому кроме Р0 и Рn найдется равное с противоположным знаком, поэтому

P0-Pn (5.17)

и с учетом равенства (5.15)

Н (5.18)

Общая депрессия последовательного соединения равна сумме депрессий всех ветвей, входящих в соединение

Разделим обе части равенства (5.18) на квадрат расхода воздуха q=Q2

(5.19)

В соответствии с равенством (5.11) =Ri, следовательно, можно записать

(5.20)

То есть общее сопротивление последовательного соединения равно сумме сопротивлений ветвей, входящих в соединение

Депрессия любой ветви последовательного соединения, как и депрессию всего соединения можно выразить через аэродинамическое сопротивление и расход воздуха т. е.

hi=Ri*q (5.21)

H=R0 Q2 (5.22)

Из равенств (5.21), (5.22) q=hi /Ri ,и Q2 =H/R0, а так как в последовательном соединении qi=Q то можно записать

(5.23)

Из равенства (5.23) следует

Hi= (5.24)

В последовательном соединении депрессии отдельных ветвей пропорциональны их сопротивлениям.

Параллельное соединение и его свойства

Параллельное соединение горных выработок может быть простым (рис.5.9) и сложным (рис.5.10).

Простым параллельным называется такое соединение вентиляционных ветвей, в котором все начала ветвей расходятся в одном узле, а сходятся в другом (рис.5.9).

Сложным параллельным соединением называется такое соединение, когда кроме параллельных ветвей расходящихся в одном узле и сходящимся в другом в этих ветвях имеются дополнительные параллельные ветви (рис.5.10).

Рассмотрим свойства простого параллельного соединения. Согласно определению депрессии разность давления в узлах 1, 2 определяет как депрессию любой ветви входящей в соединение так и депрессию всего соединения, тогда можно записать

Р1-Р2=h1=h2= =hi= hn=H (5.25)

То есть в параллельном соединении депресии всех ветвей одинаковы и равны депрессии всего соединения.

Так как к узлу 1 притекает поток Q , равный общему потоку соединения, а вытекают из него потоки q1, q2 qi qn , а в узле 2 все наоборот, то в соответствии с первым законом сетей можно записать

Q= (5.26)

Общий поток параллельного соединения равен сумме потоков в отдельных ветвях.

Поток воздуха в любой ветви параллельного соединения, а также общий расход воздуха можно вы разить через депрессию и аэродинамическое сопротивление т. е.

Q= (5.27)

qi= (5.28)

С учетом равенств (5.27), (5.28) равенство (5.26) можно записать в виде

= (5.29)

Так как в параллельном соединении Н=hi, то сократив обе части последнего равенства на получим

(5.30)

Величина обратная корню квадратному из сопротивления называется пропускной способностью, следовательно

K= (5.31)

То есть общая пропускная способность параллельного соединения равна сумме пропускных способностей ветвей соединения.

Так как К=1/, то равенства (5.27), (5.28) можно переписать в виде

Q=K (5.32)

qi=ki (5.33)

Так как в параллельном соединении H=hi то из равенств (5.32), (5.33) получим,

Qi= (5.34)

Потоки воздуха в отдельных ветвях параллельного соединения пропорциональны пропускной способности этих ветвей.

Теперь целесообразно выписать основные расчетные формулы последовательного и параллельного соединения и сравнить их.

Последовательное соединение	Параллельное соединение
q1=q2= qi= qn=Q	h1=h2= =hi= hn=H
	Q=
	K=
Hi=	Qi=

В последовательном соединении потоки воздуха во всех ветвях одинаковы, депрессия и сопротивления складываются, а депрессия каждой ветви пропорциональна ее сопротивлению.

В параллельном соединении депресии всех ветвей одинаковы, потоки воздуха и пропускные способности суммируются, а расходы воздуха в ветвях пропорциональны их пропускной способности.

Полученные зависимости позволяют выполнять расчет сложных последовательно-параллельных соединений.

Рассмотрим пример расчета сложного последовательно-параллельного соединения.

Заданы аэродинамические сопротивления ветвей сложного последовательно-параллельного соединения горных выработок и общая депрессия соединения (рис.5.11). Рассчитать режим проветривания всех ветвей соединения (q, м3/c, h, даПа). Сопротивления ветвей на схеме заданы в киломюргах (кг*с2/м8) , а депрессия в даПа.

Решение задачи производится в следующей последовательности:

1.Обозначим узлы и ветви схемы представленной на рис.5.11. Если из одного узла в другой идет одна ветвь она обозначается числами-парами соединяемых узлов. Например, 0-1, 1-2, 6-4 и т. д. Отдельные ветви параллельных разветвлений обозначим номерами узлов и буквами. Например, 3-а-4, 3-б-4 и т. д. Разветвленный участок сети между двумя узлами номерами узлов в скобках. Например, (3-4) (5-6) и т. д.

2.Для определения общего расхода воздуха в сети Q и расхода воздуха в ветвях qi, необходимо определить общее сопротивление сети R0. Расчет величины R0 производим в следующей последовательности:

2.1 Определяем общее сопротивление простого параллельного соединения между узлами 3-4

R (3-4)= K (3-4)=+

2.2 Определяем общее сопротивление ветвей последовательного соединения 2-3, (3-4)

R2-(3-4)=R2-3+R(3-4)

2.3 Определяем общее сопротивление параллельного соединения между узлами 2-4.

R (2-4)= К(2-4)=+

2.4 Определяем общее сопротивление последовательного соединения ветвей 1-2 и (2-4)

R1-(2-4)=R1-2+ R(2-4)

2.5 Определяем общее сопротивление параллельного соединения между узлами 5-6

R(5-6)= K(5-6)=

2.6 Определяем общее сопротивление последовательного соединения ветвей 1-5, (5-6) и 6-4

R1-(5-6)-4=R1-5+ R(5-6) + R6-4

2.7 Определяем общее сопротивление параллельного соединения между узлами 1-4

R(1-4)= K(1-4)=

Определяем общее сопротивление вентиляционной сети

R(0-7)= R0-1+ R(1-4) + R4-7

3. Определяем общий расход воздуха в сети

Q=

3.1 Определяем расходы воздуха в ветвях параллельного соединения 1-(2-4) и 1-(5-6)-4

q1-(2-4)= q1-(5-6)-4=

3.2 Определяем расходы воздуха в ветвях параллельного соединения 2-(3-4) и 2-4

q (2-3)-4= q 2-4=

Определяем расходы воздуха в ветвях (3-а-4, и 3-б-4), по формулам

q3-а-4= q 3-б-4=

3.3 Определяем расходы воздуха в ветвях 5-а-6, (5-б-6) и (5-в-6), по формулам

q5-а-6= q (5-б-6)=

Результаты расчетов сложного последовательно-параллельного соединения, представленного на рис.5.11 по формулам сводим в таблицу.

Таблица 5.1 – Результаты расчетов воздухораспределения в сложном последовательно параллельном соединении

Обозначения ветвей схемы	Сопротивление ветвей R, кг*с2/м8	Пропускная способность К, м3/с	Расход воздуха, q, м3/с	Депрессия ветвей, h, кг/м2
3-а-4	1.12	0.94	3.96	17.6
3-б-4	0.32	1.77	7.44	17.7
(3-4)	0.136	2.71	11.4	17.7
2-3	0.074		11.4	9.6
2-(3-4)	0.21	2.18	11.4	27.3
2-4	0.17	2.44	12.7	27.4
(2-4)	0.047	4.62	24.1	27.4
1-2	0.0076		24.1	4.4
1-(2-4)	0.0546	4.28	24.1	31.7
5-а-6	0.35	1.7	6.9	16.7
5-б-6	0.58	1.3	5.3	16.3
(5-6)	0.111	3.0	12.2	16.5
1-5	0.017		12.2	2.5
6-4	0.084		12.2	12.5
1-(5-6)-4	0.212	2.17	12.2	31.6
(1-4)	0.024	6.45	36.3	31.6
0-1	0.080		36.3	105.4
4-7	0.0098		36.3	12.9
(0-7)	0.1138		36.3	150

ЛЕКЦИЯ №6

5.3.2. Диагональное соединение горных выработок и его свойства

Диагональным называется соединение выработок, при котором две параллельные выработки соединяются между собой, кроме начального и конечного пунктов, еще одной или несколькими дополнительными выработками называемыми диагоналями. А под диагональю понимается такая ветвь-выработка, направление движения воздуха в которой может измениться на противоположное при изменении аэродинамического сопротитивления других ветвей.

Диагональное соединение бывают простые и сложные. Диагональное соединение с одной диагональю называется простым (рис.5.12), двумя и более сложным (рис.5.13).

При обычном ведении горных работ аэродинамическое сопротивление выработок, может изменяеться до величин в 15-20 раз от первоначального, а при авариях изменения могут быть более значительными. Поэтому в диагоналях может происходить самопроизвольное опрокидывание вентиляционной струи, что не только не желательно, но и может быть причиной аварии.

Относительно просто аналитическими методами рассчитывается лишь простое диагональное соединение.

Расчет простого диагонального соединения

Известны сопротивления ветвей простого диагонально соединения R1, R2, R3,

R4, R5, а также общее количество воздуха проходящего через это соединение Q или общая депрессия соединения Н. Необходимо определить количество воздуха во всех ветвях соединения q1, q2, q3, q4, q5 и общее сопротивление соединения R0

Для решения поставленной задачи, прежде всего, необходимо определить направление движения воздуха в диагонали 2, 3. В зависимости от величины давления в узлах 2, 3.воздух в диагонали может двигаться в любую сторону или не двигаться совсем. Так если принять, что давление в узлах 2, 3 одинаково то воздух в диагонали не пойдет.

Р2=Р3 q5=0 (5.35)

Выразим давление в узлах 2, 3 через давление в узлах 1, 4 и депрессию.

Р2=Р1-h1-2 (5.36)

Р3=Р1-h1-3 (5.37)

Р2=Р4 +h2-4 (5.38)

Р3=Р4-h3-4 (5.39)

Подставляя значения давления из равенств (5.36, 5.39) в равенство (5.35) получим

h1-2=h1-3 (5.40)

h2-4=h3-4 (5.41)

Выразим депрессии в равенствах (5.40), (5.41) через аэродинамические сопротивления ветвей и потоки воздуха

R1 q=R2 q (5.42)

R3 q=R4 q (5.43)

Так как воздух в диагонали не идет q5=0 то q1=q3, а q2=q4 тогда разделив равенство (5.42) на равенство (5.43) получим

(5.44)

Равенство (5.44) является условием того, что воздух в диагонали не пойдет.

Допустим, что воздух в диагонали движется от узла 2 к узлу 3. Это условие будет выполняться, если давление в узле 2 будет больше чем давление в узле 3.

Р2>Р3 (5.45)

Подставляя значения давлений их равенств (5.37, 5.39) в равенство (5.45) получим

h1-2<h1-3 (5.46)

h2-4>h3-4 (5.47)

Выразим депрессии в неравенствах (5.46) (5.47) через аэродинамические сопротивления ветвей им потоки воздуха предварительно имея в виду, что Q=q2+q3+q5; q1=q3+q5; q4=q2+q5.

ТогдаR1*(q3+q5)2<R2*q(5.48)

R3*q>R4*(q2+q5)2 (5.49)

Разделив неравенство (5.48) на неравенство (5.49) получим

< (5.50)

Выражения в скобках неравенства (4.50) больше единицы и их отбрасывание усилит неравенство, тогда условие движения воздуха от узла 2 к узлу 3 будет иметь вид

< (5.51)

Аналогично можно получить, что для случая движения воздуха от узла 3 к узлу 2 должно соблюдаться неравенство

> (5.52)

Таким образом, пользуясь формулами (5.44), (5.51), (5.52) можно определить направление движения воздуха в диагонали.

Воздухораспределение в простом диагональном соединении

Рассмотрим методы определения воздушных потоков в ветвях простого диагонального соединения. Пусть воздух движется в диагонали от узла 2 к узлу 3. Тогда согласно второму закону сетей для контуров 1-2-3-1 и 2-4-3-2 (рис.4.13) можно записать следующие уравнения депрессии

R1*(q3+q5)2+R5*q-R2*q=0 (5.53)

R3*q-R4*(q2+q5)2-R5*q=0 (5.54)

Уравнения (5.53) (5.54) содержат три неизвестных q2, q3, q5. Разделим оба уравнения на R5*q и обозначим для сокращения записей

(5.55)

(5.56)

С учетом принятых обозначений равенства (5.53) (5.54) будут иметь вид

(5.57)

(5.58)

Из уравнений (5.57) (5.58) необходимо определить значения X и Y. После этого решение продолжается в зависимости оттого, что задано Q или Н.

Если задан общий поток воздуха, то потоки воздуха в ветвях определяются следующим образом. Сложив, левые и правые части равенств (5.55) получим

(5.59)

Для случая, когда воздух движется в диагонали от узла 2 к узлу 3 q2+q3+q5=Q тогда из равенства (5.59) получим

q5= (5.60),

а из соотношений (5.55) определяем

q2=q5*x (5.61)

q3=q5*y (5.62)

Потоки воздуха в ветвях R1 и R4 определяем, используя первый закон сетей

q1=q3+q5 (5.63)

q4=q2+q5 (5.64)

Если задана общая депрессия соединения Н, то для определения общего потока и потоков воздуха в ветвях необходимо, прежде всего, определить общее сопротивление диагонального соединения. Это можно сделать на основе использования свойства последовательного соединения горных выработок, согласно которому общую депрессию диагонального соединения можно выразить как сумму депрессии последовательно соединенных ветвей, т.е.

Н1-4=h1-2+h2-4 (5.65)

Н1-4=h1-3+h3-4 (5.66)

H1-4=h1-2+h2-3+h3-4 (5.67)

H1-4=h1-3-h2-3+h2-4 (5.68)

Любое из равенств (5.65-5.68) может быть использовано для расчета общего сопротивления диагонального соединения. Воспользуемся равенством (5.65). Выразим депрессии в этом равенстве через сопротивления и потоки воздуха

R0*Q=R1*(q3+q5)2+R3*q (5.69)

Так как Q0=q2+q3+q5 равенство (5.69) будет иметь вид

R0*(q2+q3+q5)2= R1*(q3+q5)2+R3*q (5.70)

Разделив равенство (5.70) на q получим

R0*(x+y+1)2=R1*(1+y)2+R3*y2 (5.71)

Из равенства (5.71) определяем общее сопротивление диагонального соединения

R0= (5.72)

Определив R0, подсчитываем общий расход воздуха в сети как:

Q0= (5.73)

Дальнейшее решение задачи уже известно.

Все формулы данного подраздела справедливы только при той нумерации ветвей соединения, какая принята на рис.5.14. Если при определении направления потока в диагонали окажется, что он следует от узла 3 к узлу 2 (справа налево), то, чтобы не менять расчетных формул, нужно повернуть чертеж на 1800 относительно продольной оси и обозначить номера ветвей так, как это показано на рис.5.15.

Таким образом, после определения значений X и Y из системы уравнений (5.57), (5.58) расчет распределения воздуха в простом диагональном соединении выполняется по элементарным формулам.

Рассмотрим способы решения этой системы. Мы имеем два квадратных уравнения, которые всегда могут быть сведены к одному уравнению 4-й степени, точное решение которого в радикалах возможно, но чрезвычайно громоздко и трудоемко. Поэтому в данном случае предпочтительнее прибли-

женное решение. В литературе известно два довольно простых способа приближенного решения, примерно равных по трудности и точности:

1-спосорб последовательных приближений;

2-графический способ.

Способ последовательных приближений

Уравнения (5.57), (5.58) являются уравнениями двух гипербол. Уравнение (5.57) описывает гиперболу с действительной полуосью «b» параллельной оси «x» и центром, смещенным на –1 по оси «y» (рис.5.16).

(5.57)

Уравнение (5.58) описывает гиперболу с действительной полуосью «С» параллельной оси «Y» и центром, смещенным на –1 по оси «X»

(5.58)

Координаты точки пересечения этих гипербол являются корнями системы (5.57) (5.58). Решая эту систему методом последовательных приближений, задаемся первоначальным значением Х=Х0 и подставляя его в уравнение (5.58), находим приближенное значение Y=Y1. Подставляя значение Y1 в уравнение (5.57), находим более точное значение Х=Х1, которое в свою очередь подставляем в уравнение (5.58), определяя более точное значение Y=Y2. Эта операция повторяется до совпадения двух последующих значений с требуемой степенью точности.

На рис.4.15 стрелками показана схема сходимости к точному корню системы. Из уравнений (5.57) (5.58) и рис. 5.16 видно, что имеет смысл принимать первоначальное значение Х0>b, а Y0>c, что избавит от лишних вычислений.

Графический метод

Систему уравнений (5.57) (5.58) можно решить графически. Для этого, задаваясь произвольным значением «Y» (например 1,2,3 и т. д.) и подставляя его в равенство (5.57) находим значение «Х». По полученным данным строим гиперболу, описываемую уравнением (5.57).

Аналогично задаваясь произвольным значением «х» и подставляя его в уравнение (5.58) получаем значение «y» и строим гиперболу, описываемую уравнением (5.58). Координаты точки пересечения этих графиков и дадут решение системы.

Пример расчета

Заданы сопротивления ветвей простого диагонального соединения и общая депрессия соединения. Определить, расходы воздуха во всех ветвях соединения и сделать проверку полученного результата, используя второй закон расчета вентиляционных сетей

ДАНО:

R1=0.8 km; R2=0.12 km; R3=0.2 km; R4=0.36 km; R5=0.45 km H=300 кг/м2

Определить; Q,q1, q2, q3, q4, q5

Решение задачи

Определим направление движения воздуха в диагонали 2-3.

В нашем примере R1/R3=0.8/0.2=4.0, а R2/R4=0.12/0.36=0.33, следовательно

> и воздух в диагонали будет двигаться от узла 3 к узлу 2. В этом случае, необходимо изменить обозначения сопротивлений ветвей диагональногосоединения, так как показано на (рис.5.15).

Вычислим по равенствам (5.56) значения вспомогательных величин a,b,c,d.

a==1.936 b==0.75 c==1.12 d==1.5

С учетом полученных значений вспомогательных величин равенства (4.57) (4.58) можно записать в виде

x=0.75 (5.74)

y=1.12 (5.75)

Систему уравнений (5.74) (5.75) решаем методом последовательных приближений. Задаемся первоначальным значением x=x0=1.5 и из уравнения (5.75) определяем значение y1=2.17. По уравнению (5.74) определяем значение x1=1.44 и т. д. y2=2.14, x2=1.43, y3=2.13. Дальнейшие вычисления не имеют смысла. Окончательно принимаем x=1.43, y=2.13

Так как, по условию задачи задана общая депрессия соединения, то для определения общего расхода воздуха и потоков воздуха в ветвях необходимо определить, общее сопротивление диагонального соединения по формуле (5.72)

R0=km

Определим общий расход воздуха в сети по формуле (5.73)

Q0==47.1 м3/с

Определяем поток воздуха в диагонали по формуле (5.60), а потоки воздуха в остальных ветвях по формулам (5.61-5.64)

q5=м3/с

q2=q5*x=10.33*1.43=14.77 м3/с

q3=q5*y=10.33*2.13=22.0 м3/с

q1=q3+q5=22.0+10.33=32.33 м3/с

q4=q2+q5=14.77+10.33= 25.1 м3/с

Проверяем правильность полученного распределения воздуха, используя второй закон расчета вентиляционных сетей.

Для контура 1-2-3-1 должно выполнятся равенство (5.53), а для контура 2-4-3-2 равенство (5.54)

0.8*14.772- 0.45*10.332-0.12*32.332=0,07=0

0.2*25.12 - 0.36*22.02 +0.45*10.332=-0,2=0

Незначительная невязка по депрессии связана с округлениями при вычислениях.

5.3.3. Методика расчета распределения воздуха в сложных вентиляционных сетях

Задана вентиляционная сеть произвольной сложности, а также общее количество воздуха для проветривания или тип вентилятора для проветривания шахты. Необходимо определить расходы воздуха во всех ветвях соединения.

Для любого элементарного контура вентиляционной сети всегда выполняются 1-й и 2-й законы расчета вентиляционных сетей:

qi=0 (5.76)

hi=0 (5.77)

hi+pi=0 (5.78)

где qi-сумма расходов воздуха в узле;

hi-алгеброическая сумма депрессий ветвей элементарного контура;

pi-алгеброическая сумма давлений, создаваемая вентиляторами во всех ветвях замкнутого контура.

Задача о распределении воздуха в сложной вентиляционной сети решается методом последовательных приближений. Он заключается в том, что первоначальное распределение воздуха задается произвольно, однако в целом по контуру или для узла сети оно должно подчиняться уравнению неразрывности потока, т.е. равенству (1).

Первоначально произвольно принятое значение расхода воздуха в ветви qi отличается от действительного q на некоторую величину qi. Тогда депрессия любой ветви hi может быть выражена равенством:

hi=Ri*q= Ri*(q+qi)2 (5.79)

Раскрывая скобки правой части равенства, получим

hi= Ri*(q)2+2 Ri q qi+ Ri (qi)2 (5.80)

Полагая, что qi мало, отбрасываем тем более малую величину Ri (qi)2 и из равенства (5.80) определяем величину ошибки для одной ветви

qi= (5.81)

Для всех ветвей, входящих в элементарный контур величина ошибки определится по формуле

qi= (5.82)

С учетом равенства (5.78), согласно которому hi=-pi , окончательно получим

qi= (5.83)

где -алгебраическая сумма депрессий ветвей замкнутого контура;

-сумма произведений Ri на q по всем ветвям, взятая без учета направления потока;

-алгебраическая сумма давлений, создаваемая вентиляторами во всех ветвях замкнутого контура.

При расчете распределения воздуха в сложной вентиляционной сети необходимо выполнять следующие правила:

Обход каждого элементарного контура выполнять по часовой стрелке;

Потоки, направленные по часовой стрелке считаются положительными, против-отрицательными;

Если величина ошибки (поправки) рассчитанная по формуле (5.83) положительна (>0), то она суммируется с потоками воздуха, направление которых совпадает с направлением обхода контура и вычитается из расходов направленных против направления обхода контура;

Если величина ошибки имеет отрицательный знак, она вычитается из потоков воздуха, направление которых совпадает с направлением обхода контура и суммируется с противоположными потоками;

Если величина ошибки по абсолютному значению больше первоначально принятого расхода воздуха и вычитается из него, это значит ,что первоначально принятое направление воздуха неверно и его необходимо изменить на противоположное.

Расчет выполняется несколько раз до тех пор пока последующие расходы воздуха будут отличаться от предыдущих с требуемой степенью точности.

Пример расчета

Заданы сопротивления ветвей последовательно-диагонального соединения горных выработок (рис5.17). Для проветривания сети установлен вентилятор ВОД-21, с углом установки лопаток рабочего колеса =400. Определить расходы воздуха в сети и во всех ветвях соединения.

Рис.5.17 Схема к расчету распределения воздуха в ветвях последовательно-диагонального соединения горных выработок

Решение задачи.

1. Определяем число независимых уравнений для решения задачи, которое равно числу независимых контуров. Между числом независимых контуров, узлов и ветвей любой схемы существует следующая зависимость

К=В-У+1 (5.84)

где К- число контуров;

В- число ветвей;

У- число узлов.

В нашем примере К=6-4+1=3. Следовательно, используя равенство (5.83), необходимо составить три независимых уравнения. В это равенство входит алгебраическая сумма давлений, создаваемая вентилятором. В нашем примере это вентилятор ВОД-21 с углом установки лопаток рабочего колеса 400. Для решения задачи необходимо аппроксимировать характеристику вентилятора. В области промышленного использования характеристика вентилятора достаточно точно описывается равенством

H=a-b*Q2 (5.85)

где а-коэффициент, имеющий размерность и смысл депрессии;

b-коэффициент, характеризующий внутреннее сопротивление вентилятора.

Возьмем две точки, расположенные на концах рабочей характеристики вентилятора ВОД-21 при =400

Точка 1 на графике соответствует координатам Н1=400, кг/м2 Q1 =43 м3/с , а точка Н2=200 кг/м2, Q1 =64 м3/с. Тогда можно составить два уравнения

400=а-b*432

200=а-b*642

Из этих равенств определяем, а=564, b=0.089 и характеристика вентилятора опишется равенством

Н=564-0.089*Q2 (5.86)

Обозначим контура. Контур 1-й 0-1-3-4-5-0, контур 2-й 1-2-3-1, контур 3-й 2-4-3-2.

Составим расчетные уравнения для обозначенных контуров:

Для первого контура

q1=- (5.87)

После незначительных преобразований, получим для первого контура

q1=- (5.88)

В нашем примере R0+R6+b=0.154 кµ. Подставляя значения постоянных в равенство (5.88) получим формулу для расчета поправок в первом контуре

q1=- (5.89)

Составим уравнение для расчета поправок во втором контуре

q2= (5.90)

Подставляя значения сопротивлений в равенство (5.90), получим

q2= (5.91)

Составим уравнение для расчета поправок в третьем контуре

q3= (5.92)

После подстановки значений аэродинамического сопротивления ветвей, получим

q3= (5.93)

Принимаем первоначальное, произвольное распределение воздуха:

Q=45м3/с; q1=25 м3/с; q2=20 м3/с; q3=15 м3/с; q4=30 м3/с; q5=10 м3/с;

По формуле (5.89) определяем величину ошибки для первого контура. В нашем примере она будет равна 3.4 м3/с. Исправляем первоначально принятые значения воздуха в первом контуре

Q=48.4 м3/с, q2=23.4 м3/с; q4 33.4 м3/с;

По формуле (5.91) определяем величину ошибки для второго контура. В результате расчета получим q2=3.3 м3/с. Исправляем первоначально принятые значения расходов воздуха во втором контуре

q1=28.3 м3/с, q5=13,3 м3/с, q2=20,1 м3/с.

По формуле (5.93) определяем величину ошибки для третьего контура. В результате расчета получим q3=-1.8 м3/с. Исправляем первоначально принятые значения воздуха

q3=13,2 м3/с, q4=35,2 м3/с, q5=15,1 м3/с.

Далее, снова выполняем расчет величины ошибки для всех контуров и исправляем расходы воздуха. Расчет повторяется несколько раз до тех пор, пока последующие расходы воздуха будут отличаться от предыдущих с требуемой степенью точности.

ЛЕКЦИЯ №7

6. РАБОТА ВЕНТИЛЯТОРОВ НА ШАХТНУЮ

ВЕНТИЛЯЦИОННУЮ СЕТЬ

6.1 Аэродинамическая характеристика вентилятора и сети. Режим работы одного вентилятора на сеть

Зависимость развиваемого вентилятором напора от его производительности выраженная в виде графика называется аэродинамической характеристикой вентилятора.

Выпускаются два типа вентиляторов, различающихся по конструктивному исполнению и принципу действия - центробежные и осевые.

Центробежные вентиляторы главного проветривания для проветривания шахт-ВЦ-25, ВЦЗ-32, ВЦД-32, ВЦД-40, ВРЦД-45, ВЦД-47 «Север» и др.

Центробежные вентиляторы местного проветривания для проветривания тупиковых выработок - ВМЦ-6, ВМЦ-8, ВЦ-7, ВМЦГ-7, ВЦПД-8, ВЦ-9, ВЦ-11, ВЦП-16, ВЦШ-16 и др.

Центробежные вентиляторы отличаются более высоким напором при меньшей производительности, а осевые наоборот, более высокой производительностью при меньшем напоре.

Существуют понятия полной характеристики вентилятора и области его промышленного использования, т.е. той его части, где вентилятор работает устойчиво, а его К.П.Д. не ниже 0.6.(рис.6.1)

В верхней части характеристики вентилятора область промышленного использования ограничена линией проходящей через точки, где напор вентилятора составляет 0.9 от максимального напора развиваемого вентилятором. В нижней части линией проходящей через точки, где к.п.д. вентилятора составляет 0.6. С права максимальным, а слева минимальным углом установки лопаток рабочего колеса или направляющего аппарата.

Режим работы одного вентилятора на сеть, который определяется его производительностью и депрессией (Q,H), можно определить аналитическим и графическим методом.

Сущность аналитического метода состоит в замене графической характеристики вентилятора подходящим математическим выражением Н(Q), график которого был бы близок к характеристике вентилятора, по крайней мере, в области его промышленного использования. Наибольшее распространение получило уравнение вида

Н=a - bQ2 (6.1)

где «a» и «b»-числовые параметры, определяемые по графической характеристике вентилятора.

Для этого на рабочей ветви характеристики (лучше всего на концах выбранного участка характеристики) выбираются две точки, например 1, 2 (см. рис.6.1). Параметры приближенной характеристики вентилятора определяют из условий прохождения ее через обе выбранные точки, для чего выписывают координаты этих точек, снимаемые с графика: Q1, H1, Q2, H2. Затем составляют два уравнения

H1=a-bQ (6.2)

H2=a-bQ (6.3)

Эти уравнения линейны относительно неизвестных «a» и «b». Так как коэффициенты при неизвестном «а» в обоих уравнениях одинаковы, наиболее простой способ решения системы уравнений (6.2), (6.3)состоит в вычитании из первого уравнения второго. При этом исключается неизвестное «а» и получается простейшее уравнение относительно «b»

b= (6.4)

Подстановкой найденного значения «b» в любое из уравнений (6.2), (6.3) можно определить параметр «а».

Зависимость депрессии от расхода воздуха для любой вентиляционной сети, выражается уравнением

Н=R*Q2 (6.5)

которое является уравнением характеристики вентиляционной сети.

где R-аэродинамическое сопротивление вентиляционной сети.

Приравняв правые части равенств (6.1), (6.5), найдем расчетную производительность вентилятора, или расход воздуха в сети:

Q= (6.6)

Подставив это выражение в уравнение (6.5) определим расчетное значение депрессии

Н= (6.7)

Графический метод определения режима работы вентилятора заключается в графическом построении на одном чертеже в одном масштабе характеристики вентилятора, которая берется из справочных источников, и характеристики сети, которая строится по уравнению (6.5). Координаты точки пересечения характеристики вентилятора и вентиляционной сети (например, точка «с») определяют искомые величины Q и Н. Очевидно, что при работе одного вентилятора на вентиляционную сеть его производительность и напор должны удовлетворять как собственной характеристике, так и характеристике сети, т.е. графически определяться точкой пересечения характеристики вентилятора и сети.

Следовательно, любой вентилятор может работать на сеть устойчиво и с к.п.д. не ниже 0.6, сопротивление которой находится в пределах Rmin R Rmax (см. рис.6.1). При работе вентилятора на любую сеть с сопротивлением R его производительность может изменяться только в определенных пределах от Qmin до Qmax.

6.2 Анализ совместной работы вентиляторов на сеть

Вентиляторы, работающие на сеть одновременно, могут быть соединены последовательным (рис.6.2), параллельным (рис.6.3) и комбинированным способами (рис.6.4)

При совместной работе вентиляторов режим работы каждого из них (производительность и напор) зависит от режима работы других вентиляторов..

Анализ совместной работы вентиляторов может быть выполнен следующими методами:

Методами моделирования на аналоговых и электронных приборах;

Графическими методами;

Графоаналитическими методами.

Анализ методами моделирования на аналоговых приборах основан на том, что электрические и вентиляционные сети описываются аналогичными законами (табл.6.1)

Таблица 6.1

Вентиляционная сеть	Электрическая сеть
h=R*Q2	V=R*I

Анализ табл.6.1показывает, что законы расчета вентиляционных сетей и законы расчета электрических сетей (законы Кирхгофа) аналогичны. На этой основе разработаны приборы для моделирования и расчета вентиляционных сетей ПРВС-2, ППРВС-ДГИ.

В настоящее время разработан ряд программ для расчета вентиляционных сетей на персональных ЭВМ методами математического моделирования.

Графический анализ совместной работы вентиляторов производится двумя методами:

Методом построения суммарной характеристики вентиляторов;

Методом построения активизированной характеристики вентиляционной сети.

Суммарная характеристика вентиляторов строится графически по их индивидуальным характеристикам. При этом используются следующие правила:

При последовательной работе вентиляторов их депресии слагаются, а производительность каждого из них одинакова;

При параллельной работе вентиляторов их депресии одинаковы, а производительности слагаются.

При анализе методом активизированных характеристик сети все совместно работающие вентиляторы рассматриваются по отношению к одному из них как сети со специальными характеристиками, которые описываются характеристиками вентиляторов. Суммируя характеристики вентиляторов с характеристиками отдельных участков вентиляционной сети, получают общую (активизированную) характеристику на которую работает один вентилятор. Точка пересечения характеристики вентилятора с активизированной характеристикой сети определяет режим его работы Q и H.

Рассмотрим несколько примеров анализа совместной работы вентиляторов графическими методами:

1. Анализ последовательной работы двух одинаковых вентиляторов методом суммарных характеристик

Заданы характеристики двух одинаковых вентиляторов В1, В2. Определить производительность и депрессию вентиляторов при их работе на сеть R1 и R2.

Производим графическое суммирование характеристик вентиляторов В1, В2. Для этого проводим параллельно оси «Н» ряд линий, которые называются линиями равных депрессий и суммируем графики вентиляторов В1, В2 по депресси. В результате построения получим суммарную характеристику В1+В2 (рис.6.5) Точка пересечения суммарной характеристики вентиляторов с характеристикой сети R1 (точка 1) определяет режим совместной работы вентиляторов Q1=Q2 и Н=Н1+Н2. Точка 2 определяет режим работы каждого вентилятора Q1, H1 и Q2 ,H2. Анализ графика показывает, что совместная работа вентиляторов на сеть сопротивлением R1 не эффективна, так как увеличение производительности и напора вентиляторов по сравнению с тем, если бы на сеть работал один вентилятор, незначительно.

Режим совместной работе вентиляторов на сеть сопротивлением R2 характеризуется точкой 3, а режим работы каждого вентилятора точкой 4. Анализ графика показывает, что в этом случае совместная работа вентиляторов эффективна, так как значительно увеличивается производительность и особенно депрессия вентиляторов. Это позволяет значительно увеличить эффективность проветривания.

2. Анализ последовательной работы двух разных вентиляторов методом суммарных характеристик

Заданы характеристики двух разных вентиляторов В1, В2. Определить возможные режимы их работы методом суммарных характеристик. Методика решения задачи остается такой же как и в предыдущей задаче. Результаты решения представлены на (рис.6.6)

При последовательной установке двух разных вентиляторов возможны три режима их работы:

Для случая когда характеристика сети (R1) проходит через точку пересечения суммарной характеристики вентиляторов с характеристикой более мощного вентилятора В2 работа вентилятора В1 бесполезна. В этом случае режим совместной работы вентиляторов характеризуется точкой 1 и суммарная производительность и депрессия вентиляторов равна производительности и депрессии вентилятора В2;

При работе вентиляторов на сеть R2, сопротивление которой меньше R1 совместная работа вентиляторов характеризуется точкой 2, а режим работы каждого вентилятора точками 3 и 4. В этом случае вентилятор В1 будет работать с отрицательным напором и суммарный напор и производительность вентиляторов будет меньше производительности и напора вентилятора В2;

При работе вентиляторов на сеть R3, сопротивление которой больше R1 совместная работа вентиляторов эффективна и определяется точкой 5, а режим работы каждого вентилятора точками 6 и 7.

3. Анализ последовательной работы двух разных вентиляторов методом активизированнх характеристик сети

Заданы аэродинамические характеристики вентиляторов В1 и В2, а также аэродинамическое сопротивление сети R. Определить режим работы вентиляторов методом активизированных характеристик сети.

Решение задачи

Характеристику вентилятора В1 будем рассматривать как аэродинамическое сопротивление участка вентиляционной сети. Выполняя графическое суммирование характеристики сети R с характеристикой вентилятора В1 построим активизированную характеристику сети RА. Так как вентиляторы и сеть соединены последовательно, суммирование выполняется по депрессии. При этом необходимо помнить о том, что напор создаваемый вентилятором имеет положительное значение, а потери напора в сети отрицательное значение. Результаты построения активизированной характеристики сети показаны на (рис.6.7) (кривая RА). Точка пересечения этой кривой с аэродинамической характеристикой вентилятора В2 (точка 1), определяет режим его работы (Q2 и H2). В2. Режим работы вентилятора В2 определяется точкой пересечения перпендикуляра опушенного с точки 1 на характеристику вентилятора В1 (точка 2)

4. Анализ параллельной работы двух одинаковых вентиляторов методом суммарных характеристик

Заданы аэродинамические характеристики вентиляторов В1, В2 и сопротивление сети. Определить производительность и депрессию каждого вентилятора.

Рис.6.8 - График к определению рабочего режима одинаковых вентиляторов при параллельной работе

Суммарная напорная характеристика при параллельной работе вентиляторов определяется путем суммирования индивидуальных характеристик по производительности при заданной общей депрессии (суммирование двух одинаковых кривых по абсциссам). Эффективность параллельной работы дух одинаковых вентиляторов зависит о сопротивления вентиляционной сети.

При работе вентиляторов на сеть, сопротивление которой R1 совместная работа вентиляторов не эффективна. В этом случае суммарные производительность и напор вентиляторов равны производительности и напору одного вентилятора (точка 1 рис.6.8).

Совместная работа вентиляторов на сеть, сопротивление которой меньше R1, например R2, эффективна. В этом случае режим совместной работы вентиляторов характеризуется точкой 2, а режим работы каждого вентилятора точкой 3 на графике

Совместная работа вентиляторов на сеть, сопротивление которой больше R1 (например, R3) не имеет смысла. В этом случае суммарные производительность и напор вентиляторов, которые характеризуются точкой 4 на графике, меньше чем производительность и напор при работе на сеть одного вентилятора (точка 5).

5. Анализ параллельной работы двух разных вентиляторов методом суммарных характеристик

Заданы аэродинамические характеристики вентиляторов В1, В2 и сопротивление сети. Определить производительность и депрессию каждого вентилятора.

Рис.6.9 - График к определению рабочего режима двух разных вентиляторов при параллельной работе

Методика анализа параллельной работы двух разных вентиляторов аналогична методике изложенной в предыдущем примере. Результаты графического анализа представлены на рис.5.9. Анализ графика показывает, что при работе вентиляторов на сеть, сопротивление которой меньше R1 их совместная работа эффективна.

В этом случае режим совместной работы вентиляторов (Q, H) определяется точкой 1, а режим работы каждого вентилятора точками 4.и 5 на графике.

При работе вентиляторов на сеть, сопротивление которой RR1 совместная работа вентиляторов не эффективна и определяется точками 2, 3.на графике.

6. Анализ параллельной работы двух разных вентиляторов методом активизированных характеристик сети

Заданы индивидуальные характеристики вентиляторов В1, В2 и характеристика сети R . Определить режим работы (Q,H) каждого вентилятора.

Характеристику вентилятора В1 будем рассматривать как аэродинамическое сопротивление участка вентиляционной сети. Выполняя графическое суммирование характеристики сети R с характеристикой вентилятора В1 построим активизированную характеристику сети RА. Так как вентиляторы и сеть соединены параллельно, суммирование выполняется по расходам. При этом необходимо помнить о том, что расход вентилятора имеет отрицательное значение, а расход воздуха в сети положительное значение. Результаты построения активизированной характеристики сети показаны на (рис.6.10, кривая RА). Точка пересечения этой кривой с аэродинамической характеристикой вентилятора В2 (точка 1), определяет режим его работы (Q2 и H2). Режим работы вентилятора В1 определяется точкой пересечения линии равных депрессий, проведенной через точку 1 до пересечения с характеристикой вентилятора В2 (точка 2)

7. Анализ параллельной работы вентиляторов установленных на разных стволах (связанных между собою горными выработками)

Заданы аэродинамические характеристики вентиляторов В1, В2 и аэродинамическое сопротивление ветвей R0, R1, R2 (рис.6.11) Определить депрессию и производительность каждого вентилятора.

Решение задачи

В случае параллельной работы вентиляторов, связанных между собою ветвями (ветвями могут быть каналы, стволы, или горные выработки, образующие сложную параллельную сеть), их рабочий режим определяется путем приведения обоих вентиляторов к общему узлу (например, узлу «О» рис.6.11). Это осуществляется вычитанием из напорной характеристики каждого вентилятора потерь давления в его индивидуальной ветви, т.е.

H=H1 – R1*Q (6.8)

H=H2 – R2*Q (6.9)

В результате вычитания получим вентиляторы с напорными характеристиками В, В, которые приведены к узлу «О». Выполняя графическое суммирование характеристик В, В по расходу получим суммарную характеристику вентиляторов В+В, приведенных к узлу «О». Точка пересечения этой характеристики с характеристикой общего участка вентиляционной сети R0, (точка 1), определяет суммарную производительность вентиляторов (Q1+Q2) и потери давления Н0 в ветви R0.

Производительность каждого вентилятора определяется точками пересечения линии равных депрессий с приведенными характеристиками вентиляторов (точки 2, 3), а депрессия точками пересечения перпендикуляров восстановленных с точек 2, 3 до пересечения с действительными характеристиками вентиляторов (точки 3, 4).

ЛЕКЦИЯ №8

7. ЕСТЕСТВЕННАЯ ТЯГА ВОЗДУХА В ШАХТАХ

7.1 Общие сведения о естественной тяге

Естественной тягой называется движение воздуха по выработкам под влиянием естественных факторов: разности удельного веса воздуха, ветра, капежа Энергия, которую получает единица объема воздуха от источников, вызывающих естественную тягу, называется депрессией естественной тяги. Основной причиной возникновения естественной тяги является разный удельный вес воздуха в выработках.

Пусть две вертикальные выработки заполнены воздухом разного удельного веса 1 и 2 и разделены сплошной перемычкой (рис.7.1,а). Допустим 1 > 2. Определим аэростатическое давление на разделяющую перемычку.

Давление на перемычку со стороны ствола 1 равно Р1=Р0+Н*1, а со стороны ствола 2 Р2=Р0+Н*2 (Р0—атмосферное давление; Н – глубина ствола). Разность давлений равна Р1-Р2=Н*(1 - 2). Если удалить разделяющую перемычку, то воздух в рассматриваемых выработках придет в движение под действием разности давлений, т.е. появится естественная тяга, депрессия которой будет равна hе=Н*(1 - 2).

При различных высотных отметках устьев стволов необходимо сравнивать давление столбов воздуха одинаковой высоты. Так, для схемы, показанной на (рис.7.1,б) депрессия естественной тяги выразится в виде hе=Н1*1+ Н22 –Н3*3.

Таким образом, естественная тяга имеет место в том случае, если средний удельный вес воздуха в двух сообщающихся вертикальных или наклонных столбах различен.

При этом движение воздуха происходит от столба с большим удельным весом к столбу с меньшим удельным весом воздуха. Такое же направление имеет и депрессия естественной тяги.

На шахтах часто встречаются случаи, когда вертикальные или наклонные выработки соединены между собой одновременно на нескольких горизонтах (рис.7.2). В таких случаях на каждом горизонте действует своя естественная тяга, определяемая удельным весом воздуха на участках, расположенных выше данного горизонта.

Депрессия естественно тяги зависит от глубины шахты Н и удельного веса воздуха в сообщающихся стволах и достигает следующих значений:

Н=400-500 м, hе25-30 даПа; Н=700-800 м, hе50-60 даПа; Н=1000 м, hе100 даПа. В зависимости от условий депрессия естественной тяги может достигать 20-25 % депресии вентилятора главного проветривания и оказывать значительное влияние на проветривание шахты.

7.2 Измерение депрессии естественной тяги

Особенностью проявления естественной тяги является то, что энергия разности гидростатических давлений передается потоку не в какой-либо одной точке, а по всей его длине. В результате, депрессию естественной тяги нельзя измерить в каком либо одном месте потока. На шахтах депрессия естественной тяги может быть измерена. Существует несколько способов ее измерения.

7.2.1 Измерение естественной тяги V-образным жидкостным депрессиометром или микроманометром

Если к обеим сторонам перемычки, разделяющей между собой выработки, подключить депрессиометр, то последний измерит депрессию естественной тяги hе (рис.7.3 а). При этом местоположение перемычки в системе выработок безразлично. Так, при расположении перемычки в положении депрессия естественной тяги определится по формуле

hе1=Н*(1-2) (7.1)

При расположении перемычки в положении давление на ее верхнюю поверхность равно Р0+Н1-21, давление на нижнюю поверхность равно Р0+Н*2-Н2-3*1. Тогда разность давлений определится по формуле

hе2=(Р0+Н1-2*1)-(Р0+Н*2-Н2-3*1)=Н*(1-2) (7.2)

Рис.7.3 - Схемы к измерению депрессии естественной тяги с использованием перемычки, разделяющей сообщающиеся между собой выработки

Поэтому для измерения депрессии может быть использована задвижка вентилятора (см. рис. 7.3, в). Для этого останавливается вентилятор, задвижкой полностью перекрывается канал вентилятора, закрывается устье вентиляционного ствола, одно колено депрессиометра соединяется с каналом вентилятора со стороны ствола, а второе открывается в атмосферу. В этом случае депрессиометр измеряет депрессию естественной тяги. Измерение необходимо производить быстро, чтобы объемный вес воздуха в стволах не успел измениться.

Если направление естественной тяги совпадает с направлением действия вентилятора, то ее депрессия измеряется следующим образом. Открывается устье вентиляционного ствола и реверсируется вентилятор, после чего устье постепенно закрывается. При некотором промежуточном положении ляд, перекрывающих устье ствола, движение воздуха в стволе прекратится, и депрессия вентилятора будет равна депрессии естественной тяги.

Депрессию естественной тяги можно определить полуэмпирическим методом. Он основан на том, что режим проветривания шахты при работающем и остановленном вентиляторе описывается равенствами

hв±hе=RсQ (7.3)

hе=RсQ (7.4)

где hв – депрессия вентилятора;

hе – депрессия естественной тяги;

Rс – аэродинамическое сопротивление вентиляционной сети;

Qш – расход воздуха в исходящей струе шахты при работающем вентиляторе;

Qе - расход воздуха в исходящей струе шахты при остановленном вентиляторе.

При работающем вентиляторе измеряются величины hв и Qш, а при остановленном величина Qе. Затем из системы уравнений (7.3), (7.4) определяются hе и Rс.

7.2.2 Расчет величины депрессии естественной тяги гидростатическим методом

Выделим в столбе воздуха вертикальной высоты Н элемент dz, ограниченный сечениями 1-1 и 2-2, так чтобы в пределах выделенного элемента объемный вес воздуха =const (рис.6.4). Тогда прирост гидростатического давления на высоте dz выразится в виде

dp= (7.5)

Задача состоит в определении давления р1 или приращения давления на глубине Н при граничных условиях:

z=0; P=P0; z=H; р=р1.

Рис.7.4. - Схема к расчету приращения давления

Для решения уравнения (7.5) необходимо знать зависимость (z) или(Р). Обычно находят зависимость объемного веса от давления, используя уравнение газового состояния

pV=Rг Т (7.6)

где V = удельный объем воздуха, м3/кг;

Rг - газовая постоянная, равная для сухого воздуха 29.27 м/град;

Т - абсолютная температура 0K.

Из равенства (7.6) получим

(7.7)

Уравнение (7.5) с учетом (7.7) принимает вид

(7.8)

Заменяя с некоторым приближением в уравнении (7.8) Т на Т-среднюю температуру воздуха в стволе №1 в пределах от z=0 до z=Н и интегрируя от ро до р1 и от 0 до Н, получим

ln (7.9)

Из равенства (7.9) определяем давление р1 на голубине Н.

р1=р0 (7.10)

Приращение давления в стволе №1 будет

=р1-р0=р0( -1) (7.11)

Аналогичным образом, рассматривая ствол №2, определим давление в точке 2 на глубине Н и приращение давления

р2=р0 (7.12)

=р2-р0=р0(-1) (7.13)

где Т - средняя температуру воздуха в стволе №2 в пределах от z=0 до z=Н 0K.

Для расчета депрессии естественной тяги необходимо по формулам (7.11) (7.13) определить давление р1 и р2 в нижних частях сообщающихся столбов воздуха равной высоты Н, отсчитываемой от уровня равного атмосферного давления. Для схемы изображенной на рис.7.4

hе=р1-р2 (7.14)

или с учетом равенств (7.11), (7.13)

hе=- (7.15).

Из уравнения (7.15) следует, что депрессия естественной тяги равна разности приращений давлений в двух сообщающихся столбах воздуха.

Подставляя значения , из равенств (7.11), (7.13) в равенство (7.15) получим

hе=р0( - ) (7.16)

Формула (7.16) может быть упрощена, если разложить в ряд по формуле

=1+ (7.17)

Ограничиваясь двумя первыми членами разложения, в виду малости последующих членов, полу чим

hе=р0 (7.18)

Преобразуем равенство (7.18) умножив его на 13.6 для перевода его из размерности мм.рт.ст. в кг/м2,а также умножив и разделив на 100, тогда получим

hе= (7.19)

Выражения в скобках являются функциями средней температуры воздуха в сообщающихся стволах. Обозначим и , тогда получим

hе= (7.20)

Значения а в зависимости от температуры представлены в табл. 7.1

Таблица 7.1

tср	-25	-20	-15	-10	-5	0	5	10	15	20
а	0.187	0.184	0.180	0.177	0.174	0.170	0.167	0.164	0.161	0.159

Полученные по выражению (7.20) значения hе при Н >100 м следует умножить на поправочный множитель .

Для расчета естественной тяги необходимо знание средних температур поступающего и исходящего воздуха, которые можно приближенно определить как среднеарифметические значения температур в верхней и нижней частях этих столбов воздуха.

Температура воздуха в верхней части воздухоподающего ствола равна либо температуре воздуха на поверхности, либо температуре, создаваемой работой калорифера, которая должна быть не ниже 20С. При проектировании вентиляции шахт определяется максимальное отрицательное значение естественной тяги, которое наблюдается в летнее время (июль) и максимальное положительное значение, которое наблюдается в зимнее время (январь). Поэтому, температуру воздуха в верхней части воздухоподающего ствола t1 можно принять в зимнее время 20С, а в летнее 25-270С.

Среднемесячная температура в околоствольном дворе воздухоподающего ствола может быть определена по приближенной формуле А.Н.Щербаня

t2=-19.6+, град (7.21)

где А - коэффициент, зависящий от времени года;

Н - глубина ствола, м.

Для условий Донбасса А=432 (январь) и А=1470 (июль).

В околоствольном дворе вентиляционного ствола температура может приниматься:

-при незначительных подсосах холодного воздуха из околоствольного двора воздухоподающего ствола – на 1-20С меньше первоначальной температуры горных пород на горизонте околоствольного двора;

-при значительных подсосах холодного воздуха из околоствольного двора воздухоподающего ствола – в летнее время на 2-50 С, а в зимнее на 5-100С меньше первоначальной температуры горных пород на горизонте околоствольного двора;

Температура пород на глубине Н приближенно может быть определена по формуле

tп=t1+, 0С (7.22)

где t1-температура пород на глубине зоны постоянных температур Но,;для Донбасса t1=8-10 ,а Но=26-33 м;

Нг - геотермический градиент, м/град; для Донбасса Нг=25-30 м/град.

Температура воздуха в верхней части вентиляционного ствола может быть определена, если учесть, что при поднятии воздуха его температура понижается за счет расширения в среднем на 0.4-0.50 на каждые 100 м.

7.3 Влияние естественной тяги на работу вентилятора

Депрессия естественной тяги изменяется по величине и направлению в течение года. Будем называть депрессию естественной тяги положительной, если она действует в том же направлении, что и вентилятор, и отрицательной, если их действие противоположно. На определенный момент времени года характеристика естественно тяги в системе координат (Q, h) изображается прямой параллельной оси Q (рис.7.5). Суммарная характеристика вентилятора и естественной тяги будет определяется некоторой обобщенной характеристикой, получаемой путем алгебраического суммирования их депрессий при постоянном расходе воздуха (рис.7.5 кривые 3 и 4)

Рис.7.5 - Совместная работа вентилятора и естественной тяги:

1 – характеристика вентилятора;

2 – характеристика естественной тяги;

3. – суммарная характеристика вентилятора и естественной тяги при положительном значении естественной тяги;

4 – суммарная характеристика вентилятора и естественной тяги при отрицательном значении естественной тяги;

Rc – характеристика шахты.

Количество воздуха, поступающего в шахту, определяется абсциссой точки пересечения суммарной характеристики вентилятора и естественной тяги и характеристики шахты (точки a, b, c). Как видим, в зависимости от знака hе, т.е. от направления действия естественной тяги, последняя может помогать работе вентилятора (Q1>Q0) или затруднять ее (Q1<Q0). Поэтому, естественна тяга должна, учитываться при выборе вентилятора. В общем случае депрессия вентилятора определяется по формуле

hв=hсопр±hе (7.23)

где hсопр – депрессия, затрачиваемая на преодоление всех сопротивлений движению воздуха по сети выработок.

Из уравнения (7.23) следует, что при отрицательной естественной тяге (hе<0) депрессия вентилятора должна быть больше депресси сопротивлений на величину hе, а при положительной естественной тяге (hе>0) она может быть уменьшена на величину hе. Поскольку hе изменяется в течение года, в уравнение (7.23) следует подставлять ее минимальную величину, т.е. наименьшее положительное значение hе или наибольшее отрицательное.

ЛЕКЦИЯ №9

8. РЕГУЛИРОВАНИЕ РАСПРЕДЕЛЕНИЯ ВОЗДУХА В ВЕНТИЛЯЦИОННОЙ СЕТИ ШАХТЫ

8.1 Задачи и способы регулирования

При ведении горных работ в значительной степени изменяются параметры, определяющие вентиляцию шахт: аэродинамическое сопротивление горных выработок, их газообильность, нагрузка на очистные забои, топология вентиляционной сети и т.д. Для своевременного учета этих колебаний необходимо своевременное и гибкое регулирование подачи воздуха в шахту и распределения его в вентиляционной сети. В практике рудничной вентиляции применяют различные способы регулирования количества воздуха. Увеличение или уменьшение общешахтного количества воздуха достигается изменением режима работы главного вентилятора и общего аэродинамического сопротивления шахты. регулирование распределения воздуха в отдельных выработках или соединениях выработок осуществляется изменением аэродинамического сопротивления отдельных ветвей, установкой вспомогательных вентиляторов, воздушными завесами.

Все способы регулирования распределения воздуха подразделяются на отрицательные и положительные. К отрицательным способам относятся такие, которые приводят к увеличению аэродинамического сопротивления отдельных ветвей и шахтной сети в целом. Применение отрицательного регулирования приводит к увеличению расхода энергии на проветривание шахты. Положительными являются способы, не связанные с увеличением аэродинамического сопротивления горных выработок. При положительных способах регулирования перераспределение воздуха в ветвях сети достигается либо за счет уменьшения аэродинамического сопротивления выработок, либо за счет увеличения количества воздуха и депрессии ветвей путем установки в них дополнительных вентиляторов.

8.2. Регулирование подачи воздуха в шахту изменением режима работы главного вентилятора

Напор и количество воздуха, подаваемого в шахту вентилятором в единицу времени зависит от диаметра рабочего колеса, частоты его вращения и угла установки лопастей рабочих колес и направляющего аппарата.

При увеличении или уменьшении частоты вращения колеса вентилятора n количество воздуха Q и депрессия h изменяются по следующим зависимостям

Q2=Q1 (8.1)

h2=h1 (8.2)

где индексами 1 и 2 соответственно обозначены параметры прежнего и нового режима работы вентилятора.

Регулирование путем поворота лопаток рабочего колеса вентилятора применяется при работе осевых вентиляторов. Изменение угла установки лопаток на колесе приводит к изменению количества воздуха подаваемого вентилятором.

Регулирование путем поворота лопаток направляющего аппарата применяется как у осевых так и у центробежных вентиляторов. в этом случае поворачиваются лопатки на направляющем аппарате, устанавливаемом после рабочего колеса для выпрямления потока.

8.3 Регулирование распределения воздуха в вентиляционной сети шахты

8.3.1 Регулирование увеличением сопротивления выработок

Увеличение аэродинамического сопротивления выработок является одним из наиболее распространенных и доступных способов регулирования распределения воздуха не требующих значительных затрат. Искусственное увеличение аэродинамического сопротивления достигается установкой в них регуляторов отрицательного типа – вентиляционных дверей, окон, воздушных карманов, воздушных лабиринтов и завес. Наиболее распространенными из указанных выше отрицательных регуляторов являются вентиляционные окна и двери. Установка в выработках отрицательных регуляторов приводит к увеличению сопротивления выработок и вентиляционной сети в целом. Следовательно, изменится режим работы вентилятора главного проветривания и количество воздуха, поступающее в шахту, может быть меньше расчетного. Поэтому прежде чем приступить к отрицательному регулированию необходимо определить целесообразность и возможность такого регулирования.

8.3.2 Решение задачи о целесообразности отрицательного регулирования

Задана вентиляционная сеть произвольной сложности (рис.8.1)

Допустим, что в вентиляционной ветви, сопротивление которой Ri необходимо установить отрицательный регулятор сопротивление, которого Rок . В результате этого изменится сопротивление всей сети Rс и режим работы вентилятора Hв и Qв. Определим аэродинамическое сопротивление сети и режим работа вентилятора после установки регулятора. При решении этой задачи используется принцип минимума затрат мощности на проветривание вентиляционной сети.

Рис.8.1 - К определению целесообразности отрицательного регулирования распределения воздуха

Мощность, затрачиваемая на проветривание любой выработки, определяется равенством

Ni=qi hi кг м/с(7.1)

где qi – расход воздуха в выработке, м3/с;

hi – депрессия выработки кг/м2.

Выражая в равенстве (8.1) депрессию через аэродинамическое сопротивление выработки Ri и расход воздуха qi т.е. hi=Riq, получим

Ni=Riq (8.2)

Для сети, включающей n общий расход мощности на проветривание составит

N=R1 q+R2 q+…… +Ri q+……Rn q= (8.3)

C другой стороны эта величина может быть выражена равенством

N=RcQ3 (8.4)

где Rc – аэродинамическое сопротивление сети, k;

Q – расход воздуха в сети. м3/с.

Приравнивая правые части равенств (8.3) (8.4), получим

Rc Q3= (8.5)

откуда определяем сопротивление сети

Rc= (8.6)

Отношение qi/Q=xi назовем относительным расходом воздуха в данной ветви, тогда

Rc= (8.7)

Для того, что бы определить, как изменится сопротивление сети Rс при изменении сопротивления i-той ветви, необходимо продифференцировать выражение (8.7) по Ri

(8.8)

(8.9)

или

dRc=dRi x (8.10)

Переходя от бесконечно-малых приращений к конечным прирощениям, получим

Rc=Ri x (8.11)

Для ведения расчетов по формуле (8.11) знать расход воздуха в выработке, где устанавливается регулятор qi , расход воздуха в вентиляционной сети Q и депрессию вентиляционной сети Н до регулирования

Пример расчета.

Дано: Расход воздуха в сети до установки окна Q=150 м3/с;

Депрессия вентиляционной сети Н=300 кг/м2;

Расход воздуха в ветви qi=20 м3/с;

Аэродинамическое сопротивление регулятора Ri=0.5 k

Необходимо определить аэродинамическое сопротивление сети и режим работы вентилятора после установки регулятора.

Определяем аэродинамическое сопротивление сети до установки регулятора

Rc===0.0133 k

Определяем приращение сопротивления сети после установки регулятора по формуле (8.11)

Rc=0.5 =0.0012 k

Определяем сопротивление сети после установки регулятора

R=Rc+Rc

R=0.0133+0.0012=0.0145 k

Для того, что бы определить, как изменится режим работы вентилятора после установки регулятора, необходимо на аэродинамической характеристике вентилятора построить характеристику сети по формуле

H1=R Q2 (8.12)

8.3.3 Отрицательное регулирование вентиляционными окнами

Отрицательное регулирование вентиляционными окнами является наиболее распространенным, так как не требует значительных затрат. Вентиляционные окна (рис.8.2) представляют собой отверстия в вентиляционных дверях или перемычках, пропускающих определенное количество воздуха. Целесообразно устраивать окна с изменяющейся площадью отверстия, что делает возможным производить регулирование более гибко.

С аэродинамической точки зрения вентиляционное окно представляет собой диафрагму, которая вызывает резкое сужение воздушного потока (рис.8.2). Сужение это продолжается за пределами окна до сечения II-II, затем поток расширяется. Когда воздушный поток проходит окно происходит сжатие и расширение струи с возникновением обратных токов и завихрений в застойных зонах. Потери давления в потоке при прохождении окна, или депрессия окна, определяется из выражения

hок= (8.13)

где – удельный вес воздуха;

g – ускорение свободного падения;

v1 – средняя скорость движения воздуха в сечении I-I;

v2 – средняя скорость движения воздуха в сечении II-II.

Из равенства (8.13) определяем приращение скорости движения воздуха в окне

v2 – v1= (8.14)

Среднюю скорость движения воздуха по выработке в сечении I-I и в струе в сечении II-II можно выразить через количество воздуха Q, поперечное сечение выработки S и поперечное сечение струи Sc в месте максимального сжатия

v1= (8.15)

v2= (8.16)

Cечение струи в месте максимального сужения II-II можно выразить через площадь сечения окна Sок

Sc= (8.17)

где - коэффициент сужения потока.

Следовательно:

v2= (8.18)

Из равенств (8.15), (8.16) определяем приращение скорости в окне

v2 – v1 =- (8.19)

Приравнивая правые части равенств (8.14) и (8.19) получим

=- (8.20)

Из равенства (8.21) определяем поперечное сечение окна

Sок= (8.21)

Экспериментально установлено, что когда отношение Sок/S0.5 =0.65. Кроме этого =1.2 кг/м3, а g=9.81 м/с2. Постанавливая значения , , и g в равенство (8.21) получим

Sок= (8.22)

Потеря напора в окне может быть выражена через расход воздуха и аэродинамическое сопротивление окна, т.е. hок=RокQ2, тогда из равенства (8.22) получим

Sок= (8.23)

Экспериментально установлено, что в том случае, когда Sок/S> 0.5 0.65 при этом выполняется равенство

(8.24)

где vок - средняя скорость движения воздуха в окне

- коэффициент, равный 1.6-1.8.

Из равенства (8.24) получим

vок-v1= (8.25)

Скорость движения воздуха в окне выражаем через расход воздуха и поперечное сечение окна, vок=Q/Sок, тогда с учетом равенств (8.14), (8.15) поучим

=- (8.26)

Принимая =1.7,=1.2 кг/м3, g=9.81 м/с2 и решая равенство (8.26) относительно Sок, получим

Sок= (8.27)

а учитывая, что hок=RокQ2 из равенства (8.27) получим

Sок= (8.28)

Из равенств (8.21),(8.22), (8.26) и (8.27) видно, что для расчета поперечного сечения окна необходимо определить потери напора в окне или аэродинамическое сопротивление окна. Эти параметры определяются в зависимости от топологии вентиляционной сети на основании использования первого и второго законов расчета вентиляционных сетей, а также свойств простейших вентиляционных соединений. Рассмотрим примеры регулирования распределения воздуха в вентиляционной сети при помощи отрицательных регуляторов.

Регулирование распределения воздуха в простом параллельном соединении горных выработок

Необходимо определить поперечное сечение окна для распределения воздуха по крыльям шахтного поля аэродинамическое сопротивление которых R1, R2 (рис.8.3), в количестве q и q. Допустим, что необходимо увеличить подачу воздуха в крыло R1, установкой вентиляционного окна в ветви R2. Определим необходимое аэродинамическое сопротивление и поперечное вентиляционного окна. На основании свойств параллельного соединения горных выработок для схемы представленной на (рис.8.3) можно записать следующее равенство

Рис.8.3 - Схема к расчету аэродинамического сопротивления окна для регулирования распределения воздуха в простом параллельном соединении горных выработок.

R1 (q)2=(R2+Rок) (q)2 (8.29)

где Rок – аэродинамическое сопротивление окна.

Из равенства (7.28) определяем сопротивление окна

Rок=R1-R2 (8.30)

Отношение q/q=m назовем коэффициентом регулирования, тогда

Rок=R1 m2 - R2 (8.31)

Регулирование распределения воздуха в простом диагональном соединении горных выработок

Заданы сопротивления ветвей простого диагонального соединения R1, R2, R3, R4, R5, а также общее количество воздуха проходящего через это соединение Q (рис.8.4). При помощи вентиляционных окон распределить воздух таким образом, что бы расходы воздуха в ветвях были q1, q2,q3, q4, q5, а воздух в диагонали двигался от узла 2 к узлу 3.

Требуемое распределение воздуха отличается от естественного, следовательно, для контуров 1-2-3-1 и 2-4-3-2 не будет выполняться второй закон сетей т.е.

h1-2 +h2-3 – h1-3 0=h1-2-3-1 (8.32)

h2-4 - h3-4 – h2-3 0=h2-4-3-2 (8.33)

Для того, что бы распределить воздух требуемым образом, необходимо в каждом контуре установить отрицательный регулятор, депрессия которого должна быть равна невязке депрессии по контуру, т.е.h1-2-3-1 =hок и h2-4-3-2=hок.

Если h1-2 +h2-3 >h1-3 вентиляционное окно необходимо установить в ветви R2, а если h1-2 +h2-3 <h1-3 , вентиляционное окно необходимо установить в ветви R1. Заметим, что нельзя устанавливать регулятор в ветви R5, в связи с тем , что это приведет к перераспределению расхода воздуха сразу в обоих контурах. Аналогично для контура 2-4-3-2 . Если h2-4 >h3-4 +h2-3 вентиляционное окно необходимо установить в ветви R4, а если h2-4 <h3-4 +h2-3 , вентиляционное окно необходимо установить в ветви R3. Методика регулирования распределения воздуха в сложной вентиляционной сети отрицательными регуляторами аналогична рассмотренной выше.

8.3.4 Регулирование распределения воздуха положительными способами

Регулирование уменьшением сопротивления выработок

Одним из основных способов положительного регулирования распределения воздуха является уменьшение аэродинамического сопротивления отдельных ветвей и шахты в целом. Это достигается либо снижением коэффициента аэродинамического сопротивления , либо уменьшением длины выработки L, либо увеличением площади поперечного сечения выработки S.

Рассмотрим движение воздуха в параллельном соединении ветвей по схеме представленной на рис.8.5. Предположим, что по условиям производства требуется увеличить подачу воздуха в ветвь R2 и одновременно снизить подачу воздуха в ветвь R1.

Распределение воздуха в соединении до регулирования определяется соотношением

R1 Q=R2 Q (8.34)

где R1, R2 - аэродинамическое сопротивление ветвей до регулирования;

Q1, Q2 – количество воздуха в ветвях R1, R2 до регулирования.

Из равенства (8.34) определяем аэродинамическое сопротивление ветви R2 до регулирования

R2=R1 (Q1/Q2)2 (8.35)

Обозначим Q1/Q2=m1, тогда поучим

R2=R1 m (8.36)

Увеличению количества воздуха в ветви R2 должно соответствовать такое уменьшение аэродинамического сопротивления, при котором будет выдерживаться соотношение

R1 (Q)2=R (Q)2 (8.37)

где R1, Q - соответственно аэродинамическое сопротивление и количество воздуха в ветви R1 после регулирования;

Q.-.количество воздуха в ветви R2 после регулирования.

Из выражения (8.37) получаем требуемое значение аэродинамического сопротивления ветви R2 для заданного распределения расходов воздуха.

R=R1 (8.38)

Обозначим Q/Q=m2, тогда получим

R=R1 m (8.39)

С учетом выражения (8.36) получаем зависимость для определения необходимой величины уменьшения аэродинамического сопротивления ветви R2

R2=R2 - R=R1 (m - m) (8.40)

Если уменьшение сопротивления ветви R2 достигается за счет увеличения поперечного сечения выработки посредством перекрепления, то величина поперечного сечения выработки после перекрепления определится следующим образом.

Аэродинамическое сопротивление ветви R2 до и после перекрепления определяется равенствами

R2= (8.41)

R= (8.42)

где - соответственно, коэффициент аэродинамического сопротивления выработки до и после перекрепления. Как правило, изменение этого коэффициента при перекрепления выработок незначительно и при расчетах можно принимать ;

P2, P - соответственно, периметр выработки до и после перекрепления;

L -. длина выработки;

S2, S - соответственно, поперечное сечение выработки до и после перекрепления.

В равенствах (8.41), (8.42) выразим периметр выработки через поперечное сечение по формуле

P= (8.43)

где С – коэффициент равный 3.86 при арочной и 4.16 при трапециидальной форме поперечного сечения крепи.

С учетом выражения (8.43), равенства (8.41), (8.42) будут иметь вид

R2= (8.44)

R= (8.45)

Разделив равенство (8.44) на равенство (8.45) получим

(8.46)

Из равенства (8.46) определим поперечное сечение выработки после перекрепления

S=S2 (8.47)

Так как R2=R1 m, а R=R1 m, получим

S=S2 (8.48)

Регулирование с помощью вспомогательных вентиляторов

Согласно ПБ регулирование при помощи вспомогательных вентиляторов, устанавливаемых в шахте, разрешается только в не газовых шахтах.

Рассмотрим пример регулирования расхода воздуха по крыльям шахтного поля при помощи вспомогательного вентилятора для схемы проветривания представленной на (рис.8.6).

Заданы сопротивления ветвей схемы представленной на рис.8.6. Шахта проветривается главным вентилятором депрессия которого Н1. Для увеличения подачи воздуха в крыло R1 в этом крыле установлен вспомогательный вентилятор, депрессия которого Н2. Необходимо определить общее количество воздуха, поступающего в шахту Q0 и количество воздуха по крыльям шахтного поля Q1,Q2. Схема, представленная на (рис.8.6) может быть преобразована к виду представленному на (рис.8.7)

Схема, представленная на рис.8.7 описывается следующей системой уравнений

R1 Q + (R0+R3) Q=H1+H2 (8.49)

R2 Q + (R0+R3) Q=H1 (8.50)

Q0=Q1+Q2 (8.51)

Обозначим

(R0+R3) Q=h (8.52)

тогда из равенств (8.49), (8.50) и (8.52) получим

Q1= (8.53)

Q2= (8.54)

Q0= (8.55)

Подставляя значения Q1, Q2, Q0 в равенство (8.51) получим

=+ (8.56)

Из равенства (8.56) определяем значение h, а по уравнениям (8.53) – (8.55) Q1, Q2, Q0.

Регулирование распределения воздуха по крыльям шахтного поля при фланговой схеме проветривания шахты методом настройки вентиляторов.

Рассмотрим фланговую схему проветривания шахты двумя вентиляторами (рис.8.8), широко распространенную в практике. Изменения производственной обстановки могут потребовать различных вентиляционных маневров, связанных с теми или иными перераспределениями воздуха по крыльям шахты. Это в свою очередь потребует в каждом конкретном случае определенной настройки вентиляторов (,n).

Рис.8.8 - Фланговая схема проветривания шахты

При управлении вентиляцией шахты по такой схеме, практический интерес могут иметьследующие задачи:

Определить требуемую настройку вентиляторов для обеспечения заданной подачи воздуха Q1, Q2 на оба крыла шахты;

При заданной подачи в одно крыло, найти максимально возможную подачу в другое крыло и определить необходимый режим работы вентиляторов;

Определить настройку обеспечивающую максимальную и равную подачу воздуха в оба крыла шахты, то есть Q1=Q2=Qmax;

При известной подаче воздуха в шахту Q0 обеспечить одинаковую подачу воздуха в оба крыла Q1 Q2.

Перечисленные задачи не решаются рассмотренными выше графическими методами анализа. Рассмотрим, как можно решить поставленные задачи. Для этого составим расчетный граф вентиляционной сети (рис.8.9).

На (рис.8.9) приняты следующие обозначения:

Qв.1, Н1, Qв.2, Н2 – соответственно, производительность и депрессия вентиляторов 1,2;

q1, q2,,Rу.1, Rу.2 – соответственно, внешние утечки воздуха и сопротивление путей утечек;

R0, Q0 – соответственно, сопротивление общего участка сети и количество воздуха поступающее в шахту;

R1, R2, Q1, Q2 – соответственно, сопротивление крыльев шахтного поля и расход воздуха по крыльям.

Схема представленная на (рис.8.9) описывается следующей системой уравнений:

Q0=Q1+Q2 (8.57)

Qв.1=Q1+q1 (8.58)

Qв.2=Q2+q2 (8.59)

Н1=R0 *Q+R1*Q (8.60)

Н2=R0 *Q+R2*Q (8.61)

Н1=Rу.1*q (8.62)

Н2=Rу.2*q (8.63)

Представленные равенства позволяют решить поставленные выше задачи.

Решение задачи №1

Определим необходимую настройку вентиляторов для подачи воздуха по крыльям шахтного поля в количестве Q1, Q2 .

Решение задачи осуществляется в следующей последовательности:

По уравнениям (8.60) (8.61) определяем необходимую депрессию вентиляторов Н1, Н2 ;

Используя равенства (8.62) (8.63) определяем внешние утечки воздуха вентиляторов 1, 2

q1= (8.64)

q2= (8.65)

Определяем необходимую производительность вентиляторов Qв.1, Qв.2 по уравнениям (8.58) (8.59)

По полученным значениям Н1, Qв.1 и Н2, Qв.2 производим настройку вентиляторов 1, 2.

Решение задачи №2

Для схемы представленной на рис.8.9, методом настройки вентиляторов, определим какое максимальное количество воздуха можно подать в крыло R2 при условии, что в крыло R1 должно поступать количество воздуха Q1.

Решение задачи

Запишем уравнения (8.60), (8.61) в виде

Н1=R0*(Q1+Q2)2 + R1*Q (8.66)

Н2=R0*(Q1+Q2)2 + R2*Q (8.67)

Так как Q1=сonst задано то эти уравнения выражают зависимость депрессии обеих вентиляторов от одного переменного Q2. Задаваясь произвольными значениями Q2 по формуле (8.67) определяем ряд значений Н2. По полученным данным на области промышленного использования (ОПИ) вентилятора 2 строим график зависимости Н2=f (Q2) (рис.8.9).

Так как производительность вентилятора складывается из подачи воздуха в шахту и внешних подсосов, то для определения его настройки необходимо выполнить графическое суммирование характеристики сети с характеристикой внешних утечек H2=Rу.2*q.Задаваясь произвольными значениями q2, строим характеристику внешних подсосов.

Выполняя графическое суммирование характеристики внешних подсосов с характеристикой шахты получим характеристику вентиляционной сети H2=f (Qв.2). Абсцисса точки 1 пересечения этой характеристики с правой крайней характеристикой вентилятора 2 определяет максимальную в заданных условиях производительность последнего, а абсцисса точки 2 максимально возможную подачу в крыло R2. Абсцисса тачки 3 определяет подсосы воздуха с поверхности.

Подставив полученное значение Q2 в формулу (8.66) определяем необходимую депрессию вентилятора 1. По полученным значениям Н1, Qв.1 и Н2, Qв.2 производим настройку вентиляторов 1, 2.

Решение задачи № 3

Для схемы представленной на рис.8.9, определим настройку вентиляторов, для обеспечения максимально возможной и равной подачи воздуха в оба крыла шахты.

Так как Q1=Q2=Q то равенства (8.60) (8.61) можно записать в виде

Н1=R0*(Q+Q)2+R1*Q2=(4 R0+R1)*Q2 (8.68)

Н2=R0*(Q+Q)2+R1*Q2=(4 R0+R2)*Q2 (8.69)

Выражая из этих уравнений Q и прибавляя к ним выражения утечек воздуха из уравнений (8.64) (8.65) получим в соответствии с уравнениями (8.58) (8.59) следующие выражения производительности обоих вентиляторов через их депрессии

Qв.1= (8.70)

Qв.2= (8.71)

По полученным уравнениям строим графики Qв.1=f (H1) и Qв.2=f (H2) на соответствующих ОПИ вентиляторов и определяем максимально возможную производительность каждого вентилятора, а затем один из них подстраиваем под другой по меньшей производительности.

Решение задачи №4

Для схемы представленной на (рис.8.9) при известной подаче воздуха в шахту Q0 определить требуемую настройку вентиляторов для равной подачи воздуха по крыльям шахтного поля Q1= Q2=Q0/2. При заданных условиях равенства (8.60), (8.61) можно записать в виде

Н1=R0 *Q+R1*(Q0/2)2 (8.72)

Н2=R0*Q+R2*(Q0/2)2 (8.73)

По равенствам (8.72), (8.73) определяем необходимую депрессию вентиляторов Н1, Н2. Используя уравнения(8.64), (8.65) определяем подсосы воздуха с поверхности, а по уравнениям (8.58), (8.59) – необходимую производительность вентиляторов, Qв.1, Qв.2. По полученным значениям Н1, Qв.1 и Н2, Qв.2 производим настройку вентиляторов 1, 2.

ЛЕКЦИЯ №10

III. ВЕНТИЛЯЦИЯ ШАХТ

9. ПРОВЕТРИВАНИЕ ТУПИКОВЫХ ВЫРАБОТОК И СТВОЛОВ

9.1 Общие положения и некоторые особенности проветривания тупиковых выработок и стволов

При строительстве и реконструкции шахт выполняется большой объем работ по проведению подготовительных и капитальных выработок. Проводятся стволы, сооружаются выработки камерообразного типа, а также пластовые и полевые выработки различной протяженности.

Организация и методы расчета проветривания всех выработок, независимо от их назначения имеют много общего. Однако, каждый вид подготовительных выработок требует решения своих специфических вопросов проветривания, которые связаны с горнотехническими особенностями возникающими при проходке.

Особенности проветривания тупиковых выработок по сравнению со сквозными выработками связаны с тем, что к их проветриванию предъявляются особо высокие требования. Они обусловлены следующим:

Высокой взрывоопасностью тупиковых выработок по сравнению со сквозными выработками, так как здесь большая вероятность накопления метана в больших объемах до взрывоопасной концентрации

Меньшей надежностью проветривания тупиковых выработок по сравнению со сквозными выработками, так как не исключена возможность повреждения трубопровода при обрушении пород кровли или отключение вентилятора местного проветривания;

Высокой опасностью разгазирования тупиковых выработок, что не однократно явилось причиной аварий с тяжелыми последствиями;

Трудностью подачи большого количества воздуха в забой тупиковой выработки в связи с большим аэродинамическим сопротивлением трубопровода, а следовательно, скорость движения воздуха по самим выработкам незначительна, что приводит к образованию слоевых скоплений метана;

9.2 Способы подачи воздуха в забои тупиковых выработок и стволов

Основные задачи проектирования тупиковых выработок и стволов

Воздух в забои тупиковых выработок и стволов может подаваться: за счет диффузии, общешахтной депрессии и вентиляторами местного проветривания. За счет диффузии разрешается проветривать выработки длиной до 10 м. На газовых шахтах разрешается проветривать тупики длиной до 6 м, кроме восстающих, при отсутствии в них слоевых и местных скоплений метана, а размещение в них электрооборудования разрешается при условии установки в них датчиков автоматического контроля метана.

Подача воздуха в забой за счет общешахтной депресии может осуществляться:

-при помощи продольных перегородок (рис.9.1);

-при помощи параллельной выработки (например, при проведении парных выработок широким ходом) (рис.9.2);

-при помощи жестких вентиляционных труб (рис.9.3);

-комбинированным способом - сочетание параллельной выработки и жестких труб (рис.9.4)

В зависимости от условий проходки подача воздуха в забой вентиляторами местного проветривания может осуществляться: нагнетательным (рис.9.5), всасывающим (рис.9.6) и комбинированным (рис.9.7) способами.

1-основная вентиляторная установка

2-вспомогательная вентиляторная установка

3-перемычка для уменьшения зоны отброса газов

Нагнетательный способ проветривания (рис.9.5) – наиболее распространен. На газовых шахтах он является обязательным и единственным. Достоинства его заключаются в том, что проветривание призабойного пространства осуществляется деятельной струей свежего воздуха, выходящего из трубопровода с большой скоростью. В призабойном пространстве выработки образуется неполная свободная струя, которая обеспечивает быстрое и эффективное проветривание призабойного пространства за счет турбулентной диффузии газа в струю из окружающего объема. По данным В.Н.Воронина, этот способ обеспечивает эффективную вентиляцию в призабойной зоне, если конец воздухопровода, расположенного у одной из стенок выработки, будет находиться от забоя на расстоянии

L4* (9.1)

где L - дальнобойность неполной свободной струи;

Sв - площадь поперечного сечения выработки, м2.

По Правилам безопасности на газовых угольных шахтах конец воздухопровода должен располагаться на расстоянии от забоя 8 м, в негазовых – на расстоянии 12 м, а при проходке стволов 15 м и при погрузке породы грейфером 20 м.

Из формулы (9.1) следует, что при увеличении площади сечения выработки расстояние L возрастает а, следовательно, интенсивность проветривания призабойной зоны будет также возрастать. К достоинствам нагнетательного способа следует отнести возможность использования гибких труб, а также то, что в призабойное пространство (где имеет место максимальное газовыделение, и находятся люди) поступает свежий воздух, что облегчает создание безопасных условий труда. По мере движения воздуха от забоя к устью в него выделяется из поверхности выработки газ. Содержание газа в исходящей струе непрерывно повышается вплоть до выхода воздуха в выработку, проветриваемую за счет общешахтной депрессии. Однако прирост содержания газа сдерживается за счет дополнительного поступления свежего воздуха через неплотности нагнетательного воздухопровода. Таким образом, утечки воздуха в определенных пределах здесь играют положительную роль.

Если подача нагнетательного вентилятора, установленного в сквозной выработке, больше расхода подаваемого по ней воздуха, то часть исходящего воздуха будет вновь засасываться вентилятором и направляться по воздухопроводу в забой. Такое явление носит название рециркуляции воздуха, что приводит к увеличению времени проветривания выработки и создает опасность ее загазования. Для предотвращения рециркуляции Правила безопасности предписывают устанавливать вентилятор на расстоянии не ближе 10 м от устья проводимой выработки. При этом подача вентилятора должна быть не более 70% расхода воздуха, движущегося по сквозной выработке. Однако и при соблюдении последнего условия не всегда предотвращается рециркуляция воздуха, особенно в выработках большого сечения, когда скорость движения воздуха по сквозной выработке у вентилятора меньше скорости диффузии газов.

Недостаток нагнетательного способа проветривания заключается в том, что при ведении взрывных работ ядовитые газы взрыва движутся по выработке. Поэтому люди могут войти в выработку только тогда, когда содержание ядовитых газов в ней в пересчете на условную окись углерода составляет 0.008 % по объему.

Всасывающий способ проветривания (рис.9.6)может применяться на угольных и рудных шахтах не опасных по газу. Достоинство его заключается в том, что несвежий воздух отводится из забоя по воздухопроводу, а так как свежий воздух поступает по выработке, то большая ее часть не загазована.

Эффективное проветривание призабойной зоны и зоны отброса газов обеспечивается при расстоянии от конца всасывающего воздухопровода до забоя, определяемом по формуле

Lт=0.5* (9.2)

Это расстояние выдержать практически невозможно, так как конец воздухопровода находится в зоне разлета кусков породы и вероятность его повреждения весьма высокая. К недостаткам этого способа также следует отнести то, что применяется жесткий воздухопровод.

Комбинированный способ проветривания (рис.9.7) чаше применяется при скоростной проходке на негазовых шахтах. В нем сочетаются достоинства нагнетательного способа и всасывающего. Подача нагнетательного вентилятора Q2 должна быть на 20-30 % меньше количества воздуха, которое поступает во всасывающий трубопровод. Для уменьшения зоны отброса газов в сторону устья иногда в выработке на расстоянии 30-50 м от забоя устанавливается перемычка. В этом случае подача нагнетательного вентилятора может быть на 10% меньше количества воздуха, поступающего во всасывающий трубопровод.

На угольных шахтах, а также в горнорудной промышленности почти исключительно применяются различные схемы нагнетательного способа проветривания тупиковых выработок, поэтому в дальнейшем речь будет идти только об этом способе.

Вентилятор и воздухопровод вместе составляют вентиляторную установку, которую принято называть установкой местного проветривания. При проектировании таких установок приходится последовательно решать три основные задачи:

1 - Расчет потребной подачи воздуха в забой.

2 - Выбор и расчет воздухопровода.

3 - Определение необходимых параметров рабочего режима и выбор вентилятора.

9.3 Вентиляторы и воздухопроводы установок местного проветривания

Вентиляторы для установок местного проветривания выпускаются с электрическим и пневматическим приводами. По мере развития вениляторостроения аэродинамические качества вентиляторов местного проветривания совершенствуются. До настоящего времени на шахтах эксплуатируются вентиляторы с электрическим приводом типа СВМ, типоразмеров СВМ-4, СВМ-5, СВМ-6, которые промышленностью не выпускаются. Эти вентиляторы не регулируются и имеют единственную рабочую характеристику.

Для замены этих вентиляторов разработан и выпускается новый ряд осевых вентиляторов местного проветривания с меридиальным ускорением потока электрических типа ВМ и пневматических типа ВМП вентиляторов.

Электрические вентиляторы типа ВМ выпускаются нерегулируемые /ВМ-3М и ВМ-4М и регулируемые /ВМ-5М, ВМ-6М, ВМ-8М, ВМ-12М и ВМЭ 12/. Наиболее распространены из этих типоразмеров вентиляторы ВМ-5м и ВМ-6м имеющие одинаковую аэродинамическую схему, сходную конструкцию и отличающиеся размерами. Вентиляторы типа ВМ наилучшим образом приспособлены для последовательной работы по сравнению со всеми ранее выпускавшимися.

Осевые вентиляторы с пневматическим приводом, предназначены для проветривания тупиковых забоев в шахтах, где применение электроэнергии запрещено в связи с условиями взрывобезопасности.

В этих условиях используются вентиляторы ВКМ-200А, ВМП–3М, ВМП-4, ВМП-5, ВМП-6М. Вентилятор ВКМ-200А имеет одно нерегулируемое сопло и одну напорную характеристику. Обеспечивает незначительную производительность, до 30 м3/мин и напор около 100 даПа. Применяется для проветривания выработок малой протяженности. Вентиляторы ВМП-3М, ВМП-4, ВМП-5 ВМП-6 снабжены коробкой с тремя соплами и трехходовым краном, обеспечивающим подачу сжатого воздуха, к одному, двум и трем соплам. Это позволяет получать, пониженный, нормальный и усиленный режим работы вентилятора и соответственно три напорные характеристики. На требуемый режим вентилятор переключается на ходу. Для уменьшения шума к вентиляторам ВМП-5 и ВМП-6 могут присоединяться глушители ГШ-5 и ГШ-6.

Центробежные вентиляторы с электрическим приводом, как правило, обеспечивают более высокий напор по сравнению с осевыми вентиляторами и достаточно высокую производительность. Это позволяет использовать их для проветривания выработок большой протяженности и стволов. Для проветривания тупиковых выработок разработаны и используются следующие типы центробежных вентиляторов ВМЦ-6, ВЦ-7, ВМЦГ-7, ВМЦ-8, ВЦПД-8, ВЦ-9, ВЦ-11, ВЦ-11М, ВЦШ-16, ВЦП-16.

Вентиляционные воздухопроводы установок местного проветривания применяются эластичные из матерчатых прорезиновых труб, а также жесткие из металлических труб. Металлические трубы имеют весьма существенные недостатки :высокую стоимость, большие габаритные размеры, вес и связанные сними трудности монтажа и обслуживания воздухопроводов, несовершенную конструкцию уплотнения стыков, что вызывает большие потери (утечки) воздуха. В связи с этим металлические воздухопроводы применяются в основном при проходке стволов, а также при изолированном отводе метана из выработанного пространства в исходящую струю участка или за пределы выемочного участка. Диаметр металлических труб от 500 до 1000 мм, в особых случаях до 1200 мм. Длина звена от 3.2.м до 4.0 м.

Гибкие воздухопроводы типов 1А и 1 б, как правило, применяются при нагнетательном способе проветривания. Они изготавливаются из прорезиновой ткани «Чефер» (диаметром 400, 500-800 мм и 1100 мм); из ткани «Чефер» с противогнилостной пропиткой и двусторонним покрытием полихлорвинилом (диаметр 500 и 600 мм); из капроновой ткани с односторонним покрытием негорючей резиной (диаметр 600 мм). Для уменьшения коэффициента утечек воздух и уменьшения азродинамического сопротивления гибких трубопроводов следует применять комбинированный вентиляционный трубопровод из гибких труб типов 1А и 1Б и введенного внутрь их полиэтиленового рукава и конечного участка трубопровода без полиэтиленового рукава. Комбинированный трубопровод рекомендуется применять при диаметре труб 0.6 м и более и длине трубопровода более 400 м .В зависимости от требуемой подачи воздуха в забой тупиковой выработки и ее протяженности для проветривания тупиковых выработок используются трубопроводы диаметром 0.2 (0.21), 0.3, 0,4, 0.5, 0.6, 0.8, и 1.0 м. Длина звена 20 и 10 м.

9.4 Методы расчета расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок и стволов

Согласно [5], расход воздуха, необходимый для проветривания тупиковых выработок и стволов, определяется:

-по выделению метана или углекислого газа;

-по газам, образующимся при взрывных работах;

-по наибольшему числу людей, находящихся в забое;

-средней минимальной скорости воздуха в выработке и минимальной скорости в призабойном пространстве выработки с учетом температуры и относительной влажности воздуха. Окончательно принимается наибольший результат.

Для тупиковых выработок протяженностью до 300 м и стволов расчет выполняется сразу для максимальной длины. Для тупиковых выработок большей протяженности допускается расчет на отдельные периоды для промежуточных значений длины 300, 600, 900, и т. д., включая максимальную длину.

Расчет расхода воздуха производится для призабойного пространства (Qз.п) и в целом для выработки (Qп).

Расчет расхода воздуха по выделению метана (углекислого газа) производится следующим образом.

При выемке угля в тупиковой выработке комбайнами, отбойными молотками или выбуриванием пласта, а также при проходке стволов, количество воздуха, которое необходимо подавать в забой по выделению метана, определяется по формуле

Qз.п= (9.3)

где Qз.п – расход воздуха, который необходимо подавать в призабойное пространство тупиковой выработки, ствола, м3/мин;

Iз.п – метановыделение на призабойном участке тупиковой выработки длиной 20 м (для стволов принимается Iз.с), м3/мин;

С – допустимая согласно ПБ концентрация метана в исходящей из выработки вентиляционной струе, %;

С0 – концентрация метана в струе воздуха, поступающего в тупиковую выработку, %; определяется для тупиковых выработок действующих шахт по результатам измерений, для проектируемых – принимается равной 0.05 %, а для стволов С0=0.

Метановыделение на призабойном участке выработки определяется по формуле

Iз.п=Iпов+Iо.у.п (9.4)

где Iпов – метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта на призабойном участке выработки длиной 20 м., м3/мин;

Iо.у.п – метановыделение из отбитого угля, м3/мин.

Согласно [5],

Iпов=2.3*10-2*mп*Vп*(х-х0)*kт (9.5)

где mп – полная мощность угольных пачек пласта, м;

Vп – проектная скорость подвигания выработки, м/сут;

х – природная метаноносность пласта, м3/т;

х0 – остаточная метаноносность угля, м3/т;

kт – коэффициент, учитывающий изменение метановыделения во времени; определяется по табл. 3.2 [5].

Природная метаноносность пласта определяется по формуле

х=хг*kW.Aз (9.6)

где хг – природная метаноносность пласта, м3/т.с.б.м; значение хг принимается по данным геологической разведки.

Остаточная метаноносность угля х0, для каменных углей и антрацитов с объемным выходом летучих веществ V>165 мл/г с.б.м. определяется по формуле (9.7), а для антрацитов сV от 100 до 165 мл/г с. б. м. - по формуле (9.8)

х0=хо.г*kW.А (9.7)

х1=kW Аз*(0.15*=V-13.6) (9.8)

хо.г – остаточная метаноносность угля, м3/тсбм.; принимается по табл.3.1 [5] или определяется по формуле

хо.г=18.3*(V)-0.6 (9.9)

kW.Аз – коэффициент пересчета метаноносности пласта на уголь, (доли ед.) определяется по формуле

kW.Аз= (9.10)

kт – коэффициент, учитывающий изменение метановыделения во времени, доли ед.; зависит от времени Тпр, прошедшего от начала проведения выработки до момента определения Iпов; принимается по табл.3.2 [5] или рассчитывается по формуле

kт=1-0.91*exp (-0.022*Тпр) (9.11)

При расчете метановыделения на призабойном участке выработки длиной 20 м., время проведения выработки будет равно Тпр=20/Vп, суток. При расчете метанообильности всей выработки Iп по формуле (9.4), метановыделение из неподвижных обнаженных поверхностей пласта Iпов, определяется по формуле (9.5), но значение коэффициента kт, определяется для времени проведения всей выработки т.е. Тпр=lп/Vп суток (lп-проектная длина выработки, м).

Метановыделение из отбитого угля зависит от способа проведения выработки и определяется следующим образом. При выемке угля комбайнами, выбуриванием или отбойными молотками по формуле

Iо.у.п=(х-х0) j kту (9.12)

где j – техническая производительность комбайна, бурового станка или суммарная производительность проходчиков по выемке угля, т/мин. Принимается для комбайнов по табл.5.3 [5], для буровых станков – по их техническим характеристикам, а при выемке угля отбойными молотками, определяется по формуле

j= (9.13)

nпр – число проходчиков, одновременно работающих в смене по выемке угля;

Nв – норма выработки одного проходчика по выемке угля отбойным молотком, т/смену;

Тсм – время работы проходчиков в смене по выемке угля, ч;

Kту – коэффициент, учитывающий степень дегазации отбитого угля, доли ед.; определяется по формуле

Kту=а*T (9.14)

где а, b – коэффициенты характеризующие газоотдачу из отбитого угля; принимается при дегазации отбитого угля (времени транспортирования угля) Ту 6 мин, соответственно равными 0.052 и 0.71, а при Ту> 6 мин а=0.118, а b=0.25.

Значение Ту рассчитывается по формуле

Ту= (9.15)

Sуг – площадь сечения выработки по углю в проходке, м2;

– подвигание забоя за цикл непрерывной работы комбайна, бурового станка, отбойных молотков, м; принимается для комбайнов при мощности пласта, меньшей диаметра резцовой коронки (барабана), равным длине коронки (барабана), а при мощности пласта, большей диаметра резцовой коронки, – расстоянию между арками (рамами), но не менее одного метра, при выбуривании пласта – подвиганию забоя за цикл, а при выемке отбойными молотками – шагу установки крепи;

-плотность угля, т/м3.

При проведении выработки буровзрывным способом Iо.у.п определяется по формуле

Iо.у.п=9*10-3*Sуг*lвз*(х-х0) (9.16)

Lвз – подвигание забоя за взрывание, м.

При взрывном способе выемки в тупиковых выработках, проводимых по угольным пластам (для шахт, опасных по газу), расход воздуха, который необходимо подавать в забой определяется по формуле

Qз.п= (9.17)

где S – площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;

lз.тр – расстояние от конца трубопровода до забоя выработки, м; принимается согласно требованиям ПБ;

kт.д – коэффициент турбулентной диффузии; принимается равным 1.0 при S10 м2 и 0.8 при большем сечении выработки в свету;

Сmax – допустимая максимальная концентрация метана в призабойном пространстве после взрывания по углю, %; принимается равной 2 %;

Iз.п.max – максимальное метановыделение в призабойном пространстве после взрывания по углю, определяется по формуле

Iз.п.max =0.05*Sуг*lвз*(х-х0)* (9.18)

При проведении вертикальных выработок (стволов, шурфов). количество воздуха для их проветривания по выделению метана, определяется по формуле

Qз.п.=, м3/мин (9.19)

где Iз.с – ожидаемое метановыделение в призабойном пространстве ствола при пересечении пласта стволом, м3/мин;

С – допустимая ПБ концентрация метана в исходящей струе ствола,%;

С0 – концентрация метана в поступающей струе.

Метоновыделение в забое ствола определяется по формуле

Iз.с.=Iпов.с+ Iо.у.с. (9.20)

Iпов. – метановыделение из неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м3/мин;

Iо.у.с – метановыделение из отбитого угля, м3/мин.

Метановыделение Iпов.с, Iо.у.с определяется по формулам

Iпов.с=3.3*10-2*mп*Д1*Х [ 0.0004(Vdaf)2+0.16] (9.21)

Iо.у.с=2.0*10-3* mп*Д* (Х-Хо) (9.22)

При пересечении нескольких пластов, расчет ожидаемого метановыделения производится для каждого пласта и к дальнейшим расчетам принимается наибольшее из полученных значений.

Расход воздуха по средней минимально допустимой скорости движения воздуха в выработке

Qз.п=60*Vп.min*S (9.23)

где Vп.min- минимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в выработке, м/с; принимается в соответствии с требованиями ПБ.

Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном пространстве с учетом температуры и относительной влажности воздуха определяется по формуле

Qз.п=20*Vз.min*S (9.24)

где Vз.min-минимально допустимая ПБ скорость воздуха в призабойном пространстве м/с; принимается по табл.8.3 ПБ.

Расход воздуха, который необходимо подавать в забой по наибольшему числу людей определяется по формуле

Qз.п=6 n м3/мин (9.25)

где n – наибольшее число людей, работающих в забое.

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой по ядовитым газам, образующимся при взрывных работах, определяется по формуле

Qз.п= (9.26)

где Т - время проветривания выработки, мин;

Для шахт опасных по внезапным выбросам угля и газа Т30 мин, для прочих шахт не нормируется;

Vвв- объем вредных газов, образующихся после взрывания, л;

Vвв=100*Вуг.+40*Впор.,л (9.27)

Вуг., Впор - масса одновременно взрываемых ВВ по углю и по породе, соответственно, кг;

Если взрывание по углю и по породе производится раздельно то при расчете Qз.п принимается большее из произведений входящих в формулу (9.27).

- длина тупиковой части выработки, м; для горизонтальных и наклонных тупиковых выработок длиной 500 м. и более в место подставляется критическая длина равная 500 м, а в том случае меньше 500м, подставляется . При расчете величины Qз.п для проветривания стволов по формуле (9.26), критическая длина выработки определяется расчетом;

Коб - коэффициент, учитывающий обводненность выработки; принимается по табл,5.1 [5].

Кут.тр. - коэффициент ,учитывающий утечки воздуха в вентиляционном трубопроводе; для гибких труб определяется по табл.5.4 [5], а для жестких определяется расчетом. При длине меньше критической длины, значение Кут.тр. принимается для длины , и при lп.кр для критической длины.

Критическая длина выработки для расчета проветривания стволов определяется по формуле

Lп.кр=12.5*Vвв*Кт.с*Кс.1/S, м (9.28)

где Кт.с - коэффициент турбулентной диффузии полной свободной струи; определяется по табл.5.2 [5] в зависимости от величины lз.тр/dтр.п;

lз.тр - расстояние от конца трубопровода до забоя ствола, м; Согласно ПБ это расстояние должно быть не более 15 м, а при погрузке грейфером - 20 м;

dтр.п- приведенный диаметр трубопровода, м; при расположении трубопровода в углу выработки равен 2*dтр, а при расположении у стенки выработки или у стенки ствола 1.5*dтр;

Кс.1- коэффициент, учитывающий влияние обводненности и глубины ствола, а также температуры пород в стволе на процесс разбавления вредных газов; определяется по формуле

Кс.1= (9.29)

Кс.2 - коэффициент, учитывающий влияние обводненности ствола; зависит от притока воды в забой и определяется согласно [5] стр.77. tп- температура пород на глубине Нc, определяется по формуле

tп=t1+,0С (9.30)

t1- температура пород на глубине зоны постоянных температур Н0,;для Донбас са t1=8-10 ,а Н0=26-33 м;

Нг - геотермический градиент, м/град; для Донбасса Нг=25-30 м/град;

t0-среднемесячная температура атмосферного воздуха для июля, ; принимается по данным , приведенным в «Единой методике прогнозирования температурных условий в угольных шахтах». Для Донбасса t0=21.4С;

Значение коэффициента утечек воздуха для жестких вентиляционных труб определяется по формуле

Кут.тр.=( (9.31)

где Куд.ст- коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости при фланцевом соединении трубопровода; принимается по табл.5.5. [5];

Rтр.ж- аэродинамическое сопротивление жесткого трубопровода без утечек воздуха, к; определяется по формуле

Rтр.ж=1.2 Rтр.+Rм, к (9.32)

где 1.2-коэффициент, учитывающий нелинейность трубопровода и несоответствие стыков;

Rтр- аэродинамическое сопротивление жесткого трубопровода без утечек воздуха, к; определяется по табл.5.7 [5].

Для выбора ВМП принимается наибольшее из полученных Qз.п..

ЛЕКЦИЯ №11

9.5 Выбор вентиляторов для проветривания тупиковых выработок и стволов

Необходимая производительность вентилятора определяется по формуле

Qв=Qз.п*Кут.тр., м3/мин (9.33)

Необходимое давление вентилятора, работающего на гибкий трубопровод, определяется по формуле

hв=,кг/м2(даПа) (9.34)

где Rтр.г- аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода, к; определяется по формуле

Rтр.г=rтр*(lтр+20 dтрn1+10dтрn2) (9.35)

rтр- удельное аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода без утечек воздуха к/м; принимается согласно [5], стр.87;

dтр- диаметр гибкого трубопровода, м;

n1, n2-число поворотов трубопровода под углом 900 и 450 соответственно.

Давление вентилятора работающего на жесткий трубопровод определяется по формуле

hв=,кг/м2 (9.36)

Выбор вентиляторов производим путем нанесения расчетного режима его работы Qв, hв на график аэродинамических характеристики вентиляторов (см. приложение 1 [5].и приложение 4 [3]). Если аэродинамическая характеристика вентилятора (или нескольких вентиляторов установленных последовательно или параллельно) выше точки с координатами расчетного режима Qв и hв, то для определения фактической подачи Qв.ф и напора hв.ф выбранного вентилятора (вентиляторов) необходимо нанести аэродинамическую характеристику трубопровода (сети) на график аэродинамической характеристики вентилятора. Точка «А» (см. рис.6.8) определяет расчетный режим работы вентилятора, а точка пересечения характеристик (точка «Б»), определяет фактический режим работы вентилятора Qв.ф и hв.ф. В этом случае расход воздуха у забоя составит

Qз.п.ф=1.69 -0.69*Qв.ф (9.37)

Построение аэродинамической характеристики жесткого трубопровода , производится следующим образом. Задавая значения расхода воздуха 1, 2, 3, и т.д. в м3/с, определяют значения hв по формуле (9.36). По парным значениям Qв и hв наносятся точки и соединяются плавной кривой ( рис.9.8, кривая 1).

Аналогичным образом наносится аэродинамическая характеристика гибкого вентиляционного трубопровода. При этом задаются произвольными значениями Qз.п в м3/с и для каждого из них определяются значения: kут.тр, расход воздуха в начале трубопровода (подача ВМП) Qв по формуле (9.28) и депрессия трубопровода hв (давление ВМП) по формуле (9.29). По парным значениям Qв и hв наносятся на графике точки, по которым проводится кривая.

Рис.9.8 - Аэродинамическая характеристика вентилятора и режим его работы на трубопровод

Количество воздуха, которое необходимо подавать к вентилятору, определяем по формуле

Qвс1.43 Qв*kр (9.38)

где kр – коэффициент, принимаемый равным 1.0 для ВМП с нерегулируемой подачей и 1.1 – с регулируемой.

9.6 Примеры расчетов проветривания тупиковой выработки и ствола

Расчет проветривания тупиковой выработки

Рассчитать количество воздуха и выбрать необходимое оборудование для проветривания откаточного штрека, проводимого буро-взрывным способом впереди очистного забоя (сплошная система разработки). Составить схему проветривания выработки в соответствии с требованиями ПБ

Исходные данные для расчетов:

1.Длина тупиковой части выработки, Lп = 400 м;

2.Поперечное сечение выработки в свету, S=16.4 м2;

3.Мощность пласта, m=0.90 м;

4.Газоносность угля Xг=15.0 м3/т.с.б.м.;

5.Выход летучих веществ, Vг=40.0 %

6.Ширина выработки по угольному забою,bу=6.2 м.

7.Глубина заходки lв.з=1.8 м.;

8.Расход ВВ: по углю Bу=15 кг

по породе Bп=25кг

9.Температура воздуха в призабойном пространстве выработки t C=22;

10.Относительная влажность воздуха в забое 92 %;

11.Скорость проведения выработки Vп=2.7 м/сут;

12.Марка угля-Д;

13.Зольность угля Аз=14 %;

14.Влажноть угля Wр=2 %;

15.Обемный вес угля =1.35 т/м3

Решение задачи производим по методике [5],согласно которой количество воздуха которое необходимо подавать в забой выработки определяется по следующим факторам:

-по метановыделению;

-по газам, образующимся при взрывных работах;

-по средней минимально допустимой скорости движения воздуха в соответствии с требованиями ПБ;

-по наибольшему числу людей;

-по минимально допустимой скорости движения воздуха в призабойном пространстве с учетом температуры и относительной влажности.

Количество воздуха которое необходимо подавать в забой выработки по метановыделению при взрывном способе выемки угля в выработке проводимой по пласту угля , определяется по формуле (9.17)

Qз.п= м3/мин

где lз.тр- расстояние от конца вентиляционного трубопровода до забоя выработки, м; принимаем согласно требованиям ПБ для газовых шахт 8 м;

Kт.д.- коэффициент турбулентной диффузии; принимаем равным 0.8, так как S>10 м2.

Сmax-допустимая максимальная концентрация метана в призабойном пространстве после взрывания по углю; принимаем согласно [5] равной 2%.

С0-концентрация метана в струе воздуха поступающей в выработку, %; Принимается в соответствии с [5] равной 0.05%:

Iз.п.max.-максимальное метановыделение в призабойном пространстве после взрывания по углю, м3/мин.; определяется по формуле (9.18)

Iз.п.max=0.05*Sуг*lв.з* (x-x0), м3/мин

где Sуг-площадь сечения выработки по углю в проходке, м2

Sуг=bуг*m = 3.6*1.0=3.6, м2

- обьемный вес угля, т/м3

x-природная метаноносность пласта, м3/т. Определяется по формуле (9.6)

x=xг*KW.A, м3/

где KW.A-поправочный коэффициент, учитывающий влажность угля Wр и зольность Aз

KW.A=0.01(100-Wр-Aз),

Aз=14 %, Wр=2%, тогда KW.A=0.84, а

x=15*0.84=12.6 м3/т

x0-остаточная метаноносность угля, м3/т; определяется по формуле (9.7)

x0=xо.г* KW.A, м3/т

xо.г-остаточная метаноносность угля ,м3/т.с.б.м; определяется по табл.3.1 [5] в зависимости от выхода летучих веществ Vг. В нашем примере Vг=4.0 %, тогда xо.г=2.0 м3/т.с.б.м., а

x0=0.84*2.0=1.68 м3/т

Определяем метановыделение в призабойном пространстве выработки

Iз.п.max=0.05*5.58*1.8*1.35(12..6-1.68)=7.4 м3/мин.

Определяем количество воздуха, которое необходимо подавать в забой по выделению метана

Qз.п.==300 м3/мин

Определяем расход воздуха по средней минимально допустимой скорости движения воздуха по формуле (9.23)

Qз.п=60*Vп.min*S, м3/мин

где Vп.min-минимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в выработке, м/с; для шахт опасных по метану Vп.min= 0.25 м/с

Qз.п=60*0.25*16.4=246 м3/мин

Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном пространстве с учетом температуры и относительной влажности воздуха определяется по формуле (9.24)

Qз.п=20*Vз.min*S, м3/мин

где Vз.min-минимально допустимая ПБ скорость воздуха в призабойном пространстве м/с; принимается по табл.8.3 ПБ. В нашем примере температура равна 22 С, а относительная влажность 92%, тогдаVз.min=0.25 м/с

Qз.п=20*0.25*16.4=82 м3/мин

Расход воздуха, который необходимо подавать в забой по наибольшему числу людей определяется по формуле (9.25)

Qз.п=6 n м3/мин

Qз.п=6*8=48 м3/мин

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой по ядовитым газам, образующимся при взрывных работах, определяется по формуле (9.26)

Qз.п=м3/мин

где Т-время проветривания выработки, мин;

Для шахт опасных по внезапным выбросам угля и газа Т30 мин, для прочих шахт не нормируется; принимаем Т=30 мин.;

Vвв- объем вредных газов, образующихся после взрывания определяем по формуле (9.27)

Vвв=100*Вуг+40*Впор, л

Вуг, Впор -масса одновременно взрываемых ВВ по углю и по породе, соответственно, кг; Если взрывание по углю и по породе производится раздельно то при расчете Qз.п принимается большее из произведений входящих в формулу (9.27). Предусматриваем одновременное взрывание по углю и по породе тогда значение Vвв будет равно

Vвв=100*15+40*25=2500 л;

где -длина тупиковой части выработки, м; для горизонтальных и наклонных тупиковых выработок длиной 500 м. и более вместо подставляется критическая длина равная 500 м, а в том случае меньше 500м, подставляется .В нашем примере = 400 м

Коб-коэффициент, учитывающий обводненность выработки; принимается по табл.5.1 Коб=0.8

Кут. тр.-коэффициент ,учитывающий утечки воздуха в вентиляционном трубопроводе; определяется согласно пункту 5.3.3 (табл.5.4).При длине меньше критической длины, значение Кут.тр. принимается для длины , и при lп.кр для критической длины lп.кр. Принимаем гибкие матерчатые трубы типа 1А диаметром 0.8 м, тогда Кут.тр.=1.2.

Qз.п==293 м3/мин

Для выбора ВМП принимаем наибольшее из полученных Qз.п=300 м3/мин

Определяем необходимую производительность вентилятора, по формуле (9.33)

Qв=Qз.п*Кут.тр., м3/мин

Qв=300*1.2=360 м3/мин Qв=6.0 м3/с

Определяем необходимое давление вентилятора, по формуле (9.34)

hв=,кг/м2 (даПа)

где Rтр.г.- аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода, к; определяется по формуле (9.35)

Rтр.г.=rтр*(lтр+20 dтрn1+10dтрn2)

rтр- удельное аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода без утечек воздуха к/м; Для труб диаметром 0.8 м rтр=0.0161 к/м;(/5/,стр.87);

dтр- диаметр гибкого трубопровода, м;

n1, n2-число поворотов трубопровода под углом 900 и 450 соответственно.

Rтр.г.=0.0161(400+20*0.8*0+10*0.8*0)=6.44 к

hв=6.02*6.44=188 кг/м2

Выбор вентилятора производим путем нанесения расчетного режима его работы Qв, hв на аэродинамические характеристики вентиляторов. На основании анализа аэродинамических характеристик вентиляторов принимаем к установке вентилятор ВМ-6М. Точка с координатами Qв=6.0 м3/с и hВ=188 кг/м2 ложится на характеристику вентилятора в зону между углами установки лопаток направляющего аппарата 00 и -200. Для определения фактической производительности, депресси вентилятора и количества воздуха которое будет поступать в забой на его аэродинамической характеристике, строим характеристику трубопровода по уравнению (9.34). Для этого задаемся произвольными значениями Q =2, 4, 6, 9 м3/с и определяем соответствующие им значения Кут.тр. и hВ Расчетные данные для построения характеристики трубопровода представлены в табл.9.1

Таблица 9.1

Q, м3/с	2	4	6	8
Кут.тр.	1.15	1.18	1.22	1.25
Qв	2.3	4.72	7.32	10.0
hВ	29.0	119	274	500

Точка «А» на графике (Рис.9.9)характеризует расчетный режим расчетный режим, а точка «Б» фактический режим работы вентилятора. Фактический режим работы вентилятора характеризуется параметрами QВ.Ф=6.2м3/с, hВ.Ф=200кг/м2.

Рис.9.9 - Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-6М и режим его работы на сеть

Определяем количество воздуха, которое будет поступать в забой по формуле (9.37)

QЗ.П.Ф=1.69-0.69QВ.Ф, м3/с

QЗ.П.Ф=1.69-0.69*6.2=5.1, м3/с

Количество воздуха, которое необходимо подавать к вентилятору, определяем по формуле (9.38)

Qвс1.43 Qв*kр

где kр – коэффициент, принимаемый равным 1.0 для ВМП с нерегулируемой подачей и 1.1 – с регулируемой.

Схема проветривания выработки представлена на (рис.9.10).

Расчет проветривания ствола

Рассчитать количество воздуха и выбрать необходимое оборудование для проветривания ствола. Составить схему проветривания ствола в соответствии с требованиями ПБ.

Исходные данные для расчета:

1. Глубина ствола, Hс=550 м;

2. Диаметр ствола в свету Дс=7.0 м;

3. Диаметр ствола в проходке Д1=7.7 м;

4. Расход ВВ по породе Впор=120 кг

4. Приток воды в ствол Vв=10 м3/час:

5. Мощность пласта пересекаемого стволом на максимальной глубине mп=0.9 м;

6. Газоносность пласта X=15.0м3/т;

7.Зольность угля Аз=14 %;

8. Влажность угля Wр=2 %;

9. Выход летучих веществ, Vdaf=40.0 %

10. Выход летучих веществ из угля Vоб=190 мл/г.с.б.м;

11.Марка угля Д

12. Наибольшее число людей в стволе-16 чел;

13. Температура воздуха в забое ствола-22 0С;

14. Относительная влажность воздуха-92%.

Решение задачи производим по методике /5/. Согласно /5/, количество воздуха, которое необходимо подавать в забой ствола определяется:

-по метановыделению;

-по средней минимально допустимой скорости в соответствии с требованиями ПБ;

-по минимальной скорости в призабойном пространстве ствола в зависимости от температуры;

-по газам, образующимся при взрывных работах;

-по наибольшему числу людей, одновременно работающих в забое ствола.

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой ствола по метановыделению определяется по формуле (9.19)

Qз.п=, м3/мин

где Iз.с.- ожидаемое метановыделение в призабойном пространстве ствола при пересечении пласта стволом, м3/мин;

С- допустимая ПБ концентрация метана в исходящей струе ствола, %;

С0-концентрация метана в поступающей струе.

Метоновыделение в забое ствола определяется по формуле (9.20)

Iз.с=Iпов.с+Iо.у.с.

Iпов.с- метановыделение из неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м3/мин;

Iо.у.с.-метановыделение из отбитого угля, м3/мин.

Метановыделение Iпов.с, Iо.у.с определяется по формулам (9.21), (9.22)

Iпов.с=3.3*10-2*mп*Д1*Х [ 0.0004(Vdaf)2+0.16]

Iо.у.с=2.0*10-3* mп*Д* (Х-Хо)

гдеД1-диаметр ствола в проходке с учетом толщины крепи, м; Д1=7.7 м;

Остаточную газоносность угля определяем по формуле (9.7)

Х0=Хо.г*КW.A

Хо.г- остаточная газоносность угля, м3/т.с.б.м.; принимается по табл.3.1 и равна 2.0 м3/т.с.б.м.

Хо=2.0*0.84=1.68 м3/т

Х=15*0.84=12.6 м3/т

Iпов.с=3.3*10-20.9*7.7*12.5[0.0004*402+0.16]=2.3 м3/мин

Iо.у.с.=2.0*10-3*0.9 7.72*1.35 (12.6-1.68)=1.6 м3/мин

Iз.с=2.3+1.6=3.9 м3/мин

Qз.п= м3/мин

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой по средней минимально допустимой скорости движения воздуха в выработке, определяем по формуле (9.23). Согласно ПБ минимально допустимая скорость движения воздуха в стволе 0.15 м/с

Qз.п=60*0.15*19.6=176 м3/мин

Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном пространстве ствола в зависимости от температуры, определяем по формуле (9.24). Согласно исходным данным температура воздуха равна 22 0С, а влажность 92 %, тогда согласно табл.8.3 ПБ Vз.min=0.25 м/c

Qз.п=20*0.25*38.4=192 м3/мин.

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой по наибольшему числу людей, работающих в забое, определяем по формуле (9.25)

Qз.п=6*n, м3/мин

Qз.п=6*16=96 м3/мин

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой ствола по газам, образующимся при взрывных работах, определяем по формуле (9.26).

Объем вредных газов, образующихся после взрывания по породе

Vвв=40*120=4800 л.

Критическая длина выработки при проходке стволов определяется по формуле (9.28)

Lп.кр=12.5*Vвв*Кт.с*Кс.1/S, м

где Кт.с- коэффициент турбулентной диффузии полной свободной струи; определяется по табл.5.2 в зависимости от величины lз.тр/dтр.п;

lз.тр- расстояние от конца трубопровода до забоя ствола, м; Согласно ПБ это расстояние должно быть не более 15 м, а при погрузке грейфером 20 м;

dтр.п- приведенный диаметр трубопровода, м; при расположении трубопровода в углу выработки равен 2*dтр, а при расположении у стенки выработки или у стенки ствола 1.5*dтр

Для проветривания ствола принимаем металлические трубы диаметром 0.8 м, длина звена lзв=4.0 м, тогда dтр.п.=1.2 м, lз.тр./dтр.п=12.5, а Кт.с=0.62;

Кс.1- коэффициент, учитывающий влияние обводненности и глубины ствола, а также температуры пород в стволе на процесс разбавления вредных газов; определяется по формуле (9.29)

Кс.1=

Кс.2- коэффициент, учитывающий влияние обводненности ствола; зависит от притока воды в забой и определяется согласно /5/ стр.77. В нашем примере приток воды в ствол 16 м3/час, тогда Кс.2=8.2;

tп- температура пород на глубине Нc, определяется по формуле (9.30)

tп=t1+,0С

t1-температура пород на глубине зоны постоянных температур Н0,;для Донбасса t1=8-10 ,а Н0=26-33 м;

Нг- геотермический градиент, м/град; для Донбасса Нг=25-30 м/град.

tп=9+;

t0-среднемесячная температура атмосферного воздуха для июля, ; принимается по данным , приведенным в «Единой методике прогнозирования температурных условий в угольных шахтах». Для Донбасса t0=21.4 ;

Кc.1=

Lп.кр=м

Так как lп.кр меньше lп в формулу (9.26) при расчете Qз.п. подставляем lп.кр=242 м.

Определяем значение коэффициента утечек воздуха. Согласно /5/ для жестких вентиляционных труб он определяется по формуле (9.31)

Кут.тр.=(

где Куд.ст- коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости при фланцевом соединении трубопровода; принимается по табл.5.5.Уплотнение стыков производим при помощи прокладок из пенькового каната и промасленного картона, тогда Куд.ст=0.003;

Rтр.ж- аэродинамическое сопротивление жесткого трубопровода без утечек воздуха, к; определяется по формуле (9.32)

Rтр.ж=1.2 Rтр.+Rм, к

где 1.2-коэффициент, учитывающий нелинейность трубопровода и несоответствие стыков;

Rтр- аэродинамическое сопротивление жесткого трубопровода без утечек воздуха, к; определяется по табл.5.7. [5]. При диаметре труб 0.8 м и длине 550м Rтр.=3.15 к;

Rм- аэродинамическое сопротивление фасонных частей, к; принимается по табл.5.9 Rм=0.17 к.

Rтр.ж.=1.2*3.15+0.17=3.95 к.

Кут.тр.=(=1.5

Qз.п==290 м3/мин

Для выбора вентилятора принимаем наибольшее из полученных Qз.п=390м3/мин и определяем необходимую производительность вентилятора по формуле (9.33)

Qв=Qз.п*Кут.тр.

Qв=390*1.5=585 м3/мин или Qв=9.75 м3/с

Определяем давление вентилятора работающего на жесткий трубопровод по формуле (9.36)

hВ=,кг/м2

hВ=кг/м2

Выбор вентилятора производим путем нанесения расчетного режима его работы Qв, hВ на графики аэродинамических характеристик вентиляторов. Принимаем к установке вентилятор ВЦ-11. Точка с координатами Qв=9.75 м3/с и hВ=260 кг/м2 практически точно ложится на характеристику вентилятора при угле установки направляющего аппарата 500 (рис.9.12). Поэтому уточнение режима работы вентилятора не производим.

Схема проветривания ствола представлена на (рис.9.13).

Рис.9.12 - Аэродинамическая характеристика вентилятора ВЦ-11 и режим его работы на сеть.

Рис.9.13 - Схема проветривания ствола.

9.7 Проветривание длинных тупиковых выработок и стволов несколькими вентиляторами

В практике строительства и реконструкции шахт часто встречаются такие случаи, когда энергии одного вентилятора оказывается недостаточно для подачи в забой длинной тупиковой выработки необходимого количества воздуха. В этом случае приходится прибегать к последовательной установке нескольких вентиляторов на одном трубопроводе. При этом, на газовых шахтах все вентиляторы, согласно ПБ, должны быть установлены на свежей струе, т. е. в одном месте в виде каскада, а на не газовых – разрешается рассредоточенная установка вентиляторов по длине трубопровода. При каскадной установке вентиляторов, как правило, применяется гибкий трубопровод, а при рассредоточенной - жесткий.

При каскадной установке вентиляторов расчет проветривания выработки выполняется в следующей последовательности:

Определяется расход воздуха, который необходимо подавать в забой выработки;

Выбирается тип, диаметр трубопровода и определяется коэффициент утечек воздуха трубопровода;

Определяется необходимая производительность вентилятора Qв и депрессия трубопровода hт ;

На основе анализа аэродинамических характеристик вентиляторов местного проветривания выбирается тип вентилятора и определяется их количество nв

nв=hт/h1 (9.39)

где h1 – напор создаваемый одним вентилятором.

На суммарной характеристике последовательно установленных вентиляторов, строится характеристика трубопровода и уточняется режим последовательно работающих вентиляторов.

Применение схемы каскадной установки вентиляторов связано с созданием весьма высокого давления в воздухопроводе, что, с одной стороны, способствует увеличению утечек воздуха из него, а с другой – связано с возможностью разрыва матерчатого трубопровода, прочность которого ограничена. Схема рассредоточенной установки вентиляторов свободна от этих недостатков, но имеет свои минусы. При неправильном определении расстояний между вентиляторами или выборе самих вентиляторов могут создаваться условия, когда в воздухопроводе перед всасом второго или последующих вентиляторов будет наблюдаться не избыточное давление, а разряжение по сравнению с давлением воздуха в выработке. В этом случае при использовании металлического воздухопровода возможен подсос загрязненного воздуха из выработки в воздухопровод, т.е. рециркуляция, ухудшающая проветривание забоя. При использовании гибкого трубопровода он в местах разряжения будет пережиматься атмосферным давлением, что будет также нарушать режим проветривания выработки.

При рассредоточенной установке вентиляторов расчет проветривания выработки производится в той же последовательности, что и при каскадной. Однако в данном случае необходимо не только выбрать тип вентилятора, определить их количество, но и рассчитать расстояние между ними. В нормативном документе [5] нет методики по расчету рассредоточенной установке вентиляторов.

Рассмотрим распределение избыточного давления в нагнетательном трубопроводе, имеющем утечки.

Выделим в трубопроводе на расстоянии «х» от вентилятора элемент dx и выразим потерю давления dh на этом элементе. Пусть r – удельное сопротивление воздухопровода, т.е. сопротивление единицы его длины. В связи с наличием утечек поток воздуха через каждое сечение воздухопровода будет величиной переменной. Обозначим его – Q(х). Пренебрегая утечками воздуха на длине dx ввиду ее малости можно записать

dh=r*Q (9.40)

Пусть q – величина утечки, приходящаяся на единицу длины трубопровода, тогда

Q=Qв – q*х (9.41)

где Qв – производительность вентилятора.

С учетом равенства (9.41) потери напора на элементе dx выразятся равенством

dh=r (Qв – q x)2 dx (9.42)

Интегрируя выражение (9.42) от 0 до hв и от 0 до L, получим

hв= (9.43)

Решая равенство (9.43) относительно L определим расстояние, на которое вентилятор может доставить необходимое количество воздуха

l= (9.44)

Равенства (9.43) (9.44) позволяют выполнить расчет рассредоточенной установки вентиляторов. Расчет выполняется следующим образом:

Определяется необходимая производительность первого (считая от устья выработки) вентилятора

Q1=Qз.п*kут.тр (9.45)

Определяются утечки воздуха приходящиеся на единицу длины трубопровода

q= (9.46)

Определяется напор необходимый для доставки требуемого количества воздуха в забой по формуле (6.43) и выбирается тип вентилятора для проветривания выработки

Определяется расстояние l1 на которое первый вентилятор доставит необходимое количество воздуха

l1= (9.47)

где h1 – максимальный напор первого вентилятора при его производительности Q1, определяется по аэродинамической характеристике вентилятора.

Рекомендуется устанавливать второй вентилятор в точке, в которой избыточное давление в воздухопроводе составляет не ниже 0.2 давления предыдущего вентилятора. Тогда, расстояние между первым и вторым вентиляторами составит

х1=0.8*l1 (9.48)

Определяется необходимая производительность второго вентилятора

Q2=Q1 – q*x1 (9.49)

Определяется максимальная депрессия второго вентилятора h2, соответствующая полученному расходу Q2 по аэродинамической характеристике вентилятора.

Определяется расстояние l2 на которое второй вентилятор доставит требуемое количество воздуха

l2= (9.50)

Определяется расстояние между вторым и третьим вентиляторами

х2=0.8*l2 и т.д. (9.51)

Пример расчета проветривания длинной тупиковой выработки рассредоточенной установкой вентиляторов

Исходные данные для расчета:

Длина тупиковой выработки L = 1150 м

Количество воздуха, которое необходимо подавать в забой Qзп=240м3/мин.

Для проветривания выработки используются металлические трубы, длина звена 4.0 м, диаметр 0.6 м. Согласно [5] (табл.5.7), аэродинамическое сопротивление трубопровода Rтр.ж=33.35 k. Уплотнение стыков осуществляется при помощи резиновых прокладок с обмазкой синтетической мастикой, тогда согласно [5] (табл.5.5), коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости Kуд.ст=0.0006.

Решение задачи

Определяем удельное аэродинамическое сопротивление трубопровода

r=Rтр.ж/L r=33.35/1150=0.029

Определяем коэффициент утечек воздуха

Кут.тр=1.5

Определяем производительность первого вентилятора, считая от устья выработки

Q1=1.5*240=360 м3/мин или 6.0 м3/с

Определяем удельные утечки воздуха по формуле

q= q=

Определяем депрессию трубопровода по формуле (9.43)

hв==844 даПа

Для проветривания выработки принимаем вентилятор ВМ-8М. При его производительности Q1=6.6м3/с максимальный напор h1=440 даПа (см.рис.9.15).

Определяем, на какое расстояние первый вентилятор доставит необходимое количество воздуха, по формуле (9.47)

l1==488.5 м

Определяем расстояние между первым и вторым вентилятором по формуле (9.48).

х1=0.8*488.5=391 м.

Определяем необходимую производительность второго вентилятора по формуле (9.49)

Q2=6.0-0.00174*391=5.32 м3/с

По аэродинамической характеристике вентилятора ВМ-8М определяем его максимальный напор при производительности 5.32 м3/с h2=445 даПа.

Определяем, на какое расстояние второй вентилятор доставит необходимое количество воздуха, по формуле (9.50)

l2==873 м

В результата расчета получено, х1 + l2=391+873=1264 м, что больше проектной длины выработки. Следовательно, необходимо уточнить депрессию второго вентилятора и произвести его настройку. Схема рассредоточенной установки вентиляторов представлена на (рис.9.16), откуда видно, что необходимая депрессия второго вентилятора определится по формуле

(9.52)

даПа

Из (рис.9.15) видно, что необходимая настройка второго вентилятора h2.ф=386 даПа и Q2=5.32 м3/с будет обеспечена если установить лопатки направляющего аппарата под углом –100.

ЛЕКЦИЯ №12

10 ПРОВЕТРИВАНИЕ ВЫЕМОЧНЫХ УЧАСТКОВ

10.1 Схемы проветривания выемочных участков

Требования к схемам проветривания выемочных участков

Под выемочным участком понимается обособленно проветриваемый очистной забой и примыкающие к нему подготовительные выработки, а при последовательном проветривании все последовательно проветриваемые забои с примыкающими к ним подготовительными выработками. Схема проветривания выемочного участка является важнейшим элементом проветривания шахты. При выборе схем проветривания выемочных участков первостепенное значение имеют условия безопасности, а также обеспечение нормальных санитарно-гигиенических условий труда и максимальной нагрузки на очистной забой по метановыделению.

Схема проветривания выемочного участка должна обеспечивать:

Устойчивое проветривание как при нормальных, так и аварийных режимах, благоприятные условия для спасения людей и ликвидации аварии;

Возможность ведения работ по эффективной дегазации на выемочных участках;

На газообильных и глубоких шахтах, на которых естественная температура пород достигает 300С и выше, полное обособленное разбавление вредностей (газ, пыль, тепло), выделяющихся из всех источников;

Максимальную нагрузку на очистной забой по газовому фактору;

Возможность исключения образования опасных скоплений метана на сопряжении лавы с вентиляционной выработкой;

Подачу к очистному забою свежего воздуха по двум выработкам при разработке выбросоопасных пластов.

При отработке пластов угля, склонного к самовозгоранию, выбранная схема проветривания, кроме этого, должна обеспечивать:

Минимальную ширину проветриваемой призабойной зоны выработанного пространства с тем, чтобы время его проветривания было меньше продолжительности инкубационного периода самовозгорания угля;

Надежную изоляцию выработанных пространств по мере подвигания очистного забоя;

Возможность исключения в случае возникновения пожара выемочного участка из общей сети горных выработок.

Классификация, область применения и выбор схем проветривания выемочных участков

ДонУГИ разработана классификация схем проветривания выемочных участков в зависимости от степени обособленности разбавления вредностей по источникам поступления в рудничную атмосферу, направлению выдачи исходящей из лавы струи воздуха, взаимного влияния очистных выработок на их проветривание, направления движения воздуха по очистной выработке и взаимного направления свежей и исходящей струй (табл.10.1).

Таблица 10.1 – Классификация схем проветривания выемочных участков

Класси- фикация	Классификационный признак	Варианты Признака	Условные обозначе ния
Тип	Степень обособленности разбавления вредностей по источникам поступления.	Последовательное Частичное Полное	1 2 3
Подтип	Направление выдачи исходящей из лавы струи воздуха	На выработанное пространство. На массив угля. Комбинированное	В М К
Класс	Зависимое или независимое проветривание очистных выработок	Независимое Зависимое	Н З
Подкласс	Направление движения воздуха по очистному забою	Восходящее Нисходящее Горизонтальное	В н г
Вид	Взаимное направление свежей и исходящей струй	Возвратноточное Прямоточное	Вт Пт

Для удобства пользования каждая схема обозначается сокращенно. Например, схемы проветривания выемочных участков, представленные на рисунках 10.1, 10.2, 10.3, относятся к типам 1-В-Н-в-вт, 2-В-Н-г-пт, 1-М-З-в-вт соответственно.

Откаточный штрек пласта К2

Рис.10.1 - Схема проветривания выемочного участка типа 1-В-Н-в-вт

-струя свежего воздуха.

-исходящая струя воздуха

Схемы проветривания выемочного участка 1-го типа в основном могут применяться при условии, когда нагрузка на лаву не ограничивается газовым фактором.

При разработке газоносных пластов, когда нагрузка на очистной забой при схемах 1-го типа ограничивается газовым фактором, а также негазоносных пластов на глубине, где естественная температура пород превышает 300 С, следует применять схемы 3-го типа с полным обособленным разбавлением вредностей по источникам выделения.

Схемы с частично обособленным разбавлением вредностей типа 2-В следует применят в тех случаях когда по каким либо причинам невозможно или затруднительно использовать схемы 3-го типа.

Схемы с частично обособленным разбавлением вредностей типа 2-М допускается применять только в негазовых шахтах.

При отработке незащищенных выбросоопасных пластов, а также при внезапных прорывах метана из почвы должны применяться схемы проветривания, обеспечивающие подачу воздуха к лаве по двум выработкам.

10.2 Прогноз метанообильности очистных забоев и выемочных участков

Общие положения

При строительстве новых шахт, а также при подготовке новых горизонтов и разработке ранее не разрабатываемых пластов на действующих шахтах прогноз метанообильности, как правило, выполняется по природной метаноносности пласта.

На действующих шахтах, в условиях разрабатываемых пластов этот прогноз может быть выполнен по фактической метанообильности очистнах выработок и выемочных участков.

Прогноз метанообильности выемочного участка по природной метаноносности пласта

Относительная метанообильность выемочного участка и очистного забоя определяется 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 (10.1)

Метановыделение из разрабатываемого пласта

При разработке каменных углей и антрацитов с объемным выходом летучих веществ V больше 165 мл/г.с.б.м. относительное метановыделение из разрабатываемого пласта определяется по формуле (10.2), а из высокометаморфизированных антрацитов с объемным выходом летучих веществ от 100 до 165 мл/г.с.б.м – по формуле (10.3)

qпл=qо.п+qо.у+kэ.п(x-xо) (10.2)

qпл=kпл(х-х1)+qо.у+kэ.п(x-xо) (10.3)

где kэ.п-коэффициент, учитывающий эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка;

хо-остаточная метаноносность угля, оставляемого в выработанном пространстве, м3/т

хо=0.01*хо.г*(100-Аз-Wр) (10.4)

хо.г - остаточная метанононость угля, м3/т.с.б.м; принимается по табл.3.1 [5] в зависимоси от выхода летучих веществ.

qо.п - относительное метановыделение из очистного забоя при разработке каменных углей, кроме высокометаморфизированных антрацитов, определяется по формуле (10.5), а для высокометаморфизированных антрацитов – по формуле (10.6)

qо.п=0.85*х*kпл*ехр(-n) (10.5)

qо.п=0.75*kпл*(х-х1) (10.6)

где х - метаноносность угля с учетом зольности и влажности, м3/т

х=0.01*хг*(100- Аз-Wр) (10.7),

х1 - остаточная метаноносность угля, выдаваемого за пределы выемочного участка, м3/т; определяется по формуле

х1=kW,A (0.15 V (10.8)

kпл - коэффициент, учитывающий влияние системы разработки на метановыделение из пласта; согласно [5] , определяется по формуле

kпл= (10.9)

bзд - ширина условного пояса газового дренирования угольного массива через поверхности обнажения пласта в подготовительных выработках, м; принимается по табл.3.5 [5] в зависимости от выхода летучих веществ Vdaf .

В формуле (10.9) знак «плюс» принимается, когда выше вентиляционного и ниже откаточного (конвейерного ) штреков расположен массив угля (коренная лава), а также при системе разработки парными штреками (прямой ход) а –«минус» когда выше вентиляционного и ниже откаточного (конвейерного) штреков разрабатываемый пласт отработан при системе разработки «парные штреки» (обратный ход) или когда выемочное поле оконтурено подготовительными выработками (столбовая система разработки).

При сплошной системе разработки, когда вышележащая лава отработана (выработанное пространство выше вентиляционного штрека), а также при комбинированной, когда один штрек пройден, а другой проходится вслед за лавой, а также при отработке крутонаклонных и крутых пластов щитовыми агрегатами типа АЩ, АНЩ kпл=1;

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+b1 Vdaf) (10.10)

где а1, b1-коэффициенты, значения которых принимается в зависимости от выхода летучих веществ; согласно [5] при Vdaf 22 % а1=1.435, а,b1= - 0.051; при Vdaf> 22 % а1=0.152, b1=0.051.

Cкоросту подвигания очистного забоя определяется исходя из планируемой нагрузки на очистной забой

Асут=lочvочmп (10.11)

где объемный вес угля

vоч=, м/сут (10.12)

Относительное метановыделение из отбитого угля (qо.у) определяется по формуле

qо.у= (10.13)

где -относительное метановыделение из отбитого угля в лаве, м3/т;

=[*kgk[1-0/85t[h(-n)]*(b2kne+b3k) (10.14)

-относительное метановыделение в конвейерном откаточном штреке (бремсберге), м3/т

=х*kпл[1-0.85ехр(-n)b2*k (10.15)

где b2, b3-коэффициенты, учитывающие долю отбитого угля, соответственно находящегося на конвейере и оставляемого на почве в лаве, доли ед.; значения b2=0.6, а b3=0.4 при односторонней выемке угля; b2=1, а b3=0 при двухсторонней схеме выемке угля в лаве;

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= (10.16);

k= (10.17)

k= (10.18)

Т-время нахождения отбитого угля на конвейере в лаве, мин;

Т= (10.19)

vк.л- скорость транспортирования угля в лаве, м/с;

-время нахождения отбитого от массива угля на почве в лаве при односторонней выемке угля, мин; принимается ориентировочно равным времени работы комбайна по выемке полосы угля на ширину захвата с учетом времени на концевые операции. При двухсторонней выемке угля в лаве =0, и k=0; При выемке крутонаклонных и крутых пластов время нахождения угля в лаве принимается по проекту.

Т-время нахождения отбитого от массива угля в в ярусном штреке в пределах выемочного участка, мин; определяется по формуле

Т= (10.20)

-протяженность выработки с i-м видом транспорта, м;

-скорость транспортирования угля на участке , м/с;

При транспортировании угля в пределах выемочного участка в вагонетках значение времени нахождения его на участке принимается по проекту, но не более 120 мин.

-коэффициенты, характеризующие газоотдачу из отбитого угля; принимается при дегазации отбитого угля Ту6 мин, соответственно равными 0.052 и 0.71, а при Ту6 мин а

При отработке высокометаморфизированных антрацитов значение

q=0.15*kпл*(х-х1) (10.21)

q=0.10*kпл*(х-х1) (10.22)

Расчет метановыделения из сближенных угольных пластов (спутников)

Относительное метановыделение из спутников определяется по формуле

qсп= (10.23)

Относительное метановыделение как из подрабатываемого qсп.пi , так и надрабатываемого qсп.нi определяется по формуле

qсп.К2=1.14v (10.24)

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 и сближенными пластами, при котором метановыделение из последнего практически равно нулю, м

Величина Мр при подработке пологих пластов определяется по формуле (10.25), а при подработке крутонаклонных и крутых пластов – по формуле (10.26)

Мр=1.3 (10.25)

Мр=kу.к*mв.пр (1.2+Cosпл) (10.26)

где mв.пр-вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;

kу.к-коэффициент, учитывающий влияние способа управления кровлей; принимается в формуле (10.25) при полном обрушении принимается-1.0; при частичной закладке, плавном опускании и удержании на кострах – 0.8; при частичной закладке – 0.4; а в формулах (10.26) и (10.28) соответственно равен 60, 45 и 25.

kл-коэффициент, учитывающий влияние степени метаморфизма на величину свода разгрузки; принимается по табл 3.6 [5] в зависимости от выхода летучих веществ Vdaf или определяется по формуле

kл=1.88 ехр (-0.018 Vdaf) (10.27)

При определении Мр для лав длиной более 220 м в формулу (10.25) подставляется значение lоч=220 м.

При надработке пологих пластов Мр принимается равным 60 м, а при надработке крутонаклонных и крутых пластов определяется по формуле

Мр=kу.к*mв.пр (1.2 - Cosпл) (10.28)

Если угольный пласт до его разработки или сближенный пласт был ранее подработан (надработан) то в расчетные формулы вместо x подставляется остаточная метаноносность х, величина которой определяется по формуле

х=х0 + (х-х0) (10.29)

где - расстояние по нормали от сближенного да разрабатываемого пласта, который ранее подработал (надработал) его м;

Расстояние при расчете х определяется по горно-техническим параметрам выемочного участка (lоч, mв пр,kл, kу.к и др.) для пласта, который подработал (надработал) пласт-спутник.

Расчет метановыделения из вмещающих пород

Согласно [5] метановыделение из пород определяется по формуле

qпор=1,14v (10.30)

где kс.п-коэффициент, учитывающий способ управления кровлей и литологический состав пород, доли ед.; значения его берутся из табл.3.7 [5].

Абсолютная метанообильность очистного забоя и выемочного участка определяется по формулам:

(10.31)

(10.32)

Определение ожидаемого метановыделения из очистной выработки и выемочного участка с учетом дегазации и изолированного отвода метана за пределы выемочного участка с помощью газоотсасывающих установок

При применении дегазации сближенных угольных пластов и вмещающих пород скважинами, изолированного отвода метана из выработанного пространства за пределы выемочного участка с помощью газоотсасывающей установки, а также дегазации разрабатываемого пласта, ожидаемое газовыделение из очистной выработки (qоч) и выемочного участка (qуч) определяется:

- при схемах проветривания выемочных участков без обособленного разбавления метана по источникам (схемы типа 1-В, 1-К, 1-М) по формулам:

qоч=(qоп+q (10.33)

qуч=(qоп+q (10.34)

- при схемах проветривания выемочных участков с обособленным разбавлением метана по источникам выделения (схемы типа 2-В, 3-В) qоч определяется по формуле (10.35), qуч – по формуле (10.34)

qоч=(qоп+q (10.35)

где kд.пл-коэффициент эффективности дегазации пласта ;

kв.п коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства в призабойное ; принимается в зависимости от способа охраны выработки по которой удаляется исходящая струя воздуха (см. стр.42-43 [5]);

q-метанообильность ваработанного пространства, м3/т;

q=[kэ.п (х-х0)(1-kд.пл)+( (10.36)

где kд.с.п, kд.с.н, kд.в.о, kд.в.п – коэффициенты, учитывающие соответственно, эффективность дегазации подрабатываемых угольных пластов и пород, надрабатываемых сближенных пластов, выработанного пространства и эффективность изолированного отвода метана, доли ед.

Значения коэффициентов kд.пл, kд.с.п, kд.с.н, kд.в.о принимаются из табл.10.2, а kд.в.п в соответствии с пунктом 6.2.3 [5].

Таблица 10.2-Способы и значения коэффициентов эффективности дегазации.

Метод воздействия на угленосную толщу	Способ дегазации	Значение коэффициента дегазации
1	2	3
Сближенные пласты
Подработка толщи	Скважинами, пробуренными из выработок на сближенный пласт: при сохранении выработки, из которой бурятся скважины при погашении выработки, из которой бурятся скважины	0.4-0.8 0.2–0.5

Продолжение таблицы 10.2

	Скважинами, пробуренными с поверхности	0.4–0.7
Надработка толщи	Скважинами, пробуренными из выработок	0.3-0.5
Разрабатываемые пласты
Разгрузка пласта скважинами и выработками	Подготовительными выработками Скважинами по пласту, пробуренными из подготовительных выработок Скважинами, пробуренными из полевых выработок	0.2-03 0.3-0.5 0.2–0.3
Разгрузка пласта очистным забоем	Скважинами, пробуренными из очистного забоя Скважинами, пробуренными из подготовительных выработок в зоне влияния очистного забоя Скважинами, пробуренными из подготовительных выработок в зоне влияния очистного забоя при подработке или надработке сближенным пластом	0.2-0.3 0.2–0.3 0.3-0.4
Дегазация пластов в сочетании с гидроразрывом	Гидравлический разрыв пласта через скважины, пробуренные из вырабток	0.5-0.6
Выработанное пространство
	Отсос газа из выработанного пространства действующих участков при обратном порядке отработки с использованием: газопровода Эжекторов и вентиляторов	0.2-0.3 0.3-0.7
	Скважины пробуренные над купо- лом обрушения Скважины пробуренные с поверхности	0.25-0.4 0.4-0.6

Абсолютная метанообильность очистного забоя и выемочного участка определяется по формулам:

(10.37)

(10.38)

где Аоч – добыча из очистной выработки, т/сут

Критерием, определяющим необходимость проведения дегазации, является повышение метанообильности очистного забоя сверхдопустимой по фактору вентиляции .

= (10.39)

где Vmax-допустимая по ПБ максимальная скорость движения воздуха в лаве, м/с; Vmax=4 м/с;

Smin-минимальное поперечное сечение лавы свободное для прохода воздуха,м2,

Smin=Sоч.min*kо.з (10.40)

Sоч.min-минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, м2; при механизированных крепях принимается по табл.6.5 [5].

kо.з- коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства непосредственно прилегающей к призабойному; принимается по табл.6.4 [5].

С-допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе очистного забоя, %;

-коэффициент неравномерности метановыделения; принимается по табл.6.3 [5]

Выбор способов дегазации производится на основе анализа данных о структуре газового баланса выемочного участка с учётом возможных в конкретных условиях коэффициентов эффективности дегазации. В первую очередь дегазируется источник, из которого выделяется наибольшее количество газа. Выбор способов дегазации производится с таким расчетом, что бы нагрузка на очистной забой по газовому фактору была больше плановой на 10-30%.

Коэффициент эффективности дегазации, при котором, будет достигнута плановая нагрузка на очистной забой, определим по формуле:

(10.41)

где Iр, Iоч – соответственно, допустимая и фактическая метанообильность очистного забоя, м3 / мин.

При дегазации нескольких источников выделения метана суммарное значение коэффициента эффективности дегазации kдег определяется как сумма частных коэффициентов дегазации отдельных источников выделения метана:

(10.42)

где kдег.і - коэффициент эффективности дегазации источника метановыделения с учётом его доли в общем газовом балансе очистного забоя :

(10.43)

где kдег.j - коэффициент эффективности дегазации источника метановыделения;

ni - коэффициент, характеризующий долевое участие данного источника в общем метановыделении.

Доля метановыделения из отдельного источника в общем метановыделении до дегазации определяется по формуле по формуле:

(10.44)

где qі – относительное метановыделение отдельного источника.

Прогноз метанообильности очистного забоя и выемочного участка по по фактической газообильности

Ожидаемое среднее метановыделение в очистной выработке (, м3/мин) и на выемочном участке (, м3/мин) определяется:

= (10.45)

= (10.46)

где - среднее фактическое газовыделение в очистной выработке на расстоянии 15-20 м от очисного забоя, м3/мин;

.- средний расход газа в исходящей из выемочного участка вентиляционной струе на расстоянии 15-20 м от ходка (уклона, квершлага), м3/мин.

Газовыделние и определяется на основе инструментальных наблюдений в соответствии с п.3.3.2 [5];

- длина очистной выработки, для которой рассчитывается ожидаемое газовыделение, м;

– длина очистной выработки, для которой определено фактическое газовыделение,м;

Ар – планируемая добыча угля, т/сут;

Аф – средняя добыча угля, при которой определялось фактическое метановыделение, т/сут;

kc.р – коэффициент, учитывающий изменение системы разработки; рассчитывается по формулам приведенным в табл.3.10 [5];

kг.р – коэффициент, учитывающий изменение метанообильности выработок с глубиной; определяется согласно [5] стр.48.

10.3 Расчет расхода воздуха для проветривания выемочных участков и очистных выработок

10.3.1 Расчет расхода воздуха для проветривания очистных выработок

Расход воздуха для проветривания очистных выработок, рассчитывается:

по выделению метана, углекислого газа;

газам, образующимся при взрывных работах;

по набольшему числу людей, работающих в забое.

Полученный расход проверяется по допустимой скорости воздуха, а при последовательном проветривании тупиковых выработок, примыкающих к очистным – также по подачи ВМП (QочQВ*1.43). Окончательно пронимается наибольший результат.

При выемке каменных углей с прослойками в пласте породы суммарной мощностью 0.05 м и более, или с присечкой боковых пород, а также антрацитовых пластов и температуре воздуха 16С и выше расход воздуха должен быть дополнительно рассчитан из условия оптимальной по пылевому фактору скорости, если для разбавления вредных газов или по температурным условиям не требуется большая скорость.

Для схем проветривания с примыканием исходящей струи к целику и погашением вентиляционной выработки (схемы типа 1-М) расчет расхода воздуха по выделению метана (углекислого газа) следует вести сразу для выемочного участка.

Расчет расхода воздуха по выделению метана (углекислого газа)

Расход воздуха для проветривания очистной выработки (лавы) по выделению метана (углекислого газа) определяется по формуле (кроме схем типа 1-М)

Qоч= (10.47)

гдеQоч – расход воздуха для проветривания очистной выработки, м3/мин;

– среднее ожидаемое (фактическое) газовыделение, м3/мин;

С – допустимая согласно ПБ концентрация метана (углекислого газа) в исходящей из выработки вентиляционной струе, %;

С0 – концентрация газа в поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, %; определяется для выработок действующих шахт по результатам измерений, а для проектируемых принимается равной 0.05 %;

Kн – коэффициент неравномерности метановыделения (выделения углекислого газа), доли ед.; значение коэффициента неравномерности метановыделения определяется по формуле (10.48) или берется из табл.6.3 [5], а выделения углекислого газа –принимается равным 1.6 при выемке каменных углей и антрацитов, при выемке бурых углей для механизированных лав –2.3, а для лав с буровзрывным способом выемки угля – 2.6;

Kн=1.94* (10.48)

Расход воздуха для проветривания лав при максимально допустимой нагрузке на лаву по газовому фактору (метановыделению) определяется по формуле

Qоч=Qоч.max*kо.з=60 Sоч.min*Vmax*kо.з (10.49)

где Qоч.max – максимальный расход воздуха, который можно подать в очистную выработку, м3/мин;

Vmax – максимально допустимая скорость движения воздуха в очистной выработке, м/с; принимается согласно ПБ;

kо.з – коэффициент учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства непосредственно прилегающего к призабойному; принимается по табл.6.4 [5];

Sоч.min – минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, м2; при механизированных крепях принимается согласно табл.6.5 [5], а при индивидуальных крепи рассчитывается по формуле

Sоч.min=kз*mв.пр*bmin (10.50)

где kз – коэффициент, учитывающий загроможденность призабойного пространства; принимается равным 0.8;

mв.пр – вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;

bmin – минимальная ширина призабойного пространства, м; принимается согласно паспорту крепления и управления кровлей.

При последовательном проветривании очистных выработок расчет расхода воздуха по выделению метана для второй лавы определяется по формуле (10.51) или (10.52), а для первой лавы – по формуле (10.47)

Qоч.2=, при > (10.51)

Qоч.2= (10.52)

где Qоч.2 – расход воздуха, который необходимо подавать во вторую лаву, м3/мин;

С1 – допустимая концентрация метана в воздухе, поступающем во вторую лаву, %; принимается согласно ПБ;

- среднее фактическое (ожидаемое) выделение метана в первую и вторую лавы, считая от выработки с поступающей струей воздуха, м3/мин.

Значение коэффициента неравномерности метановыделения в формуле (10.52) принимается по суммарному метановыделению в последовательно проветриваемых лавах.

Расчет расхода воздуха по выделению углекислого газа при последовательном проветривании лав производится по формуле

Qоч.2= (10.53)

- ожидаемое среднее выделение углекислого газа в первой и второй лавах, считая от выработки с поступающей струей воздуха, м3/мин.

Для схем проветривания выемочных участков с примыканием исходящих струй к целику угля и погашением вентиляционных выработок вслед за лавами (схемы типа 1-М), когда расход воздуха для проветривания выемочного участка определяется по формуле (10.69), расход воздуха для проветривания очистной выработки по газовыделению рассчитывается по формуле

Qоч.= (10.54)

kут.в – коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в пределах выемочного участка; при отработке пологих и наклонных пластов и управлении кровлей полным обрушением и плавным опусканием определяется по номограммам (см.рис.6.12, 6.13 ), а при отработке тонких крутых пластов – по табл. 6.6 [5]

Расчет расхода воздуха по газам, образующимся при взрывных работах

Расчет по газам, образующимся при взрывных работах, для очистных забоев типа лав выполняется по формуле

Qоч.=kо.з (10.55)

где Т – время проветривания выработки, мин; принимается согласно ПБ;

Вуг – масса одновременно взрываемых ВВ по углю, кг;

Vоч – проветриваемый объем очистной выработки, м3;

Vоч=mв.пр bmax (10.56)

bmax – максимальная ширина призабойного пространства, и; принимается согласно паспорту крепления и управления кровлей, а для лавообразных выработок с большим шагом обрушения (закладки) – равной ширине трех рабочих лент (дорожек).

Расчет расхода воздуха по числу людей производится по формуле

Qоч.= 6 nчел kо.з (10.57)

где nчел – наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке.

При последовательном проветривании лав

Qоч.= 6 nчел.i kо.з (10.58)

Расчет расхода воздуха из условия оптимальной скорости по пылевому фактору производится по формуле

Qоч=60 Sоч.min*Vопт*kо.з (10.59)

где Vопт – оптимальная скорость воздуха в призабойном пространстве лавы, м/с; принимается 1.6 м/с.

Проверка расхода воздуха по скорости производится по следующим формулам:

-по минимальной скорости в очистной выработке

QочQоч.min*kо.з=60 Sоч.max*Vmin*kо.з (10.60)

где Sоч.max – максимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, м2; при механизированных крепах принимается согласно табл..6.5 [5], а при индивидуальной крепи рассчитывается по формуле

Sоч.max=kз mв.пр bmax (10.61)

bmax – максимальная ширина призабойного пространства, м; принимается согласно паспорту крепления и управления кровлей, а для лав с большим шагом обрушения (закладки) – равной ширине трех рабочих лент (дорожек) ;

Vmin – минимально допустимая скорость воздуха в очистной выработке, м/с; принимается согласно ПБ ;

-по максимальной скорости воздуха в очистной выработке

QочQоч.max*kо.з=60 Sоч.min*Vmax*kо.з (10.62)

-по минимальной скорости воздуха в промежуточных штреках с подсвежающей струей при последовательном проветривании лав при последовательном проветривании лав

Qоч.п 60 Sоч.max*Vmin*kо.з + 60 Sпр.ш Vmin (10.63)

где Sпр.ш – площадь поперечного сечения промежуточного штрека, по которому подается подсвежающая струя,м2;

Vmin – минимальная скорость воздуха в промежуточном штреке, м/с; принимается согласно ПБ.

Проверка по подаче ВМП при последовательном проветривании тупиковых и очистных выработок производится по соблюдению условия

QочQвс (10.64)

где Qвс – расход воздуха, который необходимо подать к всасу ВМП, м3/мин.

Расход воздуха в месте установки ВМП должен удовлетворять следующим условиям:

- для любого, отдельно установленного ВМП

Qвс 1.43 Qв kр (10.65)

- для любой группы ВМП, работающих на разные трубопроводы и установленных в одном месте

Qвс1.43 kр (10.66)

где Qв – подача ВМП при длине тупиковой выработки на отдельные периоды, для которых выполняется расчет;

kр – коэффициент, принимается равным 1.0 для ВМП с нерегулируемой подачей и 1.1 – с регулируемой.

Примечание. 1. ВМП, работающие на один трубопровод, следует рассматривать как один вентилятор.

2.ВМП считаются установленными в одном месте, если расстояние между ними не превышает 10 м; при расстоянии от ближайшего ВМП более 10 м вентилятор считается установленным отдельно.

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 S Vmin (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.= +60 S Vmin (10.74)

Расход воздуха, проверяемый по числу людей, должен удовлетворять условию

Qуч.6 nчел (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.max kп.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 депрессии hт, создаваемой потоком падающего угля, и депрессии выемочного участка hуч

Пример расчета проветривания выемочного участка

Исходные данные для проведения расчетов

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, тогда kэ.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+b1 Vdaf)

где а1, b1-коэффициенты, значения которых принимается в зависимости от выхода летучих веществ; согласно [5,стр.34] при Vdaf22% а1=1.435, а b1=-0.051;

Cкорость подвигания очистного забоя определяем исходя из планируемой нагрузки на очистной забой

Асут=lочvочmпg

где g объемный 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.; значения b2=0.6, а b3=0.4 при односторонней выемке угля; b2=1, а b3=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, поэтому k=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., а v1=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.нi определяется 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 Мр при 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. Для Vdaf=8.0 % kл=1.6

Мр=1.3*=334 м

При надработке пологих и наклонных пластов Мр принимается равным 60м.

Определляем метановыделение из подрабатываемого спутника К3

qсп.К3 =1.14*2.4 м3/т

Определляем метановыделение из надрабатываемого спутника К1

qсп.К1 =1.14*2.4 м3/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 обрушении qсп=0.00106.

qпор=1,14*2.4 м3/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.min Vmax 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-М kв.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/мин kн=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=6 nчел kо.з м3/мин

где nчел- наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке. Если пересмена производится на рабочих местах можно принять nчел=30.

Qоч=6 30 1.3=234 м3/мин

Расчет расхода воздуха из условия оптимальной скорости по пылевому фактору производится по формуле

Qоч=60 Sоч.min Vопт м3/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

Qоч60*Sоч.min*vminkоз, м3/мин

Qоч60*.2.0*0.25 1.3=39 м3/мин

Qоч60*Sоч.min*vmax kоз, м3/мин

Qоч60*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 выработок kн.р.в=1.563, для других выработок kн.р.в=1.

-коэффициент аэродинамического сопротивления кг*с2/м4; значения принимаются 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, k принимается по табл.6.5 [5]; Для комплекса «Донбасс-М» r100 =0.07 k;

- коэффициенты местного сопротивления входа и выхода лавы; определяются по табл.9.1 [5]; 2 14.

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

11 УТЕЧКИ ВОЗДУХА В ШАХТАХ

11.1 Общие сведения об утечках и их классификация

Утечками называется такое движение воздуха со свежей струи в исходящую, при котором воздух не поступает к местам потребления (забои, камеры и т.д.). Герметизирующие устройства, отделяющие поступающую струю от исходящей (целики угля, вентиляционные двери, перемычки и др.) называются изоляторами.

Утечки снижают поступление воздуха к основным местам его потребления - забоям очистных и подготовительных выработок. Для компенсации утечек приходится увеличивать подачу воздуха в шахту, с тем, что бы обеспечить забои и другие объекты проветривания необходимым количеством воздуха и создать безопасные условия труда. Увеличение подачи воздуха приводит к увеличению расхода электроэнергии на вентиляцию.

При разработке само возгорающихся пластов угля утечки могут привести к возникновению пожара.

Практика показывает, что утечки воздуха могут достигать 70 –80 % от дебита вентилятора и только при правильно организованной борьбе с утечками они могут быть снижены до 40 % и менее

При оценке качества проветривания шахт утечки воздуха разделяют на подземные (внутренние), поверхностные (внешние) и общешахтные. Подземные утечки воздуха происходят из выработок со свежей струей в выработки с исходящей струей. Они определяются разностью между количеством воздуха, поступающим в шахту, и количеством воздуха, используемым для проветривания всех объектов проветривания.

Рпод=100 (11.1)

Поверхностные утечки воздуха (подсосы) происходят через неплотности вентиляционных каналов и их реверсивних устройств, надшахтних зданий и сооружений, через перекрытия и перемички в стволах шурфах и др. Поверхностные у течки воздуха определяются разностью между дебитом вентилятора (вентиляторов), и количеством поступающего в шахту воздуха.

Рпов=100 (11.2)

Общешахтные утечки воздуха определяются разностью между дебитом вентилятора и тем количеством воздуха, которое полезно используется для проветривания всех объектов (очистных, подготовительных забоев, камер и др.)

Роб= 100 (11.3)

По характеру утечки делятся на местные (сосредоточенные), непрерывно-распределенные и комбинированные. Местные утечки воздуха это утечки через вентиляционные сооружения (перемычки, вентиляционные двери, кроссинги, загрузочные устройства и др.). Непрерывно-распределенные утечки происходят по длине выработок через выработанное пространство, бутовые полосы и.др. Комбинированные утечки включают в себя как местные, так и непрерывно распределенные; это ,например утечки в параллельных выработках, происходящие через перемычки и целики угля.

Утечки воздуха измеряются как в абсолютных величинах (м3/мин), так и в % от начального количества воздуха (например, подаваемого в шахту, в начало выработки и т. п.).

11.2 Расчет утечек воздуха в шахтах

При современном состоянии техники полностью устранить утечки воздуха невозможно. Поэтому их необходимо учитывать при расчете количества воздуха необходимого для проветривания очистных забоев, выемочных участков, тупиковых выработок, камер и вентиляционной сети в целом. Существуют два основных метода расчета утечек – аналитический и по нормам.

Аналитический расчет основан на использовании закона сопротивления при утечках

h=Rут Qn (11.4)

где h – депрессия путей утечек;

Rут – аэродинамическое сопротивление путей утечек;

Q – расход воздуха при утечках;

n.-.показатель степени характеризующий режим движения воздуха при утечках.

Из равенства (11.4) расход воздуха при утечках определится по формуле

Q= (11.5)

Режим движения воздуха при утечках может быть либо турбулентным (в крупных трещинах и щелях), либо ламинарным (при фильтрации). Часто при фильтрации в одних каналах наблюдается турбулентное движение, в других – ламинарное. В результате во всем объеме фильтрации режим движения оказывается промежуточным. Соответственно этому при утечках возможен линейный, квадратичный или промежуточный закон сопротивления, т. е. 1<n<2.

Для расчета величины утечек воздуха по формуле (11.5) необходимо знать значения величин h, Rут и n, которые иногда определить невозможно. Например, для того, что бы определить депрессию путей утечек, необходимо знать расход воздуха в вентиляционной сети, а расход воздуха зависит от величины утечек. Поэтому, аналитический метод расчета утечек воздуха не имеет широкого применения в практике.

В настоящее время широко применяются расчеты утечек воздуха, основанные на нормах утечек, определяемых экспериментально. Нормы утечек зависят от типа сооружения, его конструкции, материала, размеров, состояния вмещающих пород, депресси, под которым находится сооружение.

Сущность расчета состоит в умножении норм утечек на число объектов утечек данного типа в шахте. Затем утечки по разным типам объектов суммируются, и определяется их общая величина для шахты. Для такого расчета необходимо иметь схему вентиляции шахты.

Нормы утечек воздуха для различных типов вентиляционных сооружений представлены в Руководстве по проектированию вентиляции угольных шахт.

При расчете необходимой производительности вентиляторов главного проветривания внешние утечки воздуха могут определяться по нормам или учитываться коэффициентом внешних утечек.

Если утечки воздуха определяются по нормам, то подача вентиляционной установки (Qв), рассчитывается по формуле

Qв=Qш+ (11.6)

где Qш – расход воздуха, поступающий из шахты к данному вентилятору;

– утечки воздуха через надшахтное здание и вентиляционный канал.

Утечки воздуха через надшахтное здание и вентиляционный канал определяются в зависимости от площади наружных стен и перекрытий надшахтного здания и площади поперечного сечения канала [5]. Если эти величины заранее не известны, то ориентировочно, необходимую подачу вентилятора можно определить по формуле

Qв=Qш kут.вн (11.7)

где kут.вн – коэффициент, учитывающий утечки воздуха через надшахтные сооружения и каналы вентиляторов, следует принимать равными: для случав установки вентиляторов на скиповом стволе 1.25; на клетевом – 1.2; на стволах и шурфах, не используемых для подъема – 1.1; на шурфах, используемых для подъема и спуска материалов – 1.3.

11.3 Мероприятия по снижению утечек воздуха

Все мероприятия по снижению утечек воздуха можно разделить на две группы:

общешахтные мероприятия и мероприятия частного характера.

К общешахтным мероприятиям относятся :

Рациональный выбор схемы проветривания шахты, которая определяет число вентиляционных сооружений, длину выработок, наличие встречных параллельных путей воздуха;

Снижение общешахтной депрессии, которой пропорциональны общешахтные утечки;

Проведение полевых выработок, что способствует снижению утечек вследствие значительно меньшей воздухопроницаемости пород по сравнению с углем.

Применение стационарных вентиляционных установок.

К мероприятиям частного характера относятся мероприятия направленные на повышение качества вентиляционных сооружений и хорошую организацию на шахте службы контроля и ремонта вентиляционных сооружений.

ЛЕКЦИЯ №14

12. ПРОЕКТИРОВАНИЕ ВЕНТИЛЯЦИИ ШАХТ

12.1 Исходные данные для разработки проекта вентиляции шахты

Для составления проекта новой или реконструируемой шахты необходимы следующие материалы:

Схема вскрытия, способ подготовки, система разработки шахтного поля и календарные планы развития горных работ;

Нагрузка на очистные забои, способы и темпы проведения подготовительных выработок;

Данные геологоразведки о мощности и взаимном расположении пластов и пропластков угля, о их природной газоносности, а также данные технического и анализов углей: зольность, влажность, объемный вес, содержание летучих веществ.

При разработке проектов реконструкции действующих шахт используются материалы депрессионных и газовых съемок.

12.2 Содержание проекта проветривания шахт

Проект вентиляции шахты состоит из следующих основных разделов:

Выбор способа, системы и схемы проветривания шахты и выемочных участков;

Расчет метанообильности горных выработок и проверка нагрузки на очистные забои по условиям вентиляции;

Расчет и выбор средств проветривания тупиковых выработок;

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания отдельных забоев, участков, камер, утечек воздуха и для шахты в целом;

Расчет депрессии шахты и естественной тяги;

Расчет необходимой депрессии, производительности вентилятора главного проветривания и его выбор;

Расчет и выбор калориферной установки;

Подсчет стоимости проветривания.

Кроме перечисленных основных разделов в проекте вентиляции шахты при необходимости решаются такие специальные вопросы как:

-Расчет предварительной дегазации пластов и спутников;

-Разработка мероприятий по борьбе с внезапными выбросами угля и газа;

-Тепловые расчеты (кондиционирование).

12.3 Способы проветривания шахт

Под способом проветривания шахты понимают способ получения разности давлений, необходимой для перемещения воздуха по вентиляционной сети. Различают следующие способы проветривания шахт:

Естественный-обусловлен наличием естественной тяги;

Искусственный - при помощи вентиляторов.

Проветривание шахт только за счет естественной тяги запрещено правилами безопасности. Проветривание шахт должно осуществляться вентиляторами, установленными на поверхности и действующими непрерывно. Искусственный способ проветривания разделяется на:

Нагнетательный, всасывающий и комбинированный (нагнетательно-всасывающий).

Нагнетательное проветривание и область его применения

Если действующие выработки имеют аэродинамическую связь с поверхностью через трещины и провалы, то следует применять нагнетательное проветривание. В этом случае вредные газы, скапливающиеся в выработанном пространстве, выносятся на поверхность утечками воздуха.

Нагнетательное проветривание допускает возможность осуществления фланговой схемы проветривания с помощью одного вентилятора. Это ценно при разработке верхней части месторождения, когда вместо поддержания вентиляционного горизонта шахты целесообразнее проходить участковые или групповые шурфы.

Действующими ПБ нагнетательное проветривание разрешено на всех шахтах. Однако, применение нагнетательного проветривания на шахтах с обильным выделением метана из выработанного пространства нежелательно. Это связано с тем, что при снижении депрессии шахты или остановке вентилятора главного проветривания метан из выработанного пространства поступает в действующие выработки.

Всасывающий способ проветривания и область его применения

Всасывающий способ проветривания является наиболее безопасным, надежным и экономичным. Поэтому, нормами технологического проектирования, он рекомендуется в качестве основного способа проветривания шахт. Достоинством всасывающего способа является то, что в случае аварийной остановки вентилятора главного проветривания давление в горных выработках увеличивается, что некоторое время сдерживает выделение метана из выработанных пространств в выработки.

Применение всасывающего способа при фланговой схеме проветривания связано с увеличением числа вентиляторных установок и усложнением управления вентиляцией.

Нагнетательно-всасывающее проветривание

Этот способ рекомендуется при реконструкции шахт с фланговыми схемами проветривания в следующих случаях:

При разработке мощных пластов угля склонных к самовозгоранию;

При большом аэродинамическом сопротивлении шахты и разбросанностью горных работ;

При наличии старых воздухопроницаемых выработанных пространств.

При нагнетательно-всасывающем проветривании дебит нагнетательного вентилятора должен быть несколько выше дебита всасывающих вентиляторов, что позволяет снизить подсосы воздуха с поверхности.

Достоинства нагнетательно-всасывающего проветривания:

1. Снижение перепада давлений между воздухоподающими и воздухоотводящими выработками, что позволяет снизить утечки воздуха.

2. Возможность получения высокой депрессии вентиляционной сети.

Недостатки нагнетательно-всасывающего проветривания

1. Большое количество вентиляторных установок;

2. Сложность управления проветриванием шахты.

12.4 Схемы проветривания шахт

Под схемой проветривания шахты понимают определенный порядок расположения горных выработок, служащих для подачи свежей и отвода отработанной струи воздуха.

В зависимости от взаимного расположения выработок различают следующие схемы проветривания шахт:

1. Центральные схемы проветривания, которые могут быть:

-с центральным расположением стволов;

-с центрально отнесенным расположением стволов.

2. Диагональные или фланговые схемы проветривания, которые подразделяются на:

фланговую крыльевую - когда при восходящем проветривании очистных забоев целое крыло шахты имеет дону общую выработку для выдачи исходящей струи на поверхность;

фланговую групповую - когда одна выработка для исходящей струи используется не для всего крыла, а только для группы участков данного крыла;

фланговую участковую - когда каждый участок имеет свою выработку для выдачи исходящей струи на поверхность.

3. Комбинированные схемы проветривания - имеющие элементы центральных и фланговых схем.

12.4.1 Центральные схемы проветривания шахт их преимущества и недостатки

Центральные схемы характеризуются параллельным, но противоположно направленным движением свежей и исходящей струй по откаточному и вентиляционному горизонту. Для ее осуществления необходимо наличие только двух стволов, в качестве которых обычно используют клетьевой ствол для подачи свежей струи, а скиповой для выдачи исходящей (рис.12.1). При центрально отнесенной схеме проветривания, как правило, используются три ствола. Два из них (скиповой и клетьевой) расположены в центре шахтного поля, а третий вентиляционный отнесен по центру шахтного поля и расположен на выходе пластов под наносы (рис.12.2).

Рис.12.1 – Центральная схема проветривания

Рис.12.2 – Центрально-отнесенная схема проветривания

В этом случае вентилятор установленный на скиповом стволе используется для проветривания выработок околоствольного двора, а вентилятор на вентиляционном стволе для проветривания горных работ.

Преимущества центральной схемы:

1. Незначительные капитальные первоначальные затраты, так как не проводятся дополнительные вентиляционные стволы;

2. Быстрый ввод шахты в эксплуатацию;

3. Простота обслуживания вентиляторной установкой и управления вентиляциейшахты;

4. Простота реверсирования вентиляционной струи;

5. Концентрация поверхностных сооружений.

Недостатки центральной схемы:

1. Большие утечки воздуха с откаточного горизонта на вентиляционный и большие подсосы воздуха с поверхности в связи с тем, что трудно осуществить надежную герметизацию устья скипового ствола.

2. Неравномерная депрессия шахты, очень низкая при ведении горных работ у околоствольного двора и очень высокая при ведении горных работ у границ шахтного поля;

3. Большие затраты на поддержание выработок вентиляционного горизонта;

4. Снижается безопасность работ в связи с малым количеством запасных выходов на поверхность.

12.4.2 Диагональные схемы проветривания

Диагональные схемы характеризуются прямоточным движением воздуха от воздухопадающего ствола к вентиляционному стволу (рис.12.3).

Достоинства диагональной схемы:

1. Невысокая и постоянная депрессия шахты;

2. Более низкие по сравнению с центральной схемой утечки воздуха;

3. Возможность погашения выработок вентиляционного горизонта, а следовательно незначительные затраты на их поддержание;

4. Повышается безопасность работ за счет увеличения запасных выходов.

Недостатки фланговых схем проветривания:

1. Увеличивается срок строительства шахты и капитальные затраты на проведение дополнительных стволов;

2. Сложность обслуживания большого количества вентиляторов

3. Сложность, иногда невозможность реверсирования вентиляционных струй.

Комбинированные схемы проветривания обладают достоинствами и недостатками как центральных, так и фланговых схем.

Рис.12.3 – Фланговая схема проветривания

12.5 Выбор схемы проветривания шахты

Схема проветривания шахты выбирается и разрабатывается с учетом следующих факторов:

Схемы вскрытия, способа подготовки шахтного поля, принятой системы разработки и очередности отработки пластов;

Метанообильности очистных, подготовительных забоев, требуемой нагрузки на очистные забои, принятой схемы проветривания выемочного участка, панели, блока.

Как правило, разрабатывается несколько возможных вариантов схем проветривания шахты. Для каждого из рассматриваемых вариантов рассчитывается расход воздуха и производится их технико-экономическое сравнение.

Для принятого более экономичного варианта схемы проветривания производится расчет вентиляции на первый период эксплуатации шахты, который составляет 15-25 лет. Для этого периода устанавливаются наиболее характерные этапы развития шахты (сдача шахты в эксплуатацию, освоение проектной мощности, максимальное развитие горных работ, ввод новых горизонтов и т.п.) и для них разрабатываются схема проветривания шахты. Для каждой схемы производится расчет количества воздуха, депрессии, температурный расчет и расчет воздухонагревателей

12.6 Расчет расхода воздуха для проветривания шахты

Расход воздуха для проветривания шахты в целом определяется по формуле

Qш=1.1(Qуч + Qт.в+ Qпог.в. + Qпод.в. + Qк + Qут) (12.1)

где 1.1- коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок;

Qуч - расход воздуха для проветривания выемочных или вентиляционных участков;

Qт.в - расход воздуха подаваемый к всасам ВМП для обособленного проветривания тупиковых выработок, проводимых за пределами выемочных или вентиляционных участков;

Qпог.в - расход воздуха для обособленного проветривания погашаемых выработок;

Qпод.в. - расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок

Qк - расход воздуха для обособленного проветривания камер;

Qут - утечки воздуха через вентиляционные сооружения, расположенные за пределами вентиляционных или выемочных участков.

При проветривании шахты несколькими вентиляторами по формуле (12.1) определяется в соответствии со схемой проветривания расход воздуха по группам выработок (крылу, шахтопласту), проветриваемым одним вентилятором, а общий расход воздуха для шахты определяется как сумма полученных результатов.

12.7 Расчет депресси шахты

Для выбора вентиляторной установки необходимо определить минимальную и максимальную депрессию шахты в течение первого периода ее эксплуатации, который принимается равным сроку службы вентилятора главного проветривания (15-25 лет). Минимальная и максимальная депрессия шахты определяются на основе анализа динамики горных работ, при этом устанавливается наиболее легкий и наиболее тяжелый периоды проветривания шахты.

Минимальная и максимальная депрессия шахты рассчитывается по струе наибольшего сопротивления. Струя наибольшего сопротивления определяется на основе схемы проветривания шахты, а при необходимости производятся расчеты депресси по нескольким параллельным струям. Для выбора вентилятора принимается максимальное значение депрессии для наиболее легкого и наиболее тяжелого периодов проветривания шахты. При этом максимальная депрессия, как правило, не должна превышать 300 даПа. Для сверхкатегорных шахт и опасных по внезапным выбросам, а также шахт с производственной мощностью 4000 т/сут и более - 450 даПа. Для действующих шахт при доработке запасов на глубине более 700 м и разрабатывающих пласты не склонные к самовозгоранию допускается депрессия до 800 даПа. Минимальная и максимальная депрессия шахты определяется по формуле

hш=hп.в.+hк.в.+hк+hк.к (12.2)

где hп.в. - депрессия подземных выработок направления по струе наибольшего сопротивления. Определяется как сумма депрессий отдельных последовательно соединенных ветвей, входящих в направление, от устья воздухопадающего ствола до входа в канал вентиляторной установки.

hп.в=1.1(h1+h2+ +hn) (12.3)

1.1 - коэффициент, учитывающий местные сопротивления;

hn. - депрессии отдельных выработок;

hк.в - депрессия канала вентиляторной установки, принимается равной 0.11hп.в;

hк - депрессия воздухонагревателей;

hк.к - депрессия канала воздухонагревательной установки.

12.8 Расчет производительности, депрессии вентилятора и его выбор

Подача вентиляторной установки (QB), для случая, когда внешние утечки воздуха определяются по нормам, рассчитывается по формуле

Qв=Qш+Qвн.ут (12.4)

Qвн.ут - утечки воздуха через надшахтное здание и вентиляционный канал, которые принимаются в соответствии с руководством по проектированию вентиляции шахт в зависимости от площади наружных стен и перекрытий надшахтного здания и поперечного сечения канала вентилятора.

Если площадь стен и поперечное сечение канала не известны, то утечки учитываются коэффициентом внешних утечек, тогда

Qв=Qш kут.вн. (12.5)

где kут.вн - коэффициент, учитывающий внешние утечки.

Для ориентировочного расчета производительности вентилятора он принимается :

при установке вентиляторов на скиповом стволе-1.25;

при установке вентиляторов на клетевом стволе-1.2;

на стволах и шурфах не используемых для подъема-1.1;

на стволах и шурфах используемых для подъема и спуска материалов-1.3

Депрессия вентиляторной установки определяется в зависимости от минимальной, максимальной депрессии шахты и депрессии естественной тяги.

Минимальная депрессия вентиляторной установки определяется по формуле

Нв.min=hш.min–hе.з (12.6)

где hш.min - минимальноезначение депрессии шахты за планируемый период эксплуатации вентиляторной установки;

hе.з - максимальное положительное значение депрессии естественной тяги в зимний период.

Максимальная депрессия вентиляторной установки определяется по формуле

Нв.max=hш.max ± hе.л (12.7)

где hш.max - максимальное значение депрессии шахты за планируемый период эксплуатации вентиляторной установки;

hе.л - значение депрессии естественной тяги в летний период.

В формуле (12.7), знак + берется, если депрессия естественной тяги в летний период имеет отрицательное значение, а знак - при положительном значении.

Выбор вентиляторной установки производится по полученным значениям Qв, H в.min, Нв.max на основе анализа аэродинамических характеристик вентиляторов главного проветривания.

Принятый к установке вентилятор должен иметь резерв по производительности не менее 15 %, на случай повышения газообильности шахты или перевыполнения плана угледобычи.

ЛЕКЦИЯ №15

13 УПРАВЛЕНИЕ ВЕНТИЛЯЦИОННЫМИ РЕЖИМАМИ ШАХТ ПРИ ПОЖАРАХ

13.1 Особенности проветривания шахт при пожарах

Пожары оказывают влияние на состав шахтной атмосферы и создают большую опасность для работающих в шахте. Появление в воздухе продуктов горения ухудшает видимость, создает опасность отравления людей, способствует увеличению взрывоопасной концентрации горючих газов.

На шахтах со значительным выделением метана пожары могут быть причиной взрыва газа и пыли.

Высокая температура в очагах пожара приводит к нагреву воздуха, что нарушает вентиляцию шахты в целом и отдельных ее участков.

Поэтому правильное и своевременное управление воздухораспределением при пожарах имеет решающее значение, т.к. позволяет спасти людей, до минимума свести ущерб от возникновения пожара и предупредить или ограничить его распространение.

13.2 Выбор вентиляционного режима при пожаре

При возникновении пожара в шахте к вентиляции предъявляются следующие требования:

Защита людей от пожарных газов при выводе их из шахты и во время работ по ликвидации пожара;

Предупреждение распространения пожара по сети горных выработок и недопущение образования взрывоопасных газовоздушных смесей.

Выбор вентиляционного режима при пожаре зависит от следующих факторов:

1. Места возникновения пожара и скорости его распространения;

2. Интенсивности выделения метана и образования горючих газов в очаге

пожара;

3. Схемы проветривания шахты и отдельных ее участков;

4. Путей вывода людей из подземных выработок и подходок месту пожара с целью его ликвидации;

5. Наличия средств регулирования воздушными струями.

Все указанные факторы необходимо учитывать при выборе вентиляционного режима при пожаре. При пожарах могут применяться следующие вентиляционные режимы:

Неизменный по дебиту и направлению;

Ослабленный или усиленный по дебиту и неизменный по напрввлнию;

Реверсивный в целом по шахте или на отдельных ее участках с изменением количества воздуха;

Нулевой, при котором прекращается доступ воздуха к очагу пожара путем выключения вентилятора или с помощью перемычек.

Сохранение неизменного вентиляционного режима рекомендуется при возникновении пожара на пластах с обильным выделением метана с целью предупреждения образования взрывчатой газовоздушной смеси.

Ослабленный вентиляционный режим используется в том случае, когда на участок поступает большее количество воздуха по сравнению с тем, которое требуется для разбавления взрывоопасных газов до безопасной концентрации. Этот режим позволяет уменьшить скорость распространения образовавшихся газов и снизить интенсивность пожара. Однако изменение режима проветривания нарушает газовую динамику выработанного пространства, что может вызвать увеличение потенциальной опасности взрыва (рис.13.1)

Исследованиями установлено, что уменьшать количество воздуха, поступающего на пожарный участок, необходимо путем закорачивания струй, а не установкой перемычки на поступающей к лаве струе. Установка перемычки приводит к уменьшению давления в зоне сопряжения лавы с вентиляционным штреком и усилению притока метана из выработанного пространства.

Рис.13.1 - Изменение концентрации метана в выработанном пространстве при уменьшении расхода воздуха поступающего на участок

Усиленный вентиляционный режим используется в том случае, когда количество воздуха, поступающего в выработки, не обеспечивает разбавление взрывоопасных газов, выделяющихся из обнаженного массива, а дополнительное поступление горючих газов от сухой перегонки увеличивает вероятность взрыва.

Реверсивный вентиляционный режим возможен в начальной стадии пожара, возникшего в главных воздухоподающих выработках, с целью обеспечения свежим воздухом людей при выводе их на дневную поверхность. Реверсирование струи, как правило, приводит к уменьшению количества воздуха, поступающего в шахту, что опасно в газовых шахтах. Поэтому после вывода людей восстанавливается нормальный режим проветривания, если это не противоречит принятым мерам по ликвидации и тушению пожара.

Реверсирование струи в пределах участка чаще всего применяется для обеспечения благоприятных условий работы горноспасателей при возведении перемычек, ограничивающих распространение пожара.

Нулевой вентиляционный режим применяется в негазовых шахтах. При этом режиме очаг пожара и образовавшиеся газы распространяются очень медленно и из-за недостатка кислорода активность пожара уменьшается. При выключении вентилятора главного проветривания движение воздуха в выработках происходит за счет естественной тяги. Это необходимо учитывать при выводе людей из шахты и определении путей подхода к очагу пожара, так как направление движения воздуха при выключенном вентиляторе может измениться на противоположное.

13.3 Устойчивость и стабилизация вентиляции при пожаре

При возникновении пожара происходит нагрев воздушной струи, что вызывает появление тепловой депрессии. Если очаг пожара расположен в вертикальной или наклонной выработке, по которой идет восходящая струя, тепловая депрессия совпадает по направлению с депрессией вентилятора и усиливает тягу воздуха, создавая устойчивый вентиляционный режим. Если по выработке струя идет вниз, то тепловая депрессия будет противодействовать работе вентилятора, что может привести к опрокидыванию вентиляционной струи. Это может произойти и в том случае когда очаг пожара расположен в горизонтальной выработке, а нагретый воздух далее движется по наклонной выработке вниз.

Тепловая депрессия при развитии пожара может достигать значительных величин. Так, при средней температуре воздуха 300 0С и высоте нагретого столба 100 м тепловая депрессия составляет 60 даПа. Возникновение такой дополнительной депрессии даже в выработке с восходящей струей может привести к изменению направления движения воздуха в побочных прилегающих выработках. В выработках с нисходящей струей тепловая депрессия может привести не только к опрокидыванию струи, но и к рециркуляции, при которой происходит накопление взрывоопасных и ядовитых газов. Кроме того, может возникнуть явление пульсации расхода воздуха с изменением направления его движения.

ЛЕКЦИЯ №16

14. КОНТРОЛЬ ВЕНТИЛЯЦИИ ШАХТ

14.1 Требования правил безопасности к контролю вентиляции шахт

Вентиляция шахт характеризуется значительной динамикой параметров определяющих качество и состояние проветривания. Поэтому состояние вентиляции шахт систематически контролируется.

В соответствии с действующими ПБ систематическому контролю подлежат следующие параметры вентиляции:

1. Расход и скорость движения воздуха, проходящего по выработкам и через каналы вентиляторов;

2. Концентрация кислорода и углекислого газа - во всех случаях анализа состава воздуха;

3. Концентрация метана – при анализе состава воздуха в газовых шахтах;

4. Концентрация окиси углерода - при разработке пластов склонных к самовозгоранию;

5. Концентрация окислов азота – при анализе состава воздуха после взрывных работ;

6. Концентрация водорода в зарядных камерах;

7. Температура воздуха;

8. Относительная влажность воздуха при его температуре более 200 С.

Кроме этого производится контроль режима работы вентиляторов главного и местного проветривания.

Результаты контроля по всем его видам заносятся в соответствующие книги и журналы, а основные его параметры наносятся на вентиляционные планы.

14.2 Контроль расхода и скорости движения воздуха

Согласно требованиям ПБ проверка расхода воздуха и его расхода должна производятся:

В исходящих струях очистных подготовительных выработок, выемочных участков, крыльев, пластов, горизонтов и шахт в целом;

В поступающих главных вентиляционных струях шахт, в местах разветвлений поступающих струй, у забоев очистных и подготовительных выработок, у вентиляторов местного проветривания;

В поступающих или исходящих струях камер общешахтного назначения.

Периодичность контроля расхода воздуха и его состава должна составлять:

в выработках негазовых шахт, шахт 1-й и 2-й категории по газу, а также в камерах не реже одного раза в месяц;

в выработках шахт 3-й категории не реже двух раз в месяц;

в выработках сверхкатегорных шахт и шахт, опасных по внезапным выбросам не реже трех раз в месяц.

Расход воздуха у вентиляторов местного проветривания необходимо контролировать не реже одного раза в месяц.

Определение объемного расхода воздуха в любом сечении горной выработки осуществляется путем непосредственного измерения сечения выработки и средней скорости движения воздуха

Q=60 S Vср м3/мин (14.1)

где Q – расход воздуха, м3/мин;

S – поперечное сечение выработки в свету,м2;

Vср – средняя по сечению выработки скорость движения воздуха, м/с.

На основных вентиляционных струях оборудуются специальные замерные станции, которые представляют собой участки выработок длиной до 10 м с выдержанным сечением. На станциях имеется специальная доска, на которой указывается сечение выработки и расход воздуха. В остальных случаях (пунктах) контроля сечение измеряется каждый раз при измерениях скорости движения воздуха.

При трапециевидной форме поперечного сечения выработки ее площадь определяется по формуле

S=0.5 H (a+b), м2 (14.2)

где Н – высота выработки от уровня головки рельсов до верхняка, м;

a – размер по почве выработки, м

b – размер по кровле выработки.

При арочной форме поперечного сечения, если выработка не деформирована

S=0.5 (a+b)+0.67 (H-1) b, м2 (14.3)

где b – размер выработки на высоте 1 м от уровня головки рельсов, м.

Если выработка деформирована необходимо разбить сечение на отдельные геометрические фигуры и определить площадь каждой фигуры, а затем их сумму.

Измерение скорости движения воздуха осуществляется анемометрами. На практике широко используется крыльчатые анемометры типа АСО-3, позволяющие измерять скорость движения воздухаот 0.3 до 5.0 м/с. Чашечные анемометры типа МС-13, используются для измерения скорости движения воздуха в пределах от 1 до 20 с. Приборы типа АПР, позволяющие измерять скорость движения воздуха от 0.3 до 20 м/с. Анемометры типа АСО-3 и МС-13 измеряют не скорость движения воздуха, а число оборотов вертушки (крыльчатки) за определенный промежуток времени (время замера). Затем определяют число оборотов в секунду и по графику скорость движения воздуха м/с. Анемометрами типа АПР измеряется непосредственно скорость движения воздуха в точке замера.

Результаты замеров расхода воздуха и данные о составе воздуха должны заносится в вентиляционный журнал (форма 2).

14.3 Контроль концентрации метана в горных выработках

В зависимости от категории шахты по газу для контроля содержания метана в действующих горных выработках должны применятся приборы и аппаратура, которые представлены в (табл.14.1)

Таблица 14.1 - Приборы и аппаратура применяемые для контроля содержания метана в действующих горных выработках в зависимости от категории шахты по газу

Категория шахты по газу	Тип приборов (аппаратура)
	переносные эпизодического действия	переносные автоматичес-кие на СН4	стационарные автоматичес-кие на СН4
	на СН4	на СО2
Негазовые	+	+	-	-
1 и 2 категории	+	+	+	-
3 категории сверх- категорные и опас- ные по внезапным выбросам.	+	+	+	+

В шахтах 3-й категории, сверхкатегорных и опасных по внезапным выбросам контроль содержания метана у проходческих и выемочных комбайнов и врубовых машин должен производится при помощи встроенных автоматических приборов.

В шахтах, опасных по внезапным выбросам, все рабочие, ведущие работы в тупиковых и очистных выработках с исходящими вентиляционными струями, должны обеспечиваться индивидуальными сигнализаторами метана, совмещенными с шахтными головными светильниками.

Требования ПБ к контролю концентрации метана

Согласно требований ПБ контроль концентрации метана в газовых шахтах должен производится во всех выработках, где может выделяться или скапливаться метан. Места и периодичность замеров устанавливаются начальником участка ВТБ и утверждаются главным инженером шахты. При этом должны выполнятся следующие требования:

1. У забоев действующих тупиковых выработок, в исходящих вентиляционных струях тупиковых выработок и выемочных участков замеры канцентрации метана должны выполняться сменными руководителями работ участков, бригадирами (звеньевыми), работниками участка ВТБ.

При отсутствии автоматического контроля содержания метана замеры должны выполнятся: в шахтах 1-й и 2-йкатегорий-не менее дух раз в смену, в шахтах 3-й категории и выше - не менее трех раз в смену. Один из замеров должен выполняться в начале смены. При этом не реже одного раза в смену замеры должны выполнятся работниками участка ВТБ.

При автоматическом контроле содержания метана при помощи только переносных приборов работники участка ВТБ должны выполнять замеры в шахтах 1-й и 2-йкатегорий- не реже одного раза в сутки, в шахтах 3-й категории и выше не реже одного раза в смену. В тупиковых выработках и на выемочных участках шахт 3-й категории и выше, оборудованных стационарной автоматической аппаратурой контроля содержания метана, работники участка ВТБ должны выполнять замеры не реже одного раза в сутки.

2. В поступающих в тупиковые и очистные выработки и выемочные участки вентиляционных струях, в недействующих тупиковых и очистных выработках и их исходящих струях, в исходящих вентиляционных струях крыльев и шахт, а также на пластах, где выделение метана не наблюдалось, и в прочих выработках замеры концентрации метана должны выполняться работниками участка ВТБ не реже одного раза в сутки.

3. В машинных камерах замеры концентрации метана должны выполняться сменными должностными лицами участков или персоналом, обслуживающим камеры, не реже одного раза в смену и работниками участка ВТБ-не реже одного раза в сутки.

4. В стволах, переведенных на газовый режим, контроль концентрации метана должен осуществляться работниками участка ВТБ. При автоматическом контроле содержания метана при помощи только переносных автоматических приборов работники участка ВТБ должны выполнять замеры концентрации метана не реже одного раза в смену, при использовании стационарной автоматической аппаратуры- не реже одного раза в сутки.

Результаты замеров заносятся на доски замеров в наряд путевки и в Книгу замеров метана и учета загазирований.

14.4 Контроль вентиляции шахт методом депрессионных съемок

Согласно требований ПБ, на каждой шахте не реже одного раза в три года должна производится депрессионная съемка, результаты которой используются при расчетах вентиляции и разработке мероприятий по обеспечению надежного проветривания выработок шахты с учетом программы развития горных работ.

При проведении депрессионных съемок определяются следующие параметры:

Расходы воздуха во всех выработках шахты;

Депрессии всех выработок шахты;

Температура и относительная влажность воздуха в выработках.

По результатам депрессионной съемки определяются аэродинамическое сопротивление всех выработок и вентиляционной сети, выполняется анализ режимов работы вентиляторов на сеть, производится анализ состояния проветривания шахты, определяются узкие места в состоянии проветривания и разрабатываются мероприятия по их ликвидации.

Депрессионные съемки выполняются специализированными взводами ГВГСС по производству депрессионных и газовых съемок.

При производстве депрессионных съемок используются следующие приборы:

Микроманометры типа ММН-240;

Воздухомерные трубки;

Резиновые трубки диаметром 5-6 мм и длиной 100-120 м;

Микробарометры типа МБ-63-I, МБ-63-II;

Аспирационный психрометр;

Секундомер и матерчатая рулетка длиной 20 м.

При производстве депрессионных съемок микроманометрами выполняется непосредственное измерение депрессии небольшими участками длиной 100-120 м. Затем депрессии участков суммируется и определяется депрессии отдельных выработок. Метод отличается высокой точностью, но очень трудоемкий.

При производстве депрессионных съемок высокоточными барометрами измеряется давление в начале и конце выработки, а депрессия выработки рассчитывается по формуле

h=P1–(P2±)±(Pк.2-Pк.1) (14.4)

где P1, P2 статическое давление измеренное в начале и конце выработки соответственно, мм. рт. ст;

- среднее значение удельного веса воздуха в выработке, кг/м3,

= (14.5)

- удельный вес воздуха в начале и конце выработки соответственно, кг/м3;

- разность абсолютных отметок точек наблюдений, м;

Pк.2, Pк.1 - показания контрольного барометра на поверхности в время измерения давления в шахте в конце и начале выработки соответственно, мм. рт. ст;

Метод отличается незначительной трудоемкостью, но не высокой точностью особенно при измерении депрессии малой величины. Кроме этого измерение депрессии этим методом возможно только между пунктами высотные отметки которых известны.

14.5 Контроль вентиляции шахт методом газовых съемок

Цель проведения газовых съемок

Съемки проводятся на газовых шахтах с целью определения:

-Абсолютной метанообильности горных выработок;

-Коэффициента неравномерности метановыделения;

-Газового баланса выемочных участков, крыльев, горизонтов и шахты в целом.

К элементам, составляющим газовый баланс выемочного участка, относится количество метана:

1. Поступающее на выемочный участок;

2. Выделяющееся из разрабатываемого пласта в призабойное пространство очистного забоя;

3. Выделяющееся из разрабатываемого пласта в подготовительные выработки, находящиеся в пределах участка;

4. Выделяющееся из выработанного пространства в призабойное пространство очистного забоя;

5. Выделяющееся в исходящую струю очистного забоя и выемочного участка.

К элементам, составляющим газовый баланс крыла, горизонта, и шахты в целом относится количество метана выделяющееся:

1. В выработки, по которым поступает свежий воздух на выемочные участки и обособленно проветриваемые подготовительные выработки;

2. Из всех выемочных участков, находящихся в пределах соответствующего крала, горизонта, шахты;

3. Из всех обособленно проветриваемых подготовительных выработок, находящихся за пределами выемочных участков;

4. Из выработанных пространств ранее отработанных этажей, горизонтов в выработки, по которым движется исходящая струя воздуха за пределами участков и обособленно проветриваемых выработок.

Выбор выемочного участка для проведения газовой съемки

Выбранный для проведения газовой съемки выемочный участок должен отвечать следующим требованиям:

Очистной забой недолжен находится в зоне дизъюктивного геологического нарушения;

Расстояние очистного забоя от разрезной печи должно быть таким, чтобы на выемочном участке уже произошла осадка основной кровли;

В призабойном пространстве очистного забоя и в других выработках выемочного участка не должно быть действующих суфляров;

Месячная скорость подвигания очистного забоя в течении трех месяцев до производства газовой съемки не должна разниться более чем на 30 %;

В период проведения газовой съемки не должно происходить изменений режима выемки угля, работы вентиляторных и дегазационных установок, схемы проветривания участков и расхода воздуха поступающего в горные выработки.

Выбор мест расположения замерных станций

Замерные станции в пределах выемочного участка располагаются таким образом, чтобы в результате проведения газовой съемки были определены все составляющие газового баланса выемочного участка. Поэтому замерные станции необходимо располагать в следующих местах:

В начале выработки, по которой воздух поступает на выемочный участок;

На свежей струе воздуха перед поступлением его в очистной забой;

Вблизи очистного забоя, в опережающей его тупиковой выработке;

В призабойном пространстве очистного забоя, вблизи сопряжения егос выработкой, в которую поступает исходящая струя воздуха, в этом пункте производятся поперечные газовые съемки;

Вблизи очистного забоя в выработке с исходящей струей воздуха;

В выработке, по которой поступает подсвежающая вентиляционная струя;

В выработках по которым движется исходящий из очистного забоя воздух, вблизи выхода его из выемочного участка.

Замерные пункты должны находиться в 15-20 м от разветвлений, слияний вентиляционных струй и от очистных забоев. В каждом конкретном случае места расположения замерных станций зависит от схемы проветривания выемочного участка и цели проведения газовой съемки

Например, на (рис.14.1) показаны места расположения замерных пунктов для прямоточной схемы проветривания выемочного участка с подсвежением исходящей вентиляционной струи и ее выдачей на выработанное пространство.

В указанных пунктах измеряется поперечное сечение выработки в свету, скорость движения воздуха, а также отбираются пробы воздуха с последующим его анализом в лаборатории. По результатам измерений определяется абсолютная метанообильность во всех пунктах при каждом измерении, а также ее среднее значение за период проведения съемки

Ii= (14.6)

Iср.= (14.7)

где Ci – концентрация метана при i-том замере, %;

Qi – расход воздуха при i-том замере, м3/мин;

Ni – .

Для определения среднего значения метановыделения продолжительность наблюдений должна составлять в пунктах 1, 2, 3, 4 - 6 - 8 часов, в пунктах 5, 6 - 12 - 14 часов в пунктах 8 ,9, 10 - 72часа. Интервал между замерами 30 мин.

Для определения доли метановыделения из выработанного пространства в призабойное и доли метановыделения из пласта в пункте 7 на расстоянии 10-15 м от соряжения лавы с конвейерным бремсбергом (вентиляционным штреком) выполняется поперечная газовая съемка. Место проведения съемки очищается от посторонних предметов (куски породы, лесоматериал и т.п.) и намечается 4-6 точек, в которых измеряется скорость движения воздуха и отбираются пробы воздуха (рис.14.2).

По результатам измерений в системе координат ci L строится график изменения концентрации метана в зависимости от расстояния от плоскости забоя f (ci) (рис 14.3). Если график имеет пологопадающий характер в сторону выработанного пространства (кривая 1) выделение метана из выработанного пространства в призабойное не происходит. Если график имеет минимум (кривая 2) выделение метана из выработанного пространства в призабойное происходит. Для определения доли выделения метана из выработанного в призабойное в системе координат ci mi vi и L строится график функции f (ci mi vi) (кривая 3). Затем из точки минимума на кривой 2 (точка А) восстанавливается перпендикуляр на кривую 3. Доля выделения метана из выработанного пространства в призабойное определяется как отношение площади фигуры NLED к площади фигуры ОМNLED

Kв.п= (14.8)

Доля выделения метана из пласта в призабойное пространство определяется как отношение площади фигуры ONDO к площади фигуры ОМNLED

Kпл= (14.9)

ЛИТЕРАТУРА ПО КУРСУ

1. К.З. Ушаков, А.С. Бурчаков «Аэрология горных предприятий» М. «Недра» 1987.

2. К.З. Ушаков, А.С. Бурчаков «Рудничная аэрология» М. «Недра» 1978.

3. Г.Л.Пигида, Е.А. Будзило, Н.И.Горбунов «Аэродинамические расчеты по рудничной аэрологии в примерах и задачах», Киев 1992.

4. Ф.А. Абрамов, В.А. Бойко «Лабораторный практикум по рудничной вентиляции» М. «Недра» 1966.

5. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. Киев 1994.

6. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. Часть 1, М., 1979.

PAGE 172

3

2

1

20

16

12

8

4

0

4

8

12

16

20

См, %

Ск,%

30 см

25 см

5-25 см

т

М2

М1

0.1-0.15 М

S2=45 м

S1=100 м

4

3

2

1

L

Вентиляционный горизонт

4

2

3

1

S2

S1

3

Рlскв

EMBED Equation.3

К1

К2

К3

К4

Скважина

c

b

Полость Вебера

М

EMBED Equation.3

EMBED Equation.3

Е

n1

n3

n2

К Н

газа

Рис.10.2 - Схема проветривания выемочного участка типа 2-В-Н-г-пт

1

0

Конвейерный бремсберг

Вент.бремсберг

4

+

-

+

_

О.Ш

В.Ш

Рис.2.14 Правило определения знаков (правило гробика)

1

2

3

lскв

EMBED Equation.3

К1

К2

К3

К4

Скважина

c

b

Полость Вебера

М

EMBED Equation.3

EMBED Equation.3

Е

n1

n3

n2

К Н

С А В

К5

К4

К3

К2

К1

Пласт

Скважины

А-А

Б-Б

Б

Б

А

3-5 м

S=8.9 м2

V= 2.22 м/с

Q=1188 м3/мин

т

1-центробежный вентилятор;

2-газоотводящий трубопровод;

3-гибкая гофрированная труба;

4-смесительное устройство;

5-регулировочное окно;

6-клапан-заслонка;

7-перемычка.

20 м

6

5

7

3

2

3

1

4

СН4

А

1-смесительная камера

1

S=8.9 м2

V=0.25 м/с

Q=133 м3/мин

Отработанная лава

1

1

Iв.п4м3/мин

6

5

4

3

3

3

2

1

10

R7=0

С2 %

С3,5%

7

7

1

3

Iвп4м3/мин

2

5

6

4

7

Q

Rп

RФ

H

QФ

Qп

Аmax=f(Iуч)

Iоч=Iуч=Iпл+Iвп

R6=0.045

Iуч

Iв.п

Iоч

Сi,% Сi mi Vi

СН4

1-М-Н-в-вт

Iуч=Iоч=Iпл+Iвп

Аmax=f (Iуч)

Iуч

Iоч

т

м

т

т

м

м

м

Конвейерный бремсберг

9

8

7

6

5

4

3

2

1

Вспомогат.

бремсберг

Лава №1

Лава №2

S=10.4 м2

V= 1.44м/с

Q=899 м3/мин

S= 10.4м2

V= 0.25м/с

Q=156м3/мин

S=8.9 м2

V= 2.0 м/с

Q=1055м3/мин

S=12.8 м2

V=0.92м/с

Q=707 м3/мин

S=12.8 м2

V= 2.47 м/с

Q=1895 м3/мин

S=12.8 м2

V=1.05 м/с

Q=707 м3/мин

S=2.6 м2

V= 3.7 м/с

Q= 574м3/мин

S=10.4 м2

V= 1.13м/с

Q=707м3/мин

S=10.4 м2

V= 1.13 м/с

Q= 707м3/мин

S= 2.6 м2

V=3.7 м/с

Q=574м3/мин

Главный откаточный штрек пл. К2

Вентиляционный штрек лавы №1

Подэтажный штрек

Главный вентиляционный штрек пл. К2

S=12.8 м2

V=2.29 м/с

Q=1762м3/мин

Рис.10.3 - Схема проветривания выемочного участка типа 1-М-З-в-вт

Вспомогательный бремсберг

Конвейерный бремсберг

Лава №1

Лава №2

Главный откаточный штрек пл. К2

Вентиляционный штрек лавы №1

Подэтажный штрек

Главный вентиляционный штрек пл.К2

9

8

Вентиляционный бремсберг

Конвейерный бремсберг

Главный откаточный штрек

пласта К2

Главный вентиляционный штрек пл К2

Лава пл.К2

Вентиляционный штрек пл.К2

7

Рис.9.16 - Схема рассредоточенной установки вентиляторов

0.2 h1

h2.ф

h2

h1

l1

x1

l2

L

Рис.9.14 - К выводу закона распределения давления по длине трубопровода

L

dx

х

ВЦ-11

QВ=585м3/мин

НВ=260 даПа

550 м

15 м

20 м

Qз.с=390 м3/мин

А

Рис.9.10 - Схема проветривания выработки

ВМ-6М

QВ=372 м3/мин

HВ=200 даПа

400 м

8 м

10 м

QЗ.П.=306

м3/мин

Qвс=532 м3/мин

м

м

м

400

300

Н, кПа

200

1

Q, м3/с

80

40

6

5

4

3

2

1

0

1

2

Q2

Q1

Рис. 9.7

Рис. 9.6

8 м

Рис. 9.5

8 м

10 м

60м

30м.

Рис. 9.4

Рис. 9.3

Рис. 9.2

Рис. 9.1

Qmin

Qmax

с

Q

H

2

1

Rmin

H=R*Q2

Rmax

0.75

0.7

0.65

=0.6

О.П.И.

0.9 Hmax

250 300 350 400 450

Х0

Х0

Рис. 5.16

А(x,y)

Y

Х

(5.58)

(5.57)

c

b

R4=0.086

R3=0.564

3

R5=0.052

R2=0.204

R1=0.125

2

Рис.6.1

R1

q1

R3

q3

R4

q4

R2

q2

R5q5

Рис.5.15

4

3

2

1

Q

R5,q5

R4

q4

R3
q3

R2

q2

R1

q1

Рис.5.14 – Схема простого диагонального соединения

4

3

2

1

Рис.5.13

6

5

4

3

2

1

Рис.5.12

4

3

2

1

Н=150 даПа

0.01

5

0.084

4 7

0.35 а

1.12

б

0.32

а

0.17

3

0.074

2

0.0076

0 1

0.58 б

0.017

0.08

Рис.5.11.Схема вентиляционных соединений

Рис.5.10 Сложное параллельное соединение

5

4

3

2

1

Рис.5.9. Простое параллельное соединение

Rn, qn, hn

Ri, qi, hi

R2, q1, h2

R1, q1, h1

2

1

0 R1 1 R2 2 i-1 Ri i n-1 Rn n

q1 h1 q2 h2 qi hi qn hn

Рис.5.7 Диагональное соединение горных выработок

11

9

8

7

6

5

4

3

2

10

1

11

10

9

8

7

6

5

4

3

2

1

Рис.5.5 Последовательное соединение горных выработок.

4

3

2

1

4

3

2

1

Рис.5.6 Параллельное соединение горных выработок

8

7

4

3

6

5

2

1

8

7

6

5

4

3

2

1

5

4

3

2

1

В

5

4

3

2

1

Q4

Q3

Q2

Q1

Рис.5.2 Аэродинамическая схема вентиляционной сети

12

11

10

9

8

7

6

5

4

3

2

1

Откаточный штрек

м

т

т

т

а)

т

м

м

Лава №2

Лава №1

Главный ствол

Вент. ствол

12

11

Рст

Рст

Рст

Рст+Рдин

Рис.2.15 Схема к пояснению процесса формирования внезапного выброса угля и газа

1

Р1

2

Р2

3

Р3

Р,, кг/см2

СН4

L, м

Откаточный горизонт

10

8

9

7

6

5

4

3

2

1

2

2

1

L

F

Р2

Р1

1

H

Z1

S1

V1

n

m

в1

а1

в

а

Р2

Z2

S2

d1

d

P2

m1 n1

c v2 c1

Р2

Р1

+

-

h0

h1

а

2

d

0.3d

10-12d

3d

1

м

б)

1.

2.

+

-

6

5

3

2

Рис.10.4 - Схема проветривания участка

5

4

3

2

1

Рис.14.2 - Схема расположения точек замера скорости движения воздуха и отбора проб воздуха в поперечном сечении лавы.

1

0

Рис.6.2 - Последовательная работа вентиляторов

Рис.6.4 - Комбинированная работа вентиляторов

В2

В1

R

В1, В2

В1+В2

R2

R1

Q

H

1

2

H1=H2

H1+H2

Q1=Q2

3

4

H1+H2

H1=H2

Q1=Q2

Рис.6.5 - Графический анализ работы двух одинаковых вентиляторов установленных последовательно

В1+В2

В2

В1

Н

Q

R2

R1

R3

1

2

3

4

5

6

7

Рис.6.6 - Графический анализ совместной работы двух разных вентиляторов установленных последовательно методом суммарных характеристик вентиляторов

В2

В1

R

Н

В2

В1

R

RА

1

2

Q

Q1=Q2

H1

H2

В2

В1

R

Рис 6.7 - Графический анализ совместной работы двух разных вентиляторов установленных последовательно методом активизированных характеристик сети

R1

R2

R3

Q1=Q2

Q1+Q2

H1=H2

1

2

4

Q

H

В1, В2

3

5

В2

В1

R

В2

В1

R

R2

R1

R3

1

2

3

H1=H2

Q1

Q2

Q1+Q2

В1

В2

4

5

Н

Q

RА

R

В2

В1

1

Q1

Q2

Q

H

2

Рис.6.10 - График к определению рабочего режима при параллельной работе вентиляторов методом активизированных характеристик сети.

В1

R

В2

R0

Q0

O

R2

Q2

R1

Q1

В2

В1

5

4

3

2

H

H2

H1

1

H0

Q0=Q1+Q2

Q2

Q1

B EMBED Equation.3 EMBED Equation.3

B EMBED Equation.3

B1

B2

B EMBED Equation.3 +B EMBED Equation.3

R2

R1

R0

Q

Рис.5.11 - График к определению рабочего режима при параллельной работе вентиляторов имеющих индивидуальные участки

Рис.6.3 - Параллельная работа вентиляторов

Н

1

2

1

2

hе

Р0

Перемычка

Рис.6.1 - Схема к определению естественной тяги в дух сообщающихся стволах при одинаковых (а) и различных (б) высотных отметках их устьев

Н2 Н1

1

2

3

4

5

Н3

Р0

1

2

3

hе1

hе2

Рис.7.2 - Схема к определению депрессии естественной тяги при одновременном соединении между собой на нескольких горизонтах

а

б

Qв.р

Б

hе

1

2

1>2

а

Н1-2

Н2-3

Н

1

1

1

2

3

4

2

hе

1

2

1 > 2

А

б

в

EMBED Equation.3

EMBED Equation.3

Шибер

Н

1 1

2 2

dz

о

z

Р0

EMBED Equation.3 1

р1

р2

Ствол №1

Ствол №2

1

3

4

Q

+h

+hе

-hе

-h

Q2 Q0 Q1

2

+hе

-hе

Rc

0

а

b

c

Ri

I

I

II

II

v1

v2

Рис.8.2 - Схема движения воздуха через вентиляционное окно

R2, q EMBED Equation.3

R1, q11

R0, Q0

R3, Q0

Rок

Q

R1,q1

R3,q3

R5,q5

R2,q2

R4,q4

1

2

3

4

Рис.7.4 Схема к расчету депрессии вентиляционных окон при регулировании распределения воздуха в диагональном соединении горных выработок

R1,Q EMBED Equation.3

R EMBED Equation.3 ,Q EMBED Equation.3

Q

Рис.8.5 Схема к регулированию распределения воздуха в параллельном соединении

R0, Q0

H1

H2

R3, Q0

R1, Q1

R2, Q2

Рис.7.6 Схема к расчету распределения воздуха в простом параллельном соединении при помощи вспомогательного вентилятора.

R1, Q1

R2, Q2

R0 R3

Q0

H1

H2

Рис.8.7 Схема вентиляционных соединений к расчету распределения воздуха в простом параллельном соединении при помощи вспомогательного вентилятора

R0

Q0

R1, Q1

R2, Q2

q2

q1

R0,Q0

Rу.1, q1

Rу.2, q2

R1, Q1

R2,Q2

Qв.1, Н1

Qв.2, Н2

Рис. 8.9 Схема к расчету регулирования распределения воздуха по крыльям шахтного поля при фланговой схеме проветривания методом настройки вентиляторов

3

Рис.8.9 - Графоаналитическое определение режима работы вентилятора 2

H

Q

1

H2=f (Qв.2)

Н2=Rу.2*q EMBED Equation.3

3

2

hст, даПа

320

280

240

200

160

120

Qв.ф

hв.р

hв.ф

500

Б

А

hст, даПа

320

280

240

200

160

120

Q, м3/с

80

40

6

5

4

3

2

1

0

100

-400

-300

-200

-100

00

0,8

0,75

0,7

0,65

0,6

0,55

0,5

0,45

4

3

Рис.9.15 - Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-8М

2

4,5

3,5

2,5

1,5

1

0,5

0

Q,м3/с

14

12

10

8

6

4

2

Главный вент. штрек

Главный отк. штрек

Iуч, Iоч, Iпл- абсолютная метанообильность, соответственно участка, очистного забоя и пласта, м3/мин.

Рис.2.3 Схема проветривания выемочного участка типа 1-М-Н-в-вт.

Рис.14.1 - Схема расположения замерных станций при проведении газовых съёмок на выемочных участках

L, м

f(ci)

1

f (ci)

2

f (ci mi vi)

3

О

А

M

N

L

E

D

Рис.14.3 - Графики зависимости функций f (ci) и f (ci mi vi)

Рудничная аэрология