Вентиляция рудника на большой глубине разработки месторождения

5. ВЕНТИЛЯЦИЯ РУДНИКА .

5.1 Общие положения.

Большая глубина разработки месторождения, наличие во вмещающих породах и рудах метана, водорода и тяжелых углеводородов, высокие температуры руд и пород, высокая окисляемость отбитых сульфидных руд, применение ВВ при отбойке горной массы, а также самоходные машины и оборудование с дизельным приводом на бурении, доставке, зачистке, креплении выработок и на вспомогательных работах - все это требует применения искусственного проветривания поверхностными вентиляторами.

5.2 Способ проветривания рудника.

Проветривание рудника осуществляется всасывающим способом. Всасывающий способ вентиляции применяется на газовых рудниках глубиной до 1600 м. при единой или секционной системе вентиляции; не рекомендуется при наличии аэродинамической связи выработок с поверхностью через зоны обрушивания. Схема проветривания рудника - фланговая.

5.3 Расчет расхода воздуха для обеспечения вентиляции рудника.

Расчет расхода воздуха для проветривания рудников производится по следующим факторам:

- по наибольшему числу людей;

- по газовыделению;

- по газам от взрывных работ;

- по разбавлению вредных примесей выхлопных газов дизельного оборудования. Далее производится проверка площадей сечения стволов для оценки соответствия их допустимым скоростям движения воздуха, регламентированным ЕПБ.

Основные исходные данные:

Годовая добыча горной массы А=2 млн.т./год или 6557,3 т/сутки или 2185,8 т/смен или 564,4 кубометра в смену. Наибольшее количество людей в руднике N = 300 чел, в забое N_з = 5 чел. Количество одновременно взрываемого ВВ по руднику В = 1000 кг, В_з = 65 кг. Газовыделение - 0.0 % . Суммарная номинальная мощность двигателей внутреннего сгорания, работающих на руднике:

∑N = 5 · (N1 + N2) = 5 · (172 + 534) = 3530 л.с.

где 5 – количество однотипных машин с ДВС (дизель);

N1 = 127 кВт =  172 л.с. – номинальная мощность дизельного двигателя Вагнер ST-5A;

N2 = 204 кВт = 534 л.с. – номинальная мощность дизельного двигателя Торо-500С.

Принимаем всасывающий способ вентиляции, так как в этом случае минимальны капитальные затраты. В случае остановки вентилятора, воздух с поверхности будет поступать за счет естественной тяги (ВС-1 расположен выше ПЗС)

Схема вентиляции приведена на листе  графического приложения к дипломному проекту.

Расчет воздуха:

-  по наибольшему числу людей одновременно находящихся в руднике

Q_р.л. = 0,1 · n · К_з, м³/с       (5.3.1)

где 0,1 м³/с - норма расхода воздуха на одного человека; N=300 чел - наибольшее число людей, одновременно находящихся в руднике; К_з=1,4 - коэффициент запаса воздуха .

Q_р.л. = 0,1 · 300 · 1,4 = 42 м³/с       (5.3.2)

-  по условиям выделения газов после взрывных работ    

Q_р.вв. = 300 ·В · Кз / t = 300 · 1000 · 1,4 / 1800 = 233,3 м³/с     (5.3.3)

где В - количество одновременно взрываемого ВВ, кг;

t= 1800 с- время проветривания .

- по разбавлению вредных примесей выхлопных газов дизельного оборудования 

Q_р.двс. = В_м · ∑N · К · Кз / 60,  м³/с     (5.3.4)

где В_м = 5 м³/мин = 0,083 м³/с - норма воздуха на 1 л.с. номинальной мощности двигателя, SN = 3530 л.с. - суммарная номинальная мощность всех двигателей внутреннего сгорания, работающих под землей; К = 0,85 – коэффициент одновременности работы машин.

Q_р.двс. = 5 · 3530 · 0,85 · 1,4 / 60 = 350 м³/с     (5.3.5)

К учету принимается наибольший расход воздуха, полученный при расчетах по вышеизложенным формулам. Общий расход воздуха для проветривания рудника определяется по формуле [1, стр.10]:

Q_о.р. = (Q_р + ∑Q_о) · 1.1, м³/с    (5.3.6)

где 1.1 - коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по выработкам; Q - наибольший расход воздуха; SQ_o - суммарный расход воздуха для обособленного проветривания камерных выработок рассчитывается по формуле:

∑Q_о = ∑V_к · 0,0012, м³/с            (5.3.7)

где ∑V_к – суммарный объем камер обособленного проветривания;

0,0012 – норма расхода воздуха.

Расчетные данные сведены в таблицу 14.

Таблица 14.

Расчет расхода воздуха для камер обособленного проветривания рудника

Наименование	Объем камеры, V (м³)	Расход воздуха Q (м³/с)
К.О.С.О.	2 790	3,25
Гараж	12 000	14
Склад ГСМ	5 000	5,8
Склад ВМ	5 000	5,8
Медпункт	2 000	2,3
ИТОГО	26 790	31,25

Необходимое количество воздуха для обособленного проветривания камерных выработок:

- для склада взрывчатых материалов (ВМ):

Q_вм = 0,07 · V_вм / 60,  м³/с    (5.3.8)

где V_вм - объем склада ВМ;

- для склада горюче-смазочных материалов (ГСМ):

Q_гсм = 0,33 · V_гсм / 60,  м³/с         (5.3.9)

где V_гсм - объем склада ГСМ;

- для гаражей:

Q_г = 0,33 · V_г / 60,  м³/с            (5.3.10)

где V_г - объем гаражей;

- для камеры отстоя самоходного оборудования:

Q_к = 0,33 · V_к / 60,  м³/с        (5.3.11)

где V_к - объем камеры отстоя самоходного оборудования:

- для медпункта:

Q_п = 0,33 · V_п / 60,  м³/с       (5.3.12)

где V_п - объем медпункта.

Рассчитываем общее количество воздуха:

Q_ор = 1,1 · (389 + 31) = 462 м³/с        (5.3.13)

Проверка сечения стволов по допустимым скоростям движения воздуха.

Проверка площадей сечений поперечных горизонтальных стволов и наклонных выработок производится после расчета распределения воздуха для оценки соответствия их допустимым скоростям движения воздуха в соответствии с Едиными правилами безопасности (ЕПБ).

Расчетная скорость движения воздуха в выработках должна удовлетворять условию:

V_min≤V_p£V_max         (5.3.14)

где V_min  и V_max –минимальная и максимальная допустимая скорость воздуха в выработке.

Для стволов расчетная скорость движения воздуха определяется из соотношения:

           (5.3.15)

где Q_c - расчетный расход воздуха, проходящий по стволу, м³/с; Д=0,9÷0,95 - коэффициент загромождения площади ствола, для горизонтальных выработок Д=0,8÷0,9; S - площадь сечения ствола, м².

Расчетные данные заносятся в таблицу 15.

Таблица 15.

Проверка сечения выработок по допустимым скоростям движения воздуха

Наименование выработки	Поперечное сече-ние выработки S, м	Расход Воздуха Qс, м³/с	Vmax м/с	Vp М/с
Вскрывающие квершлаги гор. -1210м	18 х 2	231	8	7,7
Откаточный Гор.-1210м	16 х 2	231	8	7,9
Вскрывающие квершлаги гор. -1310м	18 х 2	231	8	7,7
Откаточный гор.  –1310м	16 х 2	231	8	7,9
Вент-закладочный горизонт	18 х 3	462	8	8,2
Вентствол ВС-1	33	462	15	15
Вентствол ВС-2	33	462	15	15

5.4 Расчет деперессии рудника [1 стр.12].

Для определения общешахтной депрессии выбирается та вентиляционная струя (с наибольшим расходом воздуха и наиболее протяженная) депрессия в которой будет будет наибольшей и в дальнейшем принимается в качестве общерудничной.

Величину рудничной депрессии рассчитываем по формуле:

Н = ∑h + ∑h_м + h_e, мм вод.ст,            (5.4.1)

где ∑h – суммарная расчетная депрессия  для всех выработок, образующих струю по самому труднопроветриваемому направлению, от устья воздухо-подающих стволов, до устья вентиляционного ствола, мм вод.ст, Па.

∑h_м - суммарная расчетная депрессия  местных сопротивлений на всем пути движения воздуха, мм вод.ст, Па.

h_е – депрессия естественной тяги, мм вод.ст, Па.

Подсчет депрессии последовательно соединенных выработок подсчитываем по формуле [1, стр.12]:

∑h_i = ∑(a_i · P_i · L_i · Q²_i / S³_i), ммвод.ст, Па        (5.4.2)

где a_i  - кгс²/м⁴ – коэффициент аэродинамического сопротивления выработки [3, стр.132];

P_i - периметр выработки, м;

L_i - длина выработки, м;

S_i- поперечное сечение выработки, м²;

Q_i - расход воздуха по выработке, м³/с.

Расчетные данные заносим в таблицу 16.

Таблица 16.

Расчет депрессии

Расчитываем величину общешахтной депрессии:

Н = 822,9 + 94,27 + 47,14 = 964,3 мм вод.ст. = 9643 Па        (5.4.3)

5.5  Выбор вентилятора главного проветривания (ВГП) [1, стр.13].

Выбор ВГП производится на основе его напорных характеристик Н_в и Q_в.

Производительность вентилятора расчитываем по формуле [1, стр.13]:

Q_в = К_в ·Q_ор,  м³/с              (5.5.1)

Где К_в – коэффициент учитывающий утечки воздуха через надшахтные сооружения и каналы вентиляторов (1,2 – для ВПС).

Q_в = 1,2 ·462 = 554  м³/с         (5.5.2)

Для определения режима работы ВГП в сети, необходимо нанести на график зону промышленного использования ВГП и характеристику вентиляторной сети. Точка их пересечения соответствует режиму работы вентилятора.

Для построения характеристики сети значения Н_в определяем при значениях Qв от 0 до 2 [1, стр.14]:

Н_в = ∑(R · Q²_в + R_ву · Q²_в), мм вод.ст, Па             (5.5.3)

где ∑R – сопротивление сети горных выработок по которым производится расчет депрессии, кµ; R_ву – внутреннее сопротивление в вентиляторной установке, кµ.

Для определения внутреннего сопротивления вентиляторной установки выполняем следующие расчеты.

Находим эквивалентное отверстие рудника:

А = 0,38 · Q_ор / √Н,  м²                 (5.5.4)

А = 0,38 · 462 / √964,3 = 5,65 м³,        (5.5.5)

Ориентировочно определяем диаметр колеса вентилятора [1, стр.13]:

Д_в = √(А/0,44) = 3,58 м = 35,8 дм         (5.5.6)

Сопротивление вентиляторной установки определяем по формуле [1, стр.13]:

R_ву = а · П / Д⁴_в = 0,00134 кµ          (5.5.7)

Где  а = 0,07 – коэффициент для центробежных вентиляторов; П = 3,14.

Результаты сводим в таблицу 17.

Совмещенный график работы ВГП и вентиляторной сети.

Таблица 17.