CC BY
14
ИЗВЕСТИЯ
ТОМСКОГО ОРДЕНА ТРУДОВОГО КРАСНОГО ЗНАМЕНИ ПОЛИТЕХНИЧЕСКОГО Том 67 ИНСТИТУТА имени С. М. КИРОВА 1949 г.
К ВОПРОСУ О ПРИМЕНЕНИИ РАЙОННОЙ (СЕКЦИОННОЙ) ВЕНТИЛЯЦИИ НА УГОЛЬНЫХ ШАХТАХ КУЗНЕЦКОГО
БАССЕЙНА
А. Ф. КАРАТАЕВ
Общие замечания
Все угольные шахты Кузнецкого бассейна являются газовыми. Исключе мне составляют шахты, разрабатывающие угольные пласты до глубины в 50—70 м от поверхности: они не газовые.
Из сводного графика количества воздуха* подлежащего подаче в шахту, в зависимости от суточной производительности шахты (рис. 1), видно, что
О Во 4а бо во too 1?о fbo reo reo poo ppo 2*a sso pso ma эро зЬо зсо sso 4oo ¿Pa***^
Рис. 1. Сводный графрк количества воздуха, подлежащего подаче в шахту, в зависимости от суточной производительности шахты.
главным фактором, определяющим это количество воздуха, является газовыделение пластов.
На угольных шахтах Кузнецкого бассейна наблюдается возрастание газовыделения пластов с глубиной, и связи с чем возникает необходимость по* дачи в шахты весьма больших количеств воздуха (табл. 1). Общая депрессия шахты определяется по формуле:
Л = Д'<У, (1)
где Н — общее сопротивление шахты, С?—количество воздуха, подлежащего подаче в шахту в куб. м/сск*
Таблица I
1000 25 31.3 37.5 46.4 58.0 69.6 81.2 92.Н
2000 50 62.5 75 0 93.0 П6.0 139.0 162 0 1Я5.0
3000 75 94.0 113.0 139.0 174.0 209 0 244.0 278.0
4' 00 100 125.0 150.0 185.0 232 0 278.0 325 0 370.0
5 00 125 156.0 187.0 2^.0 230.0 348.0 405.0 462.0
6000 150 187.0 225.0 278.0 348 0 418.0 486 0 555.0
7000 175 218.0 26 V 9 335.0 40л 0 485.0 568.0 6^8.0
8000 200 250.0 300.0 :-70.0 463 0 5-г5.0 650 0 7*0.0
9000 225 282.0 3*7.0 416.0 52 ».0 625 0 730.0 830.0
10000 250 313.0 375.0 464.0 586.0 693.0 1 812.0 928 0 |
ст газообильности
шахты в т
1000 2000 3000 4 00 5! 00 6000 7000 8000 901)0 10000
15
20
25
30
35
40
Количество воздуха, подаваемое в шахту в м?,'сек
25 50 75 100 125 150 175 200 225 250
31.3 62.5 94.0 12*.0 156.0 187.0 218.0 250.0 282.0 313.0
37.5 75 0 11.1.0 150.0 187.0 225.0 26 ^ 0 300.0 3*7.0 375 0
46.4 9>.0 1Н9.0 185.0 2<>.0 278.0 335.0 У 70 0 416.0 464.0
58.0 П6.0 174.0 2*2 О 230.0 348 0 40^ 0 463 О 52 ».О 586.0
69.6 139.0 209 О 278.0 348.0 418.0 485.0 5-г5.0 625 О 693.0
81.2 162 О 244.0 325 О 405 О 486 О 5ь8.0 650 О 730.0 812.0
92.9 1Я5.0 278.0 '370.0 462.0 555.0 6^8.0 7*0.0 830.0 928 О
Количество воздуха, подлежащего подаче в шахту, входит в формулу (1) в квадрате; это приводит к значительному увеличению депрессии при увеличении
Пример. Суточная производительность шахты А ~ 5000 етг, относительная газообильность (Зот = 15 мъ на т суточной добычи, количество воздуха, подлежащего подаче в шахту, (3 — 187 м*!сек. (табл. 1), удельное сопротивление шахты /? — 0.013 (проветривание легкое).
Тогда общая депрессия шахты будет
А — 0.013' 1872 = 455 мм вод. ст.
Это указывает на то, что для подачи требуемого по газообильности количества воздуха в данную шахту необходима общая депрессия шахты больше предельно допустимой в 300 мм вод. ст.
Общую депрессию шахты, при существующей рациональной схеме проветривания, можно уменьшить 1) уменьшением сопротивления шахты путем увеличения сечения горных выработок, 2) осуществлением секционного проветривания, когда шахта в целом разбивается на ряд районов с самостоя тельной системой проветривания.
Сопротивление горных выработок определяется по формуле:
Ь-Р
53 1
где л—коэффициент трения, Ь—длина выработки в лг, Р— периметр выработки в лг, 3 — площадь поперечного сечения выработки в кв. м.
Для трапециевидных выработок Р = 4.16 Подставляя это значение
в формулу (2), получим:
еэ 525
/? — а
(3>
откуда видно, что незначительное увеличение площади поперечного сечения выработки сильно сокращает ее сопротивление; но увеличение поперечного сечения выработки приводит к увеличению горного давления на выработку, ^то создает большие трудности в ее поддержании.
Осуществление секционного проветривания шахты требует проходки дополнительных шахт.
Для суждения о целесообразности секционного проветривания подвергнем анализу существующие в Кузнецком бассейне стандартный сечения горнмг выработок.
Анализ стандартных сечений гертых выработок
При разработке каменноугольных месторождений эксплоатапионные выработки одновременно являются и вентиляционными: они используются и для подачи свежего воздуха в место работ [1, о89].
Анализ стандартных сечений горных выработок будет заключаться в определении поперечного сечения по грузовому потоку в зависимости от наз^а чения горной выработки и проверке этих сечений из условий максимально допустимой скорости движения по ним воздуха, т. е. по условиям проветривания.
Вскрытие шахтного поля принимаем вертикальными шахтами с этажным« квершлагами, как наиболее распространенный способ вскрытия месторождений в Кузнецком бассейне.
Авализ поперечного сечения подъемного ствола
При любой схеме проветривания шахт подъемный ствол (скиповой или клетевой), служащий для выдачи на поверхность полезного ископаемого, используется для вентиляции: через него воздух поступает в подземные вы работки или выдается из шахты на поверхность«
В Кузнецком бассейне поперечное сечение стволов шахт чаще принимается круглым. В качестве крепежного материала употребляется бетон. Этот материал практически имеет широкое применение, так как он обеспечивает надежность крепления при любых свойствах горных пород и вели чине горного давления. Срок службы таких стволов шахт весьма значителен благодаря чему стволы служат более 20 лет, обеспечивая нормальный режим работы и не требуя ремонта. При проходке стволов круглой формы дости гается наибольшая простота работ по выемке породы. При одинаковых площадях поперечного сечения круглые стволы оказывают меньшее сопротивление движению воздуха, чем прямоугольные. Отношение общей площади поперечного сечения круглого ствола шахты к полезной на 30% больше, чем при прямоугольной форме сечения. На газовых шахтах часто поперечное сечение стволов по условиям вентиляции получается больше; чем по грузовому потоку.
При анализе поперечного сечения подъемного ствола будем рассматривать в последующем изложении только круглую форму сечения стволов Сначала расчет поперечного сечения подъемного ствола производим по грузовому потоку для суточной производительности шахты А от 1 ООО д&~ 10000 т и глубине от 100 до 1000 м.
Определяем минимальную продолжительность одного подъема ив условия, допустимых максимальных ускорений, замедлений и скоростей подъема Подъем принимаем скиповой, со скипом, разгружающимся через дно. Ускорение /1 и замедление ;3 берем равными, т. е.
/\ ~у3 = 1 м/сек
Высоту подъема определяем по формуле
Н = Н1 + Н, + Н, + Нь (4)
где Нх — глубина шахты до рабочего горизонта в м9 Н2 — высота подземного бункера в м, //3 — высота поверхностного бункера в м> /^ — превышение рамы скипа над кромкой бункера в м*
Для первого горизонта глубиною в 100 м высота подъема будет
#=Я1 + Я2 + //а + //4=100+15+12 + 3 = 130.
Максимально допустимая скорость подъема определится по формуле
Кшах = 0.8 К/Г, (5)
где Н—высота подъема в м
Ктах=0.8КЯ=0.8/Тзб = 9.1 м/сек*
Минимальную продолжительность одного подъема определим по диаграмме скоростей (рис. 2}.
Рис. 2. Диаграмма скоростей скипового подъема
Продолжительность периода ускорения:
U —
V
m ах
9.1
к . <»
/1 1
Продолжительность периода замедления:
9.1
t
1
9.1 сек
9 Л сек.
Путь, пройденный подъемным сосудом за время ускорения,
х3 = — и Утл% = 9.1 =41.5 ж.
2 2
Путь, пройденный подъемным сосудом за время замедления
1 9 1
х3=*— и Утлх = ——9.1=41.5. лс.
2 2
Путь, пройденный подъемным сосудом за период равномерного подъема x2 = tf—(*!+*,)= 130— (41.5 + 41.5) = 47 л.
Продолжительность периода равномерного подъема
47 с 0
t» = —— =-= 5.2 сек.
VmBX 9.1
Продолжительность одного подъема
Т = ti + h = 9.1 + 5 2 -f 9.1= 24 ce*.
Определяем экономичность подъемной установки. Средняя скорость подъема при принятых параметрах
И 130
(6)
(7)
(8)
(9)
;ма,
(Ю)
(П)
(12)
СР
5,42 м1 сек.
(13)
Множитель скорости;
а = Х™ = -Ы- = 1.68. (14)
Ус? 5.42 1 ;
Для экономичного скипового подъема а должна равняться 1.1—Ь3> Следовательно, принятие скорости подъема по формуле Утах — 0.8\^Н дает неэкономичную подъемную установку. Приняв скорость подъема равной половине максимально допустимой скорости, т. е.
К'тах = 0*5 Ушах =0.5*9.1 ^4.5 м/свк,
«едем пересчет.
Продолжительность периода ускорения:
, У'тах 4.5 -
1% —-;----= ---= 4.5 сек.
А 1
Путь, пройденный подъемным сосудом за время ускоренна,
Х| =— и • У'шяк= — 4.5= 10.1 л«. 2 2
Путь, пройденный подъемным сосудом за время замедления,
¿з 1/'т» = 4.5 = ЮЛ £ 2,
Путь, пройденный подъемным сосудом за период равномерного движения,
= #—(*! 4-*з)= 130 — (!0.1 4-10.1)= 109.8 ж.
Продолжительность периода равномерного движения
х. 109.8 ОАА
и =-— =--==24.4 сек.
" ^ша, 4.5
Продолжительность одного подъема
+ + = 4.5 + 24.44~4.53*34 сея. Проверим экономичность подъемной установки:
Н 130 ,
I ср = -— ~--= ¿.о о м/ сек.,
Т 34
Кср 3,83
а <1.3, следовательно, подъемная установка с вышепринятыми до пуще, шиями стала экономичной.
Полное время одного подъема
г, = 74-е, (15)
где в—пауза, т. е. время, потребное на погрузку и разгрузку подъемного сосуда,
7\= Г+в = 34 4-10 = 44 сек.
Аналогично делаем расчет времени одного подъема для глубины до 1000 м с интервалами через 100 м3 результаты подсчета сводим в табл. 2,
Таблица 2. Продолжительность одного подъема и величины груза, выдаваемого за один подъем
4
■И ~
В «
100
200 3(0 400 500 600 700 800 900 1000
1Я0 230 330 430 530 630 780 830 930 1030
«
Я * ¿2-8
Оси
4.5 60 7.0 8.0 9.0 10.0 10.5 11.5 12.0 13.0
« ® £
Величина груза, выдаваемого за оД£Ц подъем в тоннаж Суточная производите\т ногть пахты в тоннах
1000 2000 |300(>| 4000| ¿000 | 6000 | 7000 | 80« 0 | 9000 | 10000
44 55 64 72 78 84 <Ю 94 99 102
1.00 ЬЗО 1.50 1.70 1.80 1.90 2.00 2.10 2.20 2.30
2 00 2 50 3.00 3.30 3.60 3.90 4.20 4 40 4.60 4.80
3.00,4.00 3.80 5.00 4.40 5.90 5.00 6 60 5.40,7.20 5.70 7.60 6.30 8..40 6.60 8 80] 6.909. Ю 7.20 9 40!
5.00 6 30 7.30 8.30
8 Ю
9 50 10 30 10.80 11.40 11.8 л
6.00! 7.60 8.75 9.80 10.60 11.40 »2.40 13.(0 1*.70 14.20
8.00 10.10 11.70 13.10 14.30 15.20 16.60 17.30 18.20 18.60
8.00 10.00 11 70 13.10 14.30 15.20 16. К) 17.30 8.20 18.60
9.00 11.40 1.ч. 20 14 80 16.00 17.10 18.60 19 50 '.(МО 21.20
10 00 12 70
14.60 16.50 17.80 19 00 20.70 2^.50 22.60 23.50
Определяем величину груза, выдаваемого за один подъем, для шахты суточной производительности А — 1000 т, глубиною 100 л<$ высотою подъема //=130 м и продолжительностью одного подъема Тх — 44 сел:. Часовая производительность шахты
Л.к г
(16).
где А—суточная производительностыпахты в тп, к—коэффициент неравно мерности, t — число часов работы подъема в сутки
I
А-к 1000-1 15
14
= 82.1 тп
82
Число подъемов в час
3600 ^ 3600 П~ т\ ' 44
Величина выдаваемого груза за один подъем
^ А 82.1 .
С = — = - = 1 т.
п
82.0
(17)
(18)
Также подсчитываем величину груза, выдаваемого за один подъем, для глубины в 1000 м с интервалами через 100 м и суточных пгоизводитель ностей шахт до 10000 м с интервалами в 1000 т. Результат подсчета сводим в табл. 2.
По данным табл. 2 строим график максимальной величины груза, выдаваемого за один подъем, а зависимости от глубины и суточной производи тельности шахты (рис. 3). По оси абсцисс откладываем величину груза* поднимаемого за один раз в тоннах, а по оси ординат—суточную производительность шахты в тоннах.
Рассчитываем поперечное сечение подъемного ствола из условия допустимой скорости движения воздуха по стволу. Количество воздуха, которое возможно пропустить через определенное сечение ствола, определится по формуле
дсек=5-К-<р, (19)
где (?сек—количество воздуха, подлежащее подаче в шахту в ж1!сек, 5 —
Ж
площадь поперечного сечения ствола в ж2, V— допустимая скорость движения воздуха в м!св1с, ©т-коэффициент полезного1) сечения ствола, Для круглого ствола
или 5 — 0.785 О2,
где диаметр ствола шахты в м.
с
I I I ^ |>
о / 2 3 + & 7 % 9 1й п 1<* *$ (7 ф Г9 ЗЮ ?3 23 ^
Рис, 3. График величины груза, подлежащего выдаче за один подъем в зависимости от суточной производительности шахты и ее глубины
Подставляя значение 5, выраженное через /), в формулу (19), подучит
откуда
Ос
0.785 1Л<р При 1^= 8 м!сек и ф— 0.85,
О
сек
0
сек
о
0.785-8-0.85 5.32 I
1/5732
УСсе к '
О — 0.432 1/0,
(21)
Для шахты суточной производительности Л = 5000 т> в которую необходимо подавать воздуха 1 м*1мин на 1 т добычи (относительная газообильность 5 л!3 на 1 т добычи) по табл» 1 — 125 м?1сек. Диаметр ствола »той шахты будет:
0 = 0,432 0.432 V125 = 0.432-11.2 = 4.85 м.
Аналогично ведем расчет диаметров стволов для шахт суточной производительности от 1000 до 10000 гп и относительной газообильности от 5 да 40 л*3 на 1 т добычи. Результат подсчета сводим в табл. 3.
5) Сечение в свету крепи с учетом армировки
2Т
Таблица 3. Диаметры стволов, определяемые количеством воздуха, подлежащего подаче в шахту в зависимости от ее газообильности
Суточная Выделение газа &е!ана в , л«3 на 1 т суточной добычи
производит. 5 1 ю 1 15 1 | 20 Г 2 5~ I 30 | | 35 | | 40
шахты в т
Диаметры стволов в м
1003 2.17 2.43 2.65 2.95 3.30 3.62 3.9 4.18
2000 з.ов 3.43 3.75 4.18 4.65 5 10 5.5 5.9
-5000 3.75 4.20 4.60 5.10 5.73 6.25 6.75 7.2
4000 4.32 4 90 5.30 5.90 6.60 7.20 7.80 8.3
5000 4.85 5.40 5.90 6.60 7.35 8.10 8.70 9.3
€000 5.30 5.90 6.50 7.20 8.10 8 85 9.55 10,2
7000 5.70 6.35 7.00 7.90 8.70 9.55 10.30 11.1
8000 6.12 6 82 7.50 8.35 9.30 10 20 11.10 11.8
9000 6.50 7.25 7.90 8.80 9.30 11.00 11.70 12.3
10000 6.85 7.65 8.35 9.35 10.40 11.40 12.40 13.1
По данным табл. 3 строим график зависимости диаметров стволов от суточной производительности и газообильности шахты (рис. 4). По оси абсцисс откладываем диаметры стволов, а по оси ординат—суточную производительность шахт»
В каменноугольной промышленности СССР для скипового подъема при-шшаются два типа сечений стволов [2; 225].
т
Рис. 4. График зависимости диаметров стволов шахт от суточной производительности и газообнльыости.
Тип I — круглое поперечное сечение стволов, с двумя скипами и лестничным отделением. Диаметры стволов 4.5; 5.0 и 5.5 м.у емкость скипов: 4;6 и 8 т (рис. 5).
Тип X—круглое поперечное сечение стволов, четыре скипа. Диаметры стволов 6.0, 6.0 и 6,5 ж, емкость скипов 4;6 и 8 т (рис. 6).
На графике величины груза, подлежащего выдаче за один подъем, рис. 3, где по оси х отложены величины поднимаемого груза С, а по оси у — суточные производительности шахт А, из точек 4,6 и 8 восстанавливаем перпендикуляры. Эти точки соответствуют стандартной емкости скипов. Точки пересечения этих перпендикуляров с линиями, выходящими из начала ко* ординат, укажут, для какой суточной производительности шахты соответствует данный скип, а соответственно и стандартное сечение ствола.
М
На основании графика 3 можно без дополнительных расчетов установить:
1) пропускную способность по грузовому потоку сечений стволов тип 1 и тип X,
2) сечение ствола тип X, с диаметром стволов 6;6 и 6.5 м и емкостью скипов 4;6 и 8 т обеспечивает выдачу с тех же глубин, что и тип I, в два раза большую добычу, потому что имеет .две пары скипов. Это видно из графика (рис. 3), если восстановить перпендикуляры из точек 8, 12, 16, соответствующих емкости двух пар скипоя.
Если на графике зависимости диаметров стволов шахт от суточной производительности и газообильности шахт (рис. 4), где по оси х отложены диа-
]
Рис. 5. Типовое сечен е ствола шахты.
Рис. 6. Типовое сечение ствола шахты.
метры стволов, а по оси у суточные производительности шахт, из точек 4.5; 5.0; 5 5; 6.0 и 6.5, находящихся на оси х и соответствующих диаметрам стандартных сечений стволов, восстановить перпендикуляры, то точки пересечения этих перпендикуляров с кривыми, выходящими из начала координат, укажут суточные производительности шахт, которым соответствуют данные диаметры стволов по условиям вентиляции (т. е. допустимой скорости движения воздуха по стволу; в зависимости от газообильности шахты« Для наглядного сопоставления соответствия сечения ствола шахты грузовому потоку и вентиляции строим сводный график (рис. 7) пропускной способности ствола по грузовому потоку и по вентиляции. Согласно статистическим данным можно допустить, что в условиях Кузнецкого бассейна первые 50 м глубины не дают газа, а каждые последующие 100 м глубины дают приращение газообильности на 5 мъ на 1 т суточной добычи« Следовательно, предельная газообильность 40 м3 на 1 т суточной добычи будет-40
на глубине— 100+ 50 = 850 м от поверхности. По оси X откладываем глу-5
бину шахты, до которой принятое сечение ствола обеспечивает потребную суточную производительность шахты, а по оси у суточную производительность шахты. Для построения сводного графика используем графики рис, 3 и 4 Из сводного графика (рис. 7) видно, что для газовых шахт определяющим фактором поперечного сечейия ствола является газообильность, т. е^. поперечное сечение ствола определяется не грузовым потоком, а условиями вентиляции. Точное поперечное сечение ствола газовой шахты определяется количеством воздуха, подлежащего подаче в шахту, в зависимости от газовыделения разрабатываемых пластов.
Поперечное сечение стволов, выбранное по условиям вентиляции для
газовых шахт, вполне обеспечивает требуемый грузовой поток, и только
%
течение ствола тип I с диаметром ствола 4.5 м до глубины 450 м и суточ-знЬй производительности шахты более определяется грузовым пото-
ком.
При вскрытии месторождения одной парой стволов (подъемным и вентиляционным) сечение стволов тип I обеспечивает в зависимости от газообильности: при диаметре стволов 5.5 м суточную производительность шахты
Рис, 7. График пропускной способности стволов по грузовому потоку и вентиляции«
6400 т с глубины 150 м и 1700 т с"глубины*850 лс, при диаметре стволов 5 0 м суточную производительность шахты 5200 т с глубины 150 м и 1400 т с глубины 850 л*, при диаметре стволов 4.5 м с глубины 130 м суточ ную производительность ша>ты 4300 тис глубины 850 м—1200 т.
Для обеспечения суточных производительностей шахт в других пределах вскрытие необходимо производить не одной парой стволов или принимать увеличенные диаметры стволов.
Сечение стволов тип X для газовых шахт является неприемлемым. Со средоточение большого грузового потока в одном стволе приводит к необ-ходимости, по условиям вентиляции, закладывать дополнительный ствол для подачи в шахту требуемого количества воздуха. Конструктивная сложность сооружения стволов типа X и рудничных дворов, определяемых этим типом, сложность организации работ в период строительства и эксплоатации также указывают на неприемлемость применения этого типа стволов при вскрытии шахтного поля одной парой стволов и, следовательно, в таких случаях представляется совершенно необходимым применение секционного проветривания шахт. Этот наш вывод нахолит подтверждение в приказе № 53 Министерства угольной промышленности восточных районов СССР от 31 марта 1947 года, согласно которому основными тинами шахт строительства
76000 ^^
/5000 /4ооо /3000
fzooa
//ООО
/аооо
*/000
д fOO 20Q ЗШ Ш 500 600 РОО дОО 9QO fOOO
9000 вооо
j
\ 7000
* бооо
\
j 5ооо
, 4ооо
i
I * 3000 3Q00
в 1947—48 гг. будут в 1000, 2000, 3000, 4000 и 5000 т суточной производительности. Данные производительности уже освоены и практикой Кузнецкого бассейна.
Анализ стандартных сечений стволов тип I делаем для указанных суточных производительностей шихт.
По графику пропускной способности стволов по грузовому потоку и вен тиляции (рис. 7) имеем следующее:
Сечение ствола тип I диаметром 5 5 м по условиям вентиляции (газообильности) обеспечивает суточную производительность шахты:
5000 т с глубины 270 м 4000 т „ 375 м 3000 т „ 530 л« 200J т „ 750 ж.
По грузовому потоку это сечение ствола обеспечивает суточную произ вод ительность:
5°00 т с глубины 370 м 4000 т „ 650 м.
Сечение ствола тип 1 диаметром 5.0 м по условиям вентиляции обеспечивает суточную производительность шахты:
5000 т с глубины 170 м 4000 т „ 2Н0 и 3000 т я 430 м 2000 т я 650 м.
По грузовому потоку это сечение обеспечивает суточную производитель-«ос1Ь шахты:
5000 т с глубины 190 м 4000 т „ ЗЮ м 3000 т 9 650 м.
Сечение ствола тип I диаметром 4 5 м по условиям вентиляции обеспечивает суточную производительность шахты:
4000 т с глубины 180 м 3000 т п 300 м 2000 т „ 520 м.
По грузовому потоку это сечение обеспечивает суточную производительность:
4000 т с глубины 100 м
2000 т п 240 л« 2000 т „ 600 ж.
Из вышеуказанного следует, что сечение стволов тип I является соответ ствующим условиям грузового потока и вентиляции для глубины до 270— 300 м: 1) с диаметром ствола 5 5 м для суточной производительности б 5000 г>7, 12) с диаметром ствола 5 0 м для суточной производительности шах ты 4 00 т, 3) с дяамегром ствола 4.5 м для суточной производительности шахты 3 )00 т.
Глубина 270—ЗОЭ м соответствует шахте с газообильностью 10 м3 на 1 т суточной добычи, следовате уьно, сечение стволов тип I соответствует по условиям грузового потока и нентилнции для ш*хт с газообильностью 10 м3 на 1 т суточной добычи. Повышение газообильности шахт приводит к значительному расхождению величин диаметров стволов, определяемых по грузовому потоку и вентиляции (рис. 7).
Расчет поперечного сечения вентиляционного ствола
Поперечное сечение вентиляционного ствола определяется количеством воздуха, подлежащего подаче в шахту или выдаче по ней. Эти стволы оборудуются для обеспечения вспомогательных операций (подъема и спуска людей, материалов и оборудования), а иногда они служат только для пропуска воздуха. Поперечное сечение вентиляционных стволов и их количество зависит, главным образом, от принятой схемы проветривания шахты и, точнее, от обеспечения допустимой (согласно ПТЭ) скорости движения по ним воздуха.
Расчет стандартных сечений горизонтальных откаточных
выработок
Наиболее распространенной формой поперечного сечения горизонтальных выработок угольных шахт Кузнецкого бассейна является трапециевидная, потому что в качестве основного крепежного материала до сих пор применяется дерево. Кроме того, трапециевидная форма способна воспринимать вертикальное и боковое давление. Эта форма обеспечивает наиболее полное использование поперечного сечения при размещении оборудования и транспортных средств.
При неустойчивых породах и значительном сроке службы, при значительном давлении боковых пород применяют бе онное крепление, а форму сечения—сводчатую с прямыми стенками.
При анализе сечений будем рассматривать трапециевидную форму сечения горизонтальных выработок и сводчатую с когобовым сводом.
Поперечное сечение откаточных горизонтальных выработок определяется габаритными размерами откат чных сосудов и электровозов, количеством рельсовых путей и способом передвижения рабочих. Полученные из этих условий поперечные сечения выработок проверяются по количеству воздуха, подлежащего подаче в шахту через данные выработки, потому что на угольных шахтах эксплоатационные выработки одновременно являются и вентиляционными.
На современных шахтах откатка осуществляется электровозами, поэтому при расчете стандартных сечений откаточн х выработок в основу принимают габаритные размеры э ектровозов, которые имеют большие размеры, чем ва онетки.
Результаты расчета поперечного сечения стандартных откаточных выработок сводим в табл. 4.
Анализ юкеречного сечения главного квершлага по
условиям вентиляции
Поперечное сечение главного квершлага определяется (как горизонталь-шей откаточной выработки) по грузовому потоку и вентиляции.
Расчет величины поперечного сечения главного квершлага делаем для суточных производительностей шахт от 1000 до 5000 т, потому что стандартные сечения стволов тип I при вскрытии месторождения одной парой стволов (подъемным и вентиляционным) не могут обеспечить большую суточную производительность шахты. Это установлено на основании проведенного шше анализа стандартных сечений стволов тип I по грузовому потоку и вентиляции.
При вскрытии месторождения вертикальными шахтами с этажными квершлагами (основном способе вскрытия месторождений Кузнецкого бассейна) «озможны следующие четыре варианта расположения ствола, подающего воздух в шахту:
Таблица 4, Пл«щади пвперечяеге шечеттп стандартных вткатвчных выработок, периметры и количестве в§вдуха,
проходящего через выработки при скорости струи 8 м!сек
Крепление деревянное
Тип выработки
Форма
выработки
Вагонетка 1 т
Вагонетка 2 и 3 т
Аккумуляторный элемров з
Р о
Однопутевые
Двухп\тевы#
При скорости
ст:;ат и до 1,5 м'сек
При скорости откатки более 1 1.5 м!сек.
4.30 8,4 31.1
Трапециевидная . . . .
Сводчатая с коробовым сводом . . »
Трапецибвид= ная • . . .
Сводчатая е
коробовым сводом
Трапециеввд ная . • . , 6.70 10.8853.6 У.95 11.5463.57.8
Троллей Аккумуля-1 Троллей-
ный | торный
ныи
О 5
Р \с> \ 3
Р о
Крепление бетонное
Вагонетка 1 т
Аккумуляторный
Троллейный
Вагонетка 2 т
Аккумуля- Троллей торный ный
I I I
Р о 5 р (2 5 Р (Э
Ва онетка 3 т
Аккумулят. и тролле ав.
5 Р
(■
4.59.00 36.0 4.82 8.92 38.6 5.6 9.5 118
5.859.98 46 8 6.83 10.6155.0 6.Р0
5.93 7.6 31.8 1.35 7.58 34.8 4.44 5.18 35.5 4.68 8.41 37 5 5.1
Сводчатая с
коробовым сводом
11.1 51.28.1511.1765.2
¡5.79.1745.6 6.329.61
11.95 62 3 9.;0 12.273.5
50.1
7.35 1.00 53.88.0
10.84
7.27,9.32.5.82,7.8510.71 62.8^98,11,5671.89.7 11.93
640 8 35
8.61
403
11.С
77.5 10,1,12.16 80.8
в лежачем боку месторождения, шахта однокрылая (рис. 8 вариант I), между пластами, шахта однокрылая (рис. 8 вариант III), в лежачем боку месторождения, шахта дяухкрылая (рис. 8 вариант II), .между пластами, шах «а двухкрылаи (рис. 8 вариант IV). Определяем площадь поперечного сечения главного квершлага для шах ты с суточной производительностью А — 50QJ т 1) с газообильностью 5 м% на 1 т суточной добычи.
Для упрощения анализа принимаем, что количество воздуха, подлежащего подаче в шахту, распределяется равномерно по крыльям и пластам.
Вариант / f Cm So/7 ша хт г»
Ллас** t
Пласт
Пласт 3
Гла&н. квершлаг
Пласт S
Пласт $
BtZpU О. Hrn ft
Ствол илуэг тЬ)
Пласт г
J1Л (7cm .
Пласт 3
/7ласт 4
/7. to cm 5
Пласт 6
Гловн квершла?
Вариант Ш
fljtocm 1
Пласт 2
Пласт 3
Cr, ,8ол и/ ахт ы
Гла8н. n&epuuJmt
Пласт» 4
Пла(ст Л"
Пласт 6
Вари Рласт 1
а мт
¡у
Рис. 8. Схемы возможных вариант« в расположения ствола« подающего воздух в шахту.
При расположении ствола, подающего воздух в шахту, в лежачем боку месторождения но варианту I (рис. 8). площадь поперечного сечения главного квершлага определится по формуле:
г* ^сек
где 51—площадь поперечного сечения главного квершлага, в м2, — количество воздуха, подлежащего подаче в шахту !табл. 1), V—допустимая скорость движения воздуха по этим выработкам в м\сек.
Q. ек _ Ь5
~ 8
15.65 м
При расположении ствола, подающего возДух в шахту, между пластами по варианту III (рис. 8), площадь поперечного сечения главного квершлага определится по формуле:
= =7 82
2-1/ 28
1) Максимальная производите \т ность шахты по приказу № 53 Министерства угольной промышленности восточных районов СССР.
При расположении ствола, подающего воздух в шахту, в лежачем боку то варианту II (рис. 8), площадь поперечного сечения главного квершлага определится но формуле:
5ц = ^ = — = 15.65 яЛ V 8
При расположении ствола, подающего воздух в шахту, между пластами то варианту IV (рис. 8), площадь поперечного сечения главного квершлага определится по формуле:
Аналогичный расчет делаем для других суточных производительностей
шахты и газообильностей и результаты расчета сводим в табл. 5.
Для анализа данных табл. 5 принимаем крепление главного квершлага бетонное, форму поперечного сечения сводчатую с прямыми стенками, пло~ щадь поперечного сечения наибольшую стандартную, т. е. S = 10.1 м2.
Из табл. 5 и рис. 8 видно:
! с По условиям вентиляции расположение ствола, подающего воздух в шахту по вариантам III и IV, является равноценным и более рациональным но сравнению с вариантами I и И.
Для подачи в шахту одинакового количества воздуха расположение ствола по варианту III и IV требует площади поперечного сечения главного квершлага в два раза меньше.
2. Вариант III расположения ствола, подающего воздух в шахту, устраняет недостатки однокрылой шахты и превращает ее по условиям вентиляции как бы в двухкрылую.
3. Вариант II расположения ствола, подающего воздух в шахту (особенно при длинном квершлаге), по условиям вентиляции утрачивает достоинства двухкрылой шахты и превращается в однокрылую.
4. Максимальное стандартное сечение главного квершлага 5=10.1 лг1 обеспечивает воздухом при I и II нариантах расположения ствола, подающего воздух в шахту, суточную производительность шахты:
А = 3000 т при Qorn~=: 5 л*3 на 1 т суточной добычи.
А = 2000 m „ Qom = 1 о л*3 „ А = 1000 т щ Qom— 35 л*3 „
При III и IV вариантах расположения ствола, подающего воздух в шахту, суточную производительность шахты:
А — 5000 т при Qom—Ю м3 на 1 m суточной добычи,
А = 4000 т „ Оот=^ 15 ж3 А = 3l W0 т „ Qom = 20 м3 А = 2000 т п Qom — 35 мг
5. Минимальное стандартное сечение главного кзершлага 5 = 4.0 м2 обеспечивает воздухом при I и 11 вариантах расположения ствола, подающего воздух в шахту, суточную производительность шахты А == 1000 т и при Qom— 10 м3 на I т суточной добычи, при III и IV вариантах расположения ствола, подающего воздух в шахту, сугошую производительность шахты А = 20 0 при Qnm~ i0 мл на I т суточной добычи.
Проведенный нами анализ требуемого поперечного сечения главного квершлага по условиям вентиляции для гановых шахт показывает, что поперечное сечение квершлага зависит главным образом or газооолль юсти шахт и
Таблица 5. Площади поперечного сечения главного квершлага в зависимости от суточной
производительности и газообильности шахты
Шахта однокрылая у Шахта двухкрылая
Варианты вскрытия Газообильность (2от Варианты вскрытия
Газо-обильн, Первый Третий Второй Четвертый
0>от •5/ •57// Зп Ау
Суточная производительность шахты А
5 10 15 20 25 30 35 40
15.65 19.50 23.40 29.00 36.30 43.50 50.80 57.80
7.82 9.75 11.70 14 ¿0 18.15 21.75 25.40 28.90
5 10 15
20 25 30 35 40
5003 т
15.65 19.50 ',3.40 29.00 36.30 45.50 50 80 17.80
7.Я2 9 75 11.70 14.50 1815 21 .75 25.40 28.90
Суточная производительность шахты А = 4000 т
12.50 16.00 18 80 23.20 29.00 34.80 40.70 46.40
6.25
8. СО
9.-10 11.60 14.5) 17.40 20.35 23.20
5 10 15
20 25 30 35 40
1 ?. 50 16.00 1* .80 23.20 29.(Ю 3 .80 40.70 46.40
Суточная производительность шахты А == 3000 т
9.32 11 .90 14 20 17 40 21.80 2К.20 30.50 34.80
4 70 5.85 7.10 8 70 10.90 13.10 15.25 17.40
5 10
15 20 25 30 35 40
9.32 11.90 14.20 17. 10 21.80 26.20 30 50 34.80
б 25 8.00 9.40 11.60 14.50 17.40 20.35 24.20
4.70 5.85 7.10 8.70 10 90 И. 10 15 25 17.49
Суточная производительность шахты А — 2000 т
6.26 7 80 9.38 11.60 14.50 17.40 20.20 2о.20
3.13 3.90 4.Ь9 5.80 7.25 8.70 10.Ю 11.60
5 10 15 20 25 30 35 40
6 26 7 80
9
II .60 14 50 17.40 20. О 23.20
Суточная производительность шахты А = 1000 т
3.13 3.92 4.<8 5.80 7.25 8 70 10.1 11.6
4.35 5.05 5.80
5 10 15
20 25 30 35 40
3.15 3.92 4 68 5.80 7.75 8.70 10 I 11.6
3.13 3.90 4.69 5.80 7.25 8 70
10. Ю
11. во
4.35 5.05 5.80
в значительной степени от принятого способа вскрытия, т. е. расположения ствола, подающего воздух в шахту, в отношении разрабатываемой свиты угольных пластов.
Правильно решить вопрос о поперечном сечении главного квершлага газовой шахты возможно только при ясном представлении о распределении газоносности по пластам и комплексном решении вопроса вентиляции шахты ж вскрытия месторождения.
Размеры районов секционного, хзроветривання
Размеры вентиляционной секции при существующих стандартных сечениях горных выработок определяются из условия максимально допустимой депрессии. В настоящее время максимальной депрессией принято считать А = = 300 мм вод, ст. На шахтах, разрабатывающих пласты угля, склонного к самовозгоранию, рекомендуется принимать максимальную депрессию не более h~ 100—150 мм вод. ст.
Определяем размеры вентиляционной секции для шахты с суточной производительностью А — пООО /л, разрабатывающей свиту пластов. Мощность жаждого пласта принимаем 2.5 м, газообильность равной 5 м3 на 1 m суточной добычи, схему вентиляции центральную, расположение стволов по варианту IV (рис. 8).
Количество воздуха, подлежащего подаче в шахту, Q— 125 м*1сек (табл. I)
При принятой схеме расположения ствола шахты, подающей воздух, **ерез ствол пойдет воздуха
Qct* =Q = 125 M*JceK.
Через квершлаг
Qkb= 62.5 м»1 сек.
2 2
Через групповой штрек
Qmтр = = = 31.75 мъ!сек.
2 2
Производительность лав одного пласта мощностью т — 2.5 м, при суточ ном подвигании а — 1.3 м, наклонной высоте этажа ¿==100 м и объемном лесе угля f = 1.3 будет
Ат — L9— ЮО'2.5* 1.3 е 1.3 = 422 т.
При суточной производительности шахты А = 5000 т и принятой схеме
вскрытия каждый групповой штрек будет обслуживать добычу в ^^ = 1250 т.
4
Однозременно в работе пластов будет
л = 1250=1250 = 296 Аал 422
Принимаем три пласта.
Расчетная депрессия шахты будет
А ~ Aj -f- h¿ -f- h% ~Ь = 100 мм вод. ст.,
где Ai— депрессия стволов, подающих и выдающих воздух; Аа — депрессия главных квершлагов рабочего и вен i иляпионного горизонтов; Аа—депрессия рупповых штреков рабочего и вентиляционного горизонтов; А4 — депрессия промежуточных квершлагов рабочего и вентиляционного горизонтов, А&— депрессия самого удаленного выемочного участка. Расчет депрессий сводим ш табл. 6.
■т
риз л и и 2 *
Наименование выработки
51
! 187 24.5 7.8
91 27.4 9.2
> 46.5 1.265 5.05
51.1 0.562 3 37
15.5 0.140 1.67
7.53
Таблиц* б
(¿от = 5 м9 на Ш суточной добычи
л
= 10 м*
на т сут. доб
О от =15 ж8 на т
сут. добычи
I
1—2 Подъемный ствол . .
2—3 Главный квершлаг .
3—4 Групповой штрек . .
4—5 Промежут« квершлаг.
5—6 '
6—7
7—8
8—9
Выемочный участок
Промежут. квершлаг вентиляц. гор. . .
23.76 10.1 9.2 9.2
13300 0.0.20 17.3
9.2
9-10!
10-11
11 —12; Групповой штрек
вентиляц. гор.
12 — 13} Главн. квершлаг
вентиляц. гор .
13—14
Вентиляц, ствол
10.1
23.76
0.0000026
1030 0.0018 12.16 0.00с0212
|
778 0.0018 12.62 0.0000292
778
0.0018
12.62 0.0000292
778 0.0018 12.62
270 150
2 20 20
1030
0 0018
13300 0,0020
12.16 17,3
0.0000292 20
¡.0000292
125 62.5
31.75 21.1 10.55
10.55 20 21.1 20 31.75
0.0000212 150 0.0000026170
62.5 125
Без группового штрека
15630 3900
1000 445 111,5
111.5 445 1000
3900 15600
I
10.90 5.23
I
12.40 «.25
0.58534) 0.260 2 ЗЭ
I
0.0651 15 4.38
0.065 1.15
I
0.760233
I I
0.585 345
0.030702 156 0.00318 78
0 000585 34
I
. 22.6
17 1 6.58 21.8 7.72
0.676 3.70 0.2992.46 11.3 0.07б'1.23 5.03
0.000585 11 3 0.075 1.23
I I
22.6 0.293 2.46
| |
34 0.676 3.70
0.000702 0.03318
18? 91
12.40 6.25 0.00318
I I 6.90 5.28
0.000535 46.5 51.1 15.5
0.000585
15.5
24.5 27.4
1.265
0.562 0.140
7.8
9.2
5.05 3 37 1.67
7.53
0.140 1.67
31.1 0.562 3 37
!
46.5 1.265 5.05
78 21.8 7.72 0.00318 93 27.4
9.2
48.8
0.000442 156 10.75
I
78.58
6.58 0.000442 187 15.45 7.8 106.6
При максимальной депрессии шахты А=1С0 жл* вод. ст. депрессия
групповых штреков будет
Л3 = А — + А3 + + Äö) = 100 — 48.8 = 51.2 мм вод. ст., •о в то же время
Л, = #,<?,*.
о г «суда 1
R3 = hz = ^-=0.0512. Q23 31.752
Длима вентиляционной секции одного крыла при центральной схеме проветривания шахты определится по формула
: ;
2 R
рде R—сопротивление 1 not. м группового штрека,
1=4-= °Й512 =880 м, 2R 2-0.0000292
для двух крыльев — 1760 м.
При максимальной депрессии шахты А = 150 мм вод. ст.
= А —(А1 + А, + Л4 + Л5)= 150 —48.8 = 101.2 л«* вод. ст.
У?а = = = 0.1012.
Q\ 31.75»
Длина вентиляционной секции одного крыла шахты будет
/ Я, 0.1012 17„_
I — —— = ——-------= 1735 м,
2 R 2-0.0000292
для двух крыльев—3470 м.
При максимальной депрессии шахты А = 300 мм вод. ст.
/¡, = А — (А, + Аа A* -f hi) = 300—48.8 = 251.2 мм вод. ст.
Rз = -^ = -51-2-= 2.512. Qas 31.75*
Длина вентиляционной секции одного крыла шахты будет
I= А = _2.512__= 4300 2R 2'0,0000292
для двух крыльев—-8600 м.
Аналогично предыдущим, ведем расчет длины вентиляционных секций для шахт с газооби^ьностью 10 и 15 л*3 на 1 т суточной добычи, для фланговой (диагональной) схемы проветривания шахты, а также для расположения ствола, подающего воздух в шахту, гю варианту III (рис. 8). Результаты расчета сводим в табл. 7.
Табл. 7 наглядно показывает преимущества фланговой схемы проветри Баиия крупных шахт, а также двухкрылой шахты, с точки зрения вентиляции. На однокрылой шахте при центральной схеме проветривааит вентиляционная секция по простиранию получается в два раза меньше (820 м против 1760), чем при двухкрылой шахте, при почти одинаковой депрессии
ш
Вариант расположения подающего ствола I категория 1 и категория III категория
/?—100 А=150 I 1 I Л=300 Л=100 Л=150 1 [л=зоо Л-Юо|л=150 300
Схема вентиляции центральная
IV (рис. 8)....... 1760 3470 j 8600 I 634 2102 | 6540 — | 688 j 3080
Схема вентиляции фланговая
3520 6940 17200 1268 4204 ¡13080 — | 1376 j 6160
Схема вентиляции центральная
»1 (рис. 8)........ * 820 1675 4230 267 1000 3240 — 317 j 1500
Схема вентиляции фланговая
|1б40 3350 8460 534 2000 6480 - 634 | 3000
I категория
II категория
А=150 А=300 Л=100 А=150 Ä=300
III категория
IV (рис. 8).........J 1760 | 3470 [ 8600 | 634 | 2102 j 6540
Схема вентиляции фланговая 3520 I 6940 117200 I 1268 I 4204 Il3080
Схема вентиляции центральная • j 820 [ 1675 j 423J | 267 j 1000 j 3240 Схема вентиляции фланговая
1640 i 3350 I 8460 I 534 I 2000 I 6480
А=1ОО:А=15О /^зоо
688 3080
- 1376 6160
317 1500
- 634 3000
Ш (рже 8) . .
около 100 мм вод. ст. Количество стволов также будет в два раза большей вместо 2. Применение фланговой схемы проветривания в обоих случаях увеличивает размеры вентиляционной секции по простиранию в два раза (3520 м против 1760, табл. 7).
Для вскрытия месторождения по простиранию в 6160 л« однокрылыми шахтами (по варианту III рис. 8) при секционном проветривании при центральной схеме вентиляции потребуется
п
—к I
6160 1500
2^8 стволов,
где п — количество стволов, необходимое для вскрытия всего месторождения; ¿ — длина шахтного поля по простиранию в м; I — длина вентиляционной секции в м (табл. 7); к—количество стволов в секции (при центральной схеме проветривания принимаем два ствола в секции при фланговой—
три ствола).
При двухкрылоЗ шахте (вариант IV, рис. 8) и центральной схеме про-
ззетривания
£ . 6160 0 .
п ~ --к =-2 — 4 ствола.
I 3080
Переход на фланговую схему проветривания потребует
I . 6160
п
I
6160
3 = 3 ствола.
Из вышеизложенного следует, что при секционном проветривашт, с точки зрения вентиляции, шахту, подающую воздух» необходимо закла дывать по варианту IV (рис. 8) и схему вентиляции принимать фланговую.
Выводы
На основании проведенного выше анализа проветривания крупных уголь ных шахт Кузнецкого бассейна следует:
I. Стандартные сечения горных выработок при суточной производительности шахты более 500 т и газэобильности 10 м9 на 1 т суточной добычи/ по условиям вентиляции, требуют перехода к секционному проветриванию,
2. Переход к секционному проветриванию диктуется главным образом существующими стандартными поперечными сечениями стволов и главных ¡квершлагов. Все остальные выработки свободно пропускают требуемое количество воздуха, не превышая допустимой скорости движения воздуха (табл. 6).
3. Размеры вентиляционной секции по падению определяются поперечным сечением стволов и не превышают 270 — 300 му следовательно, для большей глубины ш^хт необходимо пересмотреть существующие стандарты сечений стволов шахт.
4. Размеры вентиляционных секций по простиранию определяются максимально допустимой общешахтовой депрессией, расположением стволов, подающих воздух в шахту, схемой вентиляции и количеством крыльев.
5. Наибольшие размеры вентиляционных секций по условиям проветривания обеспечивает расположение ствола, подающего воздух в шахту, по варианту IV (рис. 8), двухкрылая шахта и фланговая схема проветривания.
6. При разработке пластов угля, склонного к самовозгоранию, когда рекомендуется иметь депрессии шахты не более 150 мм вод. ст., необходимость в переходе на секционное проветривание возникает уже при газообильности Qom~ Ю л*3 на 1 т суточной добычи, особенно при расположении ствола, подающего воздух в шахту, по варианту III (рис. 8), что видно из табл. 7.
7. При однокрылой шахте, даже при депрессии шахты А = 300 мм вод. ст. и фланговой схеме проветривания, возникает необходимость в секционном проветривании при размерах шахтного поля по простиранию более 3000 ж, а при центральной схеме проветривания—когда размеры шахтного моля по простиранию более 1500 м (табл. 7).
ИСПОЛЬЗОВАННАЯ ЛИТЕРАТУРА
К. Комаров В. В и Борисов Д. Ф. — Рудничная вентиляция, 1938
2 П о к р о в с к и й Н, М. —Проведение горных выработок, №45.
