Аэрология горных предприятий

22

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРОЗОВАНИЯ И НАУКИ УКРАИНЫ

ДОНБАССКИЙ ГОРНОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ

ГОРНЫЙ ФАКУЛЬТЕТ

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

ПО ПРЕДМЕТУ «АЭРОЛОГИЯ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ»

Выполнил студент группы ГИ-99-1

Иванов И.И

Руководитель проекта

доц. Горбунов Н.И

АЛЧЕВСК-2004

Исходные данные

Наименование параметров	Единицы измерения	Значения параметров
Размеры шахтного поля:
по простиранию	км	7.5
по падению	км	1.2
Мощность пластов:
К1	м	0.30
К2	м	0.9
К3	м	1.0
К4	м	0.5
Расстояние между пластами по нормали:
К1-К2	м	40
К2-К3	м	45
К3-К4	м	95
Угол падения пластов	град.	62
Марка угля		К
Влажность угля	%	1.4
Зольность угля	%	16.8
Выход летучих веществ	%	20.0
Природная метаноносность пластов	м3/т.с.б.м	20.0
Глубина зоны метанового выветривания	м	160
Мощность наносов	м	60

Схему вскрытия шахтного поля, способ подготовки, систему разработки, производственную мощность шахты, нагрузку на очистные забои, скорость проведения тупиковых выработок, их количество, площади поперечного сечения и тип крепи всех горных выработок, выемочную технику в очистных забоях и способ проведения горных выработок, а также другие недостающие данные принимаются студентом самостоятельно в.зависимости от горно-геологических условий.

ПЕРЕЧЕНЬ ОСНОВНЫХ ВОПРОСОВ, ПОДЛЕЖАЩИХ РАЗРАБОТКЕ:

1. Выбрать способ и схему проветривания шахту;

2. Разработать схему проветривания шахты в соответствии с требованиями ПБ (Инструкция по составления вентиляционных планов ПБ);

3. Составить схему вентиляционных соединений;

4. Выполнить прогноз метанообильности подготовительных выработок, очистных забоев и выемочных участков;

5. Рассчитать количество воздуха необходимого для проветривания тупиковых выработок, очистных забоев, выемочных участков, камер и других объектов проветривания.

6. Выбрать средства проветривания тупиковых выработок;

7. Рассчитать количество воздуха для проветривания вентиляционных участков и шахты в целом;

8. Определить минимальную и максимальную депрессию шахты на первый период ее эксплуатации (на период 20-25 лет).

9 .Выбрать вентилятор главного проветривания и определить его резерв по производительности.

Введение

Добыча угля подземным способом связана с выделением в рудничную атмосферу взрывчатых, ядовитых, удушливых газов, пыли, тепла и влаги, поэтому основной задачей рудничной аэрологии является изучение теоретических основ и практических путей обеспечения нормального состава и состояния рудничной атмосферы.

Проветривание шахт это комплекс горнотехнических мероприятий, который обеспечивает жизнеспособность любой шахты, а учитывая тенденцию увеличения глубины разработки, повышения выделений в горные выработки газов, тепла и пыли, рудничная аэрология остается одной из наиболее приоритетных областей горной науки.

Каждый горный инженер, работающий на шахте, обязан знать процессы, происходящие в рудничной атмосфере, и уметь контролировать их таким образом, чтобы работа в шахте была в наивысшей степени безопасна.

От качества проветривания горных выработок во многом зависит работа всего горного предприятия и поэтому студент, который хочет стать настоящим горным инженером обязан знать рудничную аэрологию и уметь пользоваться своими знаниями.

Данный курсовой проект является для студента проверкой его знаний и навыков полученных в процессе изучения дисциплины «Аэрология горных предприятий». В процессе выполнения проекта студент на конкретном примере может проявить свои способности в области проектирования проветривания шахт.

1. Выбор схемы, и способа проветривания шахты, и выемочных участков

Основой для разработки схемы проветривания шахты являются схема вскрытия шахтного поля, способ подготовки, система разработки, а также тип и схема околоствольного двора.

Согласно заданию шахтное поле имеет размеры по простиранию 7500 м, а по падению 1200 м. К разработке принимается два пласта, пласт К₂ мощностью 0.9 м и пласт К₃ мощностью 1.0 м. Угол падения пластов 62⁰.

Выбор всех параметров, входящих в технологическую схему шахты, производим в соответствии с нормами технологического проектирования и прогрессивными технологическими схемами разработки пластов на угольных шахтах.

Схему вскрытия шахты принимаем двумя вертикальными стволами и этажными квершлагами. Подготовка шахтного поля этажная, система разработки столбовая, с группированием пластов на передний промежуточный квершлаг Шахтное поле разбиваем по падению на 8 этажей. Наклонная высота этажа 150 м, длина лавы 140 м. Расстояние между промежуточными квершлагами 500 м. Проект проветривания шахты разрабатываем на период 25 лет. За это время будет отработано 4 этажа. Глубинно ведения горных работ при отработке третьего этажа определится по формуле

Н_с= 4 L_н Sin?+ Н_н (1.2)

где L_н - наклонная высота этажа, м;

Н_н - мощность наносов, м.

Н_с= 4 150 Sin62+ 60=590 м.

Тип и схему околоствольного двора выбираем в зависимости от места расположения околоствольного двора по отношению к разрабатываемым пластам и суточной нагрузки на шахту. С целью уменьшения потерь угля в охранных целиках стволы располагаем в лежачем боку пластов

Суточную нагрузку на шахту определяем по формуле

А_ш= ,т/с (1.2)

где n - количество действующих очистных забоев по пласту; проектом предусматриваем два действующих и один погашаемый очистных забоев по каждому пласту;

А - нагрузка на очистной забой, т/сут.

Согласно заданию нагрузку на очистной забой для пластов крутого падения определяем по формуле

А=400 m, т/сут (1.3)

где m - мощность пласта, м.

А_К=0.9 400=360 т/сут

А_К=1.0 400=400 т/сут

А_ш=2 360+2 400=1520 т/сут.

Согласно [2], принимаем околоствольный двор петлевого типа для шахт с проектной мощностью до 4000 т/сут с откаткой грузов в вагонетках ВД-3 электровозами 13АРП.

Для выемки угля в очистных забоях предусматриваем механизированный комплекс КГУ с комбайном «Темп-1».

Транспорт угля по конвейерному штреку и промежуточному квершлагу осуществляется пластинчатым изгибающимся конвейером П-65, а по групповому полевому штреку электровозами в вагонетках.

Таким образом, принимаем центральную схему проветривания шахты и схему проветривания выемочного участка типа 1-М-Н-в-вт. Схема проветривания шахты представлена на листе графической части проекта.

Способ проветривания шахты принимаем всасывающий, как наиболее эффективный и традиционный.

2. Прогноз относительной и абсолютной метанообильности очистных, подготовительных забоев, выемочных участков и шахты

Прогноз метанообильности тупиковой выработки.

Прогноз выполняем для конвейерного и вентиляционного штреков, как наиболее типичных для заданных условий выработок. Согласно [4] принимаем типовоесечение выработок. Поперечное сечение выработок в свету 10.4 м². Длину тупиковых выработок принимаем равной расстоянию между промежуточными квершлагами 500 м.

Выработки проводится буро-взрывным способом. Скорость проведения 6 м/сут.

Прогноз метанообильности выполняем по методике [1], согласно которой, метановыделение в тупиковую выработку, проводимую по угольному пласту, определяется по формуле

I_п=I_пов+I_оуп, м³/мин (2.1)

где I_пов- метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м3/мин;

I_оуп- метановыделение из отбитого угля, м³/мин.

Метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта определяется по формуле

I_пов=2.3 10^-2 m_п V_п (x-x₀) k_т, м³/мин (2.2)

где m_п - полная мощность угольных пачек пласта, м;

V_п - проектная скорость подвигания забоя выработки, м/сут;

x- природная метаноносность пласта, м³/т; определяется по формуле

x=x_г*K_W.A, м³/т (2.3)

где K_W.A-поправочный коэффициент, учитывающий влажность угля W_р и зольность A_з

K_W.A=0.01(100-W_р-A_з), (2.4)

A_з=16.8 %, W_р=1.4%, тогда K_W.A=0.82, а x=20*0.82=16.4 м³/т;

x₀-остаточная метаноносность угля, м³/т; определяется по формуле

x₀=x_о.г* K_W.A,м³/т (2.5)

x_о.г- остаточная метаноносность угля ,м³/т.с.б.м; определяется по табл.3.1 /1/ в зависимости от выхода летучих веществ V^г. В нашем примере V^г=20.0 %, тогда x_о.г=3.0 м³/т.с.б.м., а x₀=0.82*3.0=2.5 м³/т ;

k_т - коэффициент, учитывающий изменение метановыделения во времени.

Значение k_т выбираем по табл. 3.2 [1] в зависимости от времени Т_пр прошедшего от начала проведения выработки до момента определения I_пов

Т_пр=, сут (2.6)

L_п - длина тупиковой выработки, м (L_п=500 м)

Т_пр= сут

При Т_пр=83 сут k_т=0.85.

Определяем метановыделение с обнаженной поверхности при проведении выработки по пласту k₃

I_пов.k=2.3 10^-2 1.0 6.0 (16.4-2.5) 0.85=1.63 м³/мин

Проектом предусматривается опережающая отработка пласта k₃ по отношению к пласту k₂. Определим надработывается ли пласт k₂ пластом k₃. Для этого определим расстояние по нормали (М_р) между разрабатываемым пластом и сближенными пластами, при котором метановыделение из последнего практически равно нулю, м

При надработке крутых пластов М_р определяется по формуле

М_р=k_у.к m_в.пр (1.2-Cos?) (2.7)

где k_у.к -коэффициент, учитывающий влияние способа управления кровлей; при полном обрушении k_у.к=60;

m_в.пр - вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м.

М_р=60 1.0 (1.2-Cos62)=43.8 м.

Фактическое расстояние между пластами k₂, k₃ 45 м, поэтому пласт k₂ не будет надрабатыватся пластом k₃.

Определяем метановыделение с обнаженной поверхности при проведении выработки по пласту k₂

I_пов.k=2.3 10^-2 0.9 6.0 (16.4-2.5) 0.85=1.47 м³/мин

Метановыделение из отбитого угля при проведении выработки буро-взрывным способом определяется по формуле

I_оуп=9*10^-3 S_уг l_вз ? (х-х₀), м³/мин (2.8)

где S_уг - площадь сечения выработки по углю в проходке, м²; при проведении выработки по пласту k₂ S_уг=3.6 м², а по пласту k₃ S_уг=4.0 м²;

l_вз - подвигание угольного забоя за взрывание, м; l_вз=2.0 м;

? - объемный вес угля, т/м³; ?=1.45 т/м³.

Определяем метановыделение из отбитого угля при проведении выработок по пластам k₂, k₃.

I_{оуп. k2} = I_оуп=9*10^-3 3.6 2.0 1.45 (16.4-2.5) =1.30 м³/мин

I_{оуп. k3} = I_оуп=9*10^-3 4.0 2.0 1.45 (16.4-2.5) =1.45 м³/мин

Определяем метанообильность выработок по пластам k₂, k₃.

I_п.k2 =1.47+1.3=2.77 м³/мин

I_п.k3 =1.63+1.45=3.08 м³/мин

Максимальное метановыделение в призабойное пространство выработки при ведении взрывных работ по углю определяется по формуле

I_з.п.max=0.05*S_уг*l_в.з* (x-x₀), м³/мин (2.9)

Метановыделение в призабойное пространство ярусных штреков по пластам k₂, k₃ составит:

I_{з.п.max. k2}=0.05*3.6*2.0*1.45 (16.4-2.5) = 7.2 м³/мин

I_{з.п.max. k3}=0.05*4.0*2.0*1.45 (16.4-2.5) = 8.0 м³/мин

Прогноз метанообильности очистных забоев и выемочных участков

Относительную метанообильность выемочного участка и очистного забоя определяем по природной метаноносности по методике изложенной в разделе 3.3 [1]

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 (q_пл, м³/т), сближенных угольных пластов (q_сп, м³/т) и вмещающих пород (q_пор, м³/т), т.е

q_уч=q_пл+q_сп+q_пор (2.10)

Метановыделение при отработке пласта k₃

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

q_пл=q_о.п+q_о.у+k_э.п(x-x_о) (2.11)

где k_э.п- коэффициент, учитывающий эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка; проектом предусматривается безцеликовая отработка пласта, тогда k_э.п=0.03;

х_о-остаточная метаноносность угля, оставляемого в выработанном пространстве, м³/т

х_о=0.01*х_о.г*(100-А^з-W^р) (2.12)

х_о.г -остаточная метаноносность угля, м³/т.с.б.м;

q_о.п- относительное метановыделение из очистного забоя, определяется по формуле

q_о.п=0.85*х*k_пл*ехр(-n) (2.13)

k_пл- коэффициент, учитывающий влияние системы разработки на метановыделение из пласта; согласно [1] для столбовой системы разработки рассчитывается по формуле

k_пл= (2.14)

где b_з.д- ширина условного пояса газового дренирования, м; определяется по табл. 3.5 [1] в зависимости от выхода летучих веществ. При V^daf=20 % b_з.д=17.0 м.

k_пл=

n- показатель степени, зависящий от скорости подвигания очистного забоя (v_оч, м/сут), выхода летучих веществ из угля (V^daf,%) и глубины разработки (Н, м );

n=а₁v_оч ехр(-0,001Н+b₁ V^daf) (2.15)

где а₁, b₁-коэффициенты, значения которых принимается в зависимости от выхода летучих веществ; согласно [1 стр.34] при V^daf< 22 % а₁=1.435, а,b₁= - 0.051;

Cкорость подвигания очистного забоя определяем исходя из планируемой нагрузки на очистной забой с учетом возможного перевыполнения плана добычи

А_сут k_д = l_очv_очm_п, (2.16)

где объемный вес угля

k_д - коэффициент, учитывающий возможность перевыполнения плана добычи; k_д=1.15

v_оч=,м/сут (2.17)

v_оч=;

Н - глубина разработки, м.

n=1.435*2.27*ехр(-0.001*590-0,051*20)=0.65

Определяем относительное метановыделение из очистного забоя

q_о.п=0.85*16.4*0.79*ехр(-0.65)=5.7 м³/т

Метановыделение из отбитого угля пласта

Относительное метановыделение из отбитого угля (q_о.у) определяется по формуле

q_о.у=, (2.18)

где - относительное метановыделение из отбитого угля в лаве, м³/т;

=х*k_пл[1-0.85ехр(-n)]*(b₂k_ту+b₃k) (2.19)

- относительное метановыделение в конвейерном штреке, м³/т

=х*k_пл[1-0.85ехр(-n)b₂*k (2.20)

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.;

k_ту, k,k- коэффициенты, учитывающие степень дегазации отбитого от массива угля соответственно в очистной выработке на конвейере (k_ту), на почве в лаве (k), и на конвейере в выработке выемочного участка (k), доли ед;

k_ту= (2.21);

k= (2.22)

k= (2.23)

Т-время нахождения отбитого угля на конвейере в лаве, мин;

-время нахождения отбитого от массива угля на почве в лаве, мин.

Т-время нахождения отбитого от массива угля по при его транспортировании по выработкам в пределах выемочного участка, мин; определяется по формуле

Т= (2.24)

- протяженность выработки с i-м видом транспорта, м;

- скорость транспортирования угля на участке ,м/с;

-коэффициенты, характеризующие газоотдачу из отбитого угля; принимается при дегазации отбитого угля Т_у 6 мин, соответственно равными 0.052 и 0.71, а при Т_у 6 мин а

Технология комбайновой выемки угля на крутых пластах предусматривает:

1. Одностороннюю выемку угля в лаве;

2. Самотечное движение угля по лаве, при этом время движения не превышает 20-25 с;

3. Накопление угля в магазинном уступе с последующей его погрузкой в вагонетки и транспортированием за пределы выемочного участка.

В связи с этим время нахождения угля на выемочном участке на крутых пластах принимается по проекту, но не более 120 мин. Тогда при комбайновой выемке крутых пластов можно принять, что k_ту=0, k=0, а k определится по формуле (2.23).Принимаем время нахождения угля на выемочном участке 60 мин, тогда

k=0.118 60^0.25 - 0.052*0^0.71=0.33

Определяем метановыделение из отбитого угля за время его нахождения на выемочном участке

=16.4*0.79 [1-0.85ехр(-0.65) ]1.0*0.33=2.4 м³/т

q_о.у=0+2.4=2.4 м³/т

Определяем метановыделение из разрабатываемого пласта

q_пл=5.7+2.4+0.03 (16.4-2.5)=8.6 м³/т

Расчет метановыделения из сближенных угольных пластов (спутников)

Относительное метановыделение из спутников определяется по формуле

q_сп= (2.25)

Относительное метановыделение как из подрабатываемого q_сп.пi , так и надрабатываемого q_сп.нi определяется по формуле

q_сп.К2 =1.14v (2.26)

где m_сп.i- суммарная мощность спутника, м;

х_сп.i- природная метаноносность спутника, м³/т;

х_0i- остаточная метаноносность спутника, м³/т;

m_в- вынимаемая мощность разрабатываемого пласта, м;

М_сп.i- расстояние по нормали между кровлей разрабатываемого и почвой сближенного (при подработке) пластов и между почвой разрабатываемого и кровлей сближенного (при надработке) пластов, м

М_р- расстояние по нормали между разрабатываемым пластом и сближенными пластами, при котором метановыделение из последнего практически равно нулю, м

Величина М_р при подработке крутых пластов определяется по формуле

М_р= k_у.к m_в.пр (1.2+Cos?), (2.27)

а при надработке по формуле (2.8)

где m_в.пр- вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;

k_у.к- коэффициент, учитывающий способ управления кровлей; при полном обрушении принимается-60;

Определяем величину подработки пластом k3

М_{р k3}=60 1.0 (1.2+Cos62)=100 м.

Величина надработки пластом k₃ определена ранее (см. стр.6) и составляет 43.8 м. Согласно заданию на курсовой проект расстояние по нормали между пластами k₂, k₃ 45 м, k₃, k₄ 95 м, следовательно, выделение метана с пласта-спутника k₂ в выработки пласта k₃ не будет, а со спутника k₄, определится по формуле (2.26)

q_сп.k4 =1.14 2.27 =0.3 м³/т

Расчет метановыделения из вмещающих пород

Согласно [1] метановыделение из пород определяется по формуле

q_пор=1,14v, (2.28)

где k_с.п- коэффициент, учитывающий способ управления кровлей и литологический состав пород, доли ед. При полном обрушении k_с.п=0.00106.

Н₀ - глубина зоны газового выветривания, м

q_пор=1,14*2.27^-0.4(16.4-2.5) 0.00106 (590-160)=5.2 м³/т

Определяем относительную метанообильность выемочного участка по пласту k₃

q_уч=8.6+ 0.3 +5.2=14.1 м³/т

Определяем абсолютную метанообильность очистного забоя и выемочного участка по пласту k₃ .Участок проветривается по схеме типа 1-М, следовательно, метанообильность выемочного участка I_уч будет равна метанообильности очистного забоя I_оч

I_уч =I_оч= м³/мин , (2.29)

I_уч =I_оч= м³/мин ;

Метановыделение из разрабатываемого пласта

Относительное метановыделение из разрабатываемого пласта определяется по формуле (2.11), из очистного забоя по формуле (2.13), а из отбитого угля по формуле (2.20)

q=0.85*16.4*0.79*ехр(-0.65) =5.7 м³/т

=16.4*0.79 [1-0.85ехр(-0.65) ]1.0*0.32=2.4 м³/т

q_о.у=0.0+2.4=1.58 м³/т

Определяем метановыделение из разрабатываемого пласта

q_пл=5.7+2.4+0.03 (16.4-2.5)=8.6 м³/т

Расчет метановыделения из сближенных угольных пластов (спутников)

Определяем величину надработки М_р для пласта k₂ по формуле (2.8)

М_р.k2=60 0.9 (1.2-Cos62)=39.4 м.

Определяем величину подработки М_р для пласта k₂ по формуле (2.27)

М_{р k2}=60 0.9 (1.2+Cos62)=90 м.

Согласно заданию на курсовой проект расстояние по нормали между пластами k₁, k₂ 40 м, а k₂, k₄ 140 м, следовательно, выделение метана со спутников k₁,k₄ в выработки пласта k₂ не будет.

Расчет метановыделения из вмещающих пород

Определяем относительное метановыделение из пород по формуле (2.28)

q_пор=1,14*2.27^-0.4(16.4-2.5) 0.00106 (590-160)=5.2 м³/т

Определяем относительную метанообильность выемочного участка по формуле (2.10)

q_уч=8.6+ 0 +5.2=13.8 м³/т

Определяем абсолютную метанообильность очистного забоя и выемочного участка по пласту k₃ .Участок проветривается по схеме типа 1-М, следовательно, метанообильность выемочного участка I_уч будет равна метанообильности очистного забоя I_оч

I_уч =I_оч= м³/мин ;

I_уч =I_оч= м³/мин ;

Прогноз относительной и абсолютной метанообильности шахты

Метанообильность шахты определяется как суммарное метановыделение горных выработок шахтопласта

м³/т (2.34)

где q_шп.i - относительная метанообильность выработок i-го шахтопласта, м³/т; А_з.i - зольность угля i-го пласта, %;

А_з.г.i - зольность горной массы при разработке i-го пласта, %.

Относительная метанообильность выработок i-го пласта определяется по формуле

q_ш.п.i= м³/т (2.35)

где n_уч - число одновременно действующих участков в пределах шахтопласта;

q_уч.i - относительная метанообильность i-го выемочного участка, м³/т;

А_уч.i - среднесуточная добыча из участка, т;

K_ст - коэффициент, учитывающий метановыделение из пространств ранее отработанных этажей. Согласно [1], если вентиляционная выработка примыкает к выработанному пространству ранее отработанных этажей k_ст=0.35;

- метановыделение из выработок проводимых за пределами выемочных участков, м³/мин;

- метановыделение из одновременно погашаемых выемочных участков, м³/мин; принимается для каждого выемочного участка в размере 50 % от метановыделения действующего выемочного участка;

- метановыделение из монтажных выработок, м³/мин;

q_под - метановыделение в поддерживаемые транспортные выработки из отбитого угля за пределами выемочных участков, м³/т.

В соответствии с разработанной схемой проветривания шахты при расчете относительной метанообильность шахты принимаем:

1. Зольность горной массы на 25 % выше зольности угольного пласта (21 %);

2. Два действующих очистных забоев по каждому пласту;

3. Четыре пластовых штрека (два конвейерных и два вентиляционных) в проходке по каждому пласту;

4. Монтажных выработок не предусматриваем;

5.Метановыделение в поддерживаемых транспортных выработках из отбитого угля за пределами выемочных участков не учитываем, так как при принятой схеме проветривания шахты оно незначительно.

Определяем относительную метанообильность пласта k₂

q_ш.п.k.2= м³/т

Определяем относительную метанообильность пласта k₃

q_ш.п.k.2= м³/т

Определяем относительную метанообильность шахты по формуле (2.34)

q_ш= =51.2 м³/т

Абсолютная метанообильность шахты определяется по формуле

I_ш= м³/мин (2.36)

I_ш= м³/мин

Проектируемая шахта относится к сверхкатегорным по выделению метана.

3. Расчет максимально допустимой нагрузки на очистной забой по метановыделению

Расчет максимально-допустимой нагрузки на очистной забой по газовому фактору производим согласно пункту 7.1[1]. Максимально допустимая нагрузка определяется по формуле

А_max=A_p (3.1)

где Q_р- 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] Для схемы типа 1-М

Q_р=60 S_оч.min V_max k_ут.в (3.2)

где S_оч.min - минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистного забоя, м²; принимается по табл.6.5 [1]. Для комплекса КГУ минимальное поперечное сечение призабойного пространства по пласту k₂ S_оч.min.k2=2.7 м², а по пласту k₃ S_оч.min.k3 =3.0 м²;

k_ут.в - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в приделах выемочного участка; принимается по табл.6.6. k_ут.в=1.35

Q_р.k2=60 2.7 4.0 1.35=875 м³/мин

Q_р.k3=60 3.0 4.0 1.35=972 м³/мин

Максимальная нагрузка на очистной забой по метановыделению по пластам составит

А_max.k2=360 3.45^-1.67=750 т.сут

А_max.k2=400 3.9^-1.67=836 т.сут

Максимальная нагрузка на очистные забои по пластам больше расчетной нагрузки, поэтому мероприятия по снижению метановыделения не предусматриваем.

4. Расчет количества воздуха и выбор средств проветривания для тупикових выработок

шахта вентиляционный выработка забой

Выполняем расчет проветривания конвейерного и вентиляционного штреков по пластам k₂, k₃, как наиболее типичных для заданных условий выработок. Так как технология и условия проведения конвейерного и вентиляционного штреков аналогичны, расчет выполняем для одной выработки по пласту k₂ и для одной выработки по пласту k₃.

Расчет выполняем по методике /1/,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

Q_з.п= м³/мин (4.1)

где S - поперечное сечение выработки в свету,м²; согласно [2] принимаем типовое сечение S=10.4 м²;

l_з.тр- расстояние от конца вентиляционного трубопровода до забоя выработки, м: Принимается согласно требованиям ПБ;

K_т.д..- коэффициент турбулентной диффузии. Принимается равным 1.0 при

S10 м² и 0.8 при большем сечении выработки;

С_max-допустимая максимальная концентрация метана в призабойном пространстве после взрывания по углю; принимается в соответствии[1] равной 2%;

С₀-концентрация метана в струе воздуха поступающей в выработку, %; принимается в соответствии с /1/ равной 0.05 %.

I_з.п.max-максимальное метановыделение в призабойном пространстве после взрывания по углю, м³/мин.; I_{з.п.max. k2}=7.2 м³/мин, I_{з.п.max. k3}= 8.0 м³/мин (см. п.2),

Определяем количество воздуха, которое необходимо подавать в забой ярусного штрека по пластам k₂, k₃

Q_з.п.k2.==304 м³/мин

Q_з.п.k3.==357 м³/мин

Определяем расход воздуха по средней минимально допустимой скорости движения воздуха

Q_з.п=60*V_п.min*S, м³/мин (4.2)

где V_п.min-минимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в выработке, м/с; для шахт опасных по метану V_п.min=0.25 м/с

Q_з.п=60*0.25*10.4=156.0 м³/мин

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

Q_з.п=20*V_з.min*S, м³/мин (4.3)

где V_з.min-минимально допустимая ПБ скорость воздуха в призабойном пространстве выработки в зависимости от температуры и относительной влажности воздуха, м/с; принимается по табл.8.3 ПБ.

Температуру воздуха в призабойном пространстве выработки определяем по формуле

t_в=t_п-2 ,C (4.4)

t_п- температура пород на глубине ведения горных работ Н_п, определяется по формуле

t_п=t₁+,С (4.5)

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

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

t_п=9+;

t_в=27.7-2 =25.7C

Относительную влажность воздуха принимаем 75 %, тогда согласно табл.8.3 ПБ V_з.min=1.0 м/с

Q_з.п=20*1.0*10.4=208 м³/мин

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

Q_з.п.=6 n м³/мин (4.6)

Q_з.п=6*8=48 м³/мин

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

Q_з.п= м³/мин (4.7)

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.;

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

V_вв=100*В_уг+40*В_пор, л (4.8)

В_уг, В_пор -масса одновременно взрываемых ВВ по углю и по породе, соответственно, кг; Если взрывание по углю и по породе производится раздельно то при расчете Q_з.п. принимается большее из произведений входящих в формулу (4.8). Предусматриваем раздельное взрывание по углю и по породе. Расход ВВ по углю при проведении штреков по пласту k₂ 14 кг, по пласту k₃ 16, а по породе по пласту k₂ 16 кг, а k₃ 14 кг. Следовательно, расчет необходимо выполнять при взрывании по углю

V_вв.k2=100*14+40*0 =1400 л,

V_вв.k3=100*16+40*0=1600 л;

-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 .В нашем примере = 500 м;

К_об- коэффициент, учитывающий обводненность выработки; принимается по табл.5.1 [1] К_об=0.8

К_ут.тр- коэффициент ,учитывающий утечки воздуха в вентиляционном трубопроводе; определяется согласно пункту 5.3.3 (табл.5.4).При длине меньше критической длины, значение К_ут.тр принимается для длины , и при l_п.кр для критической длины l_п.кр. Принимаем гибкие матерчатые трубы типа 1А диаметром 0.8 м. Тогда, принимая во внимание наибольшие значения полученных ранее расходов воздуха по пластам Q_з.п.k2=304.0 м³/мин, Q_з.п.k3=357 м³/мин К_ут.тр.k2=1.3, а К_ут.тр.k3=1.33

Расход воздуха, который необходимо подавать в забои штреков по пластам k₂, k₃ по ядовитым газам образующимся при ведении взрывных работ

Q_з.п.k2= =195 м³/мин

Q_з.п.k3= =202 м³/мин

Для выбора ВМП принимаем по пласту k₂ Q_з.п.k2=304 м³/мин , а по пласту k₃ Q_з.п.k3=357 м³/мин , по выделению метана.

Определяем необходимую производительность вентиляторов

Q_в=Q_з.п.*К_ут.тр, м³/мин (4.9)

Q_в.k2=304*1.31=398 м³/мин Q_в.k2=6.6 м³/с,

Q_в.k3=357*1.33=475 м³/мин Q_в.k3=7.9 м³/с

Определяем необходимое давление вентиляторов

h_в=,кг/м² (даПа) (4.10)

где R_тр.г- аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода, к; определяется по формуле

R_тр.г=r_тр*(l_тр+20 d_трn₁+10d_трn₂) (4.11)

r_тр- удельное аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода без утечек воздуха к/м; Для труб діаметром 0.8 м r_тр=0.0161 к/м (/1/,стр.87);

d_тр- диаметр гибкого трубопровода, м;

n₁, n₂-число поворотов трубопровода, соответственно под углом 90⁰ и 45⁰ .

R_тр.г.k3=0.0161 (500+20 0.8 1.0*0+10 1.0 0)=8.3 к

R_тр.г.k2=0.0161 (500+20 0.8 1.0*0+10 1.0 0)=8.3 к

h_в.k2=6.6²*8.3=267 кг/м²

h_в.k3=7.9²*8.3=376 кг/м²

Выбор вентиляторов производим путем нанесения расчетного режима их работы Q_в, h_в на аэродинамические характеристики вентиляторов (приложение 1[1]). На основании анализа аэродинамических характеристик вентиляторов принимаем для проветривания штреков по пласту k₂, вентилятор ВМ-6М, а по пласту k₃ вентилятор ВМЦ-6.

Точка 1 с координатами Q_в=6.6 м³/с и h_В=267 кг/м² практически точно ложится на характеристику вентилятора с углом установки лопаток направляющего аппарата 45⁰ (рис.4.1), а точка 2 с координатами Q_в=7.9 м³/с и h_В=376 кг/м² практически точно ложится на характеристику вентилятора с углом установки лопаток направляющего аппарата 45⁰ (рис.4.2) .Поэтому уточнение режима работы вентиляторов и проветривания выработки не производим.



Рис.4.1 Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-6М и режим его работы на трубопровод

Рис.4.2 Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЦ-6 и режим его работы на трубопровод.

Расход воздуха в месте установки ВМП для исключения его работы на рециркуляцию должен удовлетворять условию

Q_вс ?1.43 Q_в k_р,

где k_р - коэффициент принимаемый равным 1.0 для ВМП с нерегулируемой подачей и 1.1-с регулируемой.

Определяем расход воздуха в месте установки ВМП по пластам k₂, k₃

Q_вс.k2 =1.43 398 1.1=626 м³/мин,

Q_вс.k3 =1.43 475 1.1=746 м³/мин.

Так как конвейерный и вентиляционный штреки проветриваются последовательно, расход воздуха, который будет поступать к всасу первого вентилятора, будет:

по пласту k₂ Q_вс.k2=2 Q_в.k2=2 398=796 м³/мин;

по пласту k₃ Q_вс.k3=2 Q_в.k3=2 475=950 м³/мин.

Следовательно, рециркуляции не будет.

5. Расчет количества воздуха, необходимого проветривания очистных забоев, выемочных, вентиляционных участков и шахты

Расчет количества воздуха для проветривания очистных забоев и выемочных участков.

Расход воздуха для проветривания очистных забоев определяется:

по выделению метана (углекислого газа);

по газам, образующимся при ведении взрывных работ;

по наибольшему числу работающих людей;

по оптимальной скорости движения воздуха по пылевому фактору.

Для проветривания очистного забоя принимается наибольшее значение и проверяется по максимальной и минимальной скорости движения воздуха в лаве в соответствии с требованиями ПБ.

Согласно [1], количество воздуха необходимое для проветривания выемочного участка по выделению метана, который проветривается по схеме типа 1-М, определяется по формуле

, м³/мин (6.28)

где k_н - коэффициент неравномерности метановыделения, доли ед.

Определяем расход воздуха для проветривания выемочных участков по пластам k₂, k₃. Абсолютная метанообильность выемочных участков I_уч.k3=3.9 м³/мин, I_уч.k2=3.45 м³/мин (п.2). Тогда согласно [1 табл.6.3] k_н.k3=1.61, k_н.k2=1.63

, м³/мин

, м³/мин

Расход воздуха для проветривания очистного забоя по метановыделению при проветривании участка по схеме типа 1-М определяется по формуле

Q_оч=Q_уч м³/мин (6.30)

где k_о.з - коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному; принимается по табл.6.6 [1] в зависимости от способа управления кровлей и крепости пород залегающих в кровле;

k_ут.в - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в пределах выемочного участка; определяется по номограммам (рис.6.12, 6.13) в зависимости от мощности пласта, поперечного сечения лавы и средневзвешенной крепости пород, залегающих а кровле.

Принимаем, что в кроле пластов залегают песчаные сланцы крепостью f=6-7 по Протодъяконову, тогда k_о.з = 1.25, а k_ут.k2=2.1, k_ут.k3 =2.0.

Q_оч.k2= м³/мин

Q_оч.k3= 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

Q_оч=6 n_чел k_о.з м³/мин (6.30)

где n_чел- наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке. Если смена производится на рабочих местах можно принять n_чел=30.

Q_оч=6 30 1.25=225 м³/мин

Расчет расхода воздуха из условия оптимальной скорости по пылевому фактору в условиях крутопадающих пластов не имеет смысла из-за большой скорости движения угля по лаве.

Таким образом, для проветривания очистных забоев принимаем по пласту k₂ Q_оч.k2=352 м³/мин , по пласту k₃ Q_оч.k3=413 м³/мин, а для проветривания выемочных участков Q_уч.k2=592 м³/мин Q_уч.k3=661 м³/мин.

При выемке угля комбайнами на крутых пластах необходимо учесть влияние падающего (движущегося по лаве) угля. Расход воздуха для выемочного участка с учетом влияния падающего угля определяется по формуле

Q_уч=Q_уч.max k_п.у

где Q_уч.max наибольший расход воздуха для проветривания участка без учета влияния падающего угля. м³/мин;

k_п.у - коэффициент, учитывающий уменьшение расхода воздуха под действием падающего угля; определяется по табл.6.6 [1] в зависимости от депрессии h_т, создаваемой потоком падающего угля, и депрессии выемочного участка h_уч;

h_т=30.5 k_дв ?₀ l_оч (v_т.у+v), даПа

k_дв - коэффициент, учитывающий влияние сопротивления потока движущегося угля на уменьшение расхода воздуха; определяется в зависимости от ?₀ [1, стр.135];

v_т.у - скорость движения угля в лаве, м/с; определяется в зависимости от угла падения пласта по табл.6.8 [1]; при ?=62⁰ v_т.у=6 м/с;

v - скорость воздуха в призабойном пространстве, м/с

v=,

?₀ - объемная концентрация угля;

?₀=ј /60 ? S_оч.min k_з

ј - производительность комбайна, т/мин; принимается по паспорту или по фактическим данным; по паспорту для комбайна «Темп-1» ј=1.2 т/мин;

k_з - коэффициент, зависящий от типа крепи в очистном забое; при механизированных крепях принимается равным 0.7 [1, стр.136].

Определяем значения величин v, ?₀, k_дв для очистных забоев по пластам k₂, k₃

V_k2=, м/с,

V_k3=,м/с

?_0.k2=1.2 /60 6.0 1.45 2.7 0.7=0.0012

?_0.k3=1.2 /60 6.0 1.45 3.0 0.7=0.0011

Для полученных значений ?₀ k_дв=0.055.

Определяем депрессию, создаваемую потоком падающего угля

h_т.k2=30.5 0.055 0.0012 140 (6+1.75)=2.2 даПа

h_т.k3=30.5 0.055 0.0011 140 (6+1.83)=2.0 даПа

Согласно [1, стр.135] при депрессии h_т менее 5 даПа k_п.у=1.0, т.е влияние депрессии падающего угля не учитывают.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания вентиляционных участков.

Для разработанной схемы проветривания шахты вентиляционным участком является крыло шахтного поля . Расход воздуха для проветривания крыла определяется по формуле

Q_{вент.уч} =, м³/мин, (5.8)

где -суммарное количество воздуха для проветривания действующих выемочных участков, расположенных в пределах крыла;

- суммарное количество воздуха для проветривания погашаемых выемочных участков, расположенных в пределах крыла;

- суммарное количество воздуха для обособленного проветривания тупиковых выработок, расположенных в пределах крыла;

- расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок в пределах крыла;

- расход воздуха для обособленного проветривания камер расположенных в пределах крыла;

-утечки воздуха через вентиляционные сооружения расположенные в пределах крыла. Согласно разработанной схеме проветривания шахты в пределах крыла шахтного поля расположены два действующих очистных забоя и четыре обособленно проветриваемых тупиковых выработки. К обособленно проветриваемым поддерживаемым выработкам относятся воздухоподающие печи, которые использовались ранее для проветривания конвейерного и вентиляционного штреков. Печи необходимо проветривать для предупреждения их загазирования. Расход воздуха для проветривания печей определяем по минимально допустимой скорости в соответствии с требованиями ПБ

Q_в.п=60 S_в.п V_min

где S_в.п - поперечное сечение печи в свету, м²; принимаем по пласту k₂ S_в.п=2.7 м², а по пласту k₃ S_в.п=3.0 м², тогда

Q_в.п.k2=60 2.7 0.25=40 м³/мин

Q_в.п.k3=60 3.0 0.25=45 м³/мин

Анализируя схему проветривания шахты, определяем, что в пределах крыла нет погашаемых выемочных участков, обособленного проветривания камер и утечек воздуха через вентиляционные сооружения, следовательно

Q_{вент.уч}=Q_уч.k3 + Q_уч.k2 +2 Q_п.k2 + 2 Q_пk3 + Q_в.п.k2+ Q_в.п.k3

Q_{вент.уч}=661 + 592 +2 398 + 2 475 +40+ 45=3084 м³/мин

Общее количество воздуха для проветривания вентиляционных участков =2 3084=6168 м³/мин.

Расход воздуха для проветривания шахты определяется по формуле

Q_ш =1.1(, м³/мин, (5.13)

где 1.1 - коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок;

- расход воздуха для проветривания вентиляционных участков;

- суммарное количество воздуха для обособленного проветривания тупиковых выработок, расположенных за пределами вентиляционных участков;

- расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок, расположенных за пределами вентиляционных участков;

- расход воздуха для обособленного проветривания камер расположенных за пределами вентиляционных участков;

-утечки воздуха через вентиляционные сооружения расположенные за пределами вентиляционных участков.

Обособленное проветривание тупиковых и поддерживаемых выработок расположенных за пределами вентиляционных участков проектом не предусматривается. Проектом предусматривается обособленное проветривание зарядных камер и камер склада ВМ. Расход воздуха для проветривания зарядных камер определяется по формуле

Q_з.к=, (5.14)

где Е_i - емкость аккумулятора А*ч;

n_ai - число аккумуляторов в батарее;

n_б - число одновременно заряжаемых аккумуляторных батарей.

Для обслуживания каждого выемочного участка принимаем два электровоза и два электровоза для выполнения маневровых работ в околоствольном дворе. Общее число электровозов по шахте 10. С учетом резерва число заряжаемых батарей 12. Тип батареи 66 ТНЖШ-300, число аккумуляторов в батарее 66, емкость аккумулятора 300 А*ч.

Температуру воздуха в выработке перед камерой в наиболее теплый месяц года (t_вх) принимаем равной температуре воздуха в околоствольном дворе t_вх=20.9.(см.п.7).

Q_з.к= м³/мин

Расход воздуха рассчитанный по формуле (5.14) должен удовлетворять условию

Q_з.к=? (5.15)

де k_эi - коэффициент, учитывающий тип заряжаемой батареи; принимается по табл 8.1 [1].

Для батарей типа 66 ТНЖШ-300 k_эi=0.6

Q_з.к=30 12 0.6=216 м³/мин

Условие не выполняется, следовательно, для проветривания зарядных камер принимаем расход воздуха 216 м³/мин

Расход воздуха для проветривания склада ВМ определяется по формуле

Q_к.вм=0.07 V_к (5.16)

где V_к.вм - суммарный объем выработок склада ВМ,м³

Q_к.вм=0.07 1200=84 м³ /мин

Общий расход воздуха для проветривания камер, расположенных в околоствольном дворе

=216+84 =300 м³/мин

Места утечек воздуха через вентиляционные сооружения расположенные за пределами вентиляционных участков определяем на основании анализа схемы проветривания шахты. Такие утечки будут через загрузочные устройства породного и угольного скипов на откаточном горизонте и через вентиляционные двери установленные с обеих сторон клетьевого ствола на вентиляционном горизонте.

Утечки воздуха через загрузочные устройства породного и угольного скипов определяем по нормам, согласно [1] табл.8.4, а утечки воздуха через вентиляционные двери по табл.8.3. Утечки воздуха через загрузочные устройства составят 300 м³/мин, через вентиляционные двери 260 м³/мин.

Суммарные утечки воздуха за пределами вентиляционных участков составят

=5600 м³/мин.

Определяем расход воздуха по шахте

Q_ш =1.1 (6168+0+0+300+560) = 7731 м³/мин.

6. Расчет депрессии шахты

Для выбора вентиляторов главного проветривания необходимо определить минимальную и максимальную депрессию шахты. Минимальную и максимальную депрессию шахты рассчитываем по струе наибольшего сопротивления. Струю наибольшего сопротивления выбираем на основе анализа схемы проветривания шахты. Горные выработки пластов k₂, k₃ являются параллельными струями. Поэтому струя наибольшего сопротивления будет проходить через горные выработки пласта k₃, так как расход воздуха для проветривания этого пласта больше чем для пласта k₂, кроме этого он является наиболее удаленным.

Минимальная и максимальная депрессия шахты по струе наибольшего сопротивления определяется по формуле

h_н=h_к.в+h_п.в+h_к+h_кк , (6.1)

где h_к.в - депрессия канала вентиляционной установки, даПа; принимается равной 0.11 h_п.в;

h_п.в - депрессия подземных выработок направления, даПа; находится как сумма депрессий отдельных последовательно соединенный ветвей, входящих в направление, от устья воздухоподающего ствола до входа в канал вентиляционной установки;

h_п.в=1.1(h₁+h₂+ +h_n), (6.2)

1.1 - коэффициент, учитывающий влияние местных сопротивлений;

h_к - депрессия воздухонагревателей, даПа;

h_к.к - депрессия канала воздухонагревательной установки;

При расчете депрессии направления депрессию воздухонагревателей и канала воздухонагревательной установки не учитываем, так как проектом предусматриваем специальный вентилятор для подачи воздуха через воздухонагреватели в шахту.