Керівництво щодо проектування вентиляції вугільних шахт

ГОСУДАРСТВЕННЫЙ НОРМАТИВНЫЙ АКТ ОБ ОХРАНЕ ТРУДА

УТВЕРЖДЕНО

ПРИКАЗОМ ГОСУДАРСТВЕННОГО КОМИТЕТА УКРАИНЫ

ПО НАДЗОРУ ЗА ОХРАНОЙ ТРУДА

№ 131 ОТ 20 12. 1993

ДНАОТ 1.1.30-6.09.93

РУКОВОДСТВО ПО ПРОЕКТИРОВАНИЮ

ВЕНТИЛЯЦИИ УГОЛЬНЫХ ШАХТ

ОБЯЗАТЕЛЬНО ДЛЯ ВСЕХ ОРГАНИЗАЦИЙ И ПРЕДПРИЯТИЙ УГОЛЬНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ

ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ И РЕКОНСТРУКЦИИ УГОЛЬНЫХ ШАХТ, ВКЛЮЧАЯ СТРОИТЕЛЬСТВО

Настоящее Руководство подготовлено МакНИИ, ДонУГИ, НИИОМШС, ИГТМ АН Украины и институтом «Донгипрошахт» с учетом опыта применения Руководства по проектированию вентиляции угольных шахт (Макеевка, 1989), утвержденного бывшим Минуглепромом СССР (15 августа 1989 г.) и согласованного с Госгортехнадзором СССР (18 июня 1989 г.) и Госстроем СССР (4 июня 1989 г.). С выходом Руководства утрачивают силу при проектировании шахт и расчете расхода воздуха для действующих шахт следующие документы: Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт, утвержденное Минуглепромом СССР 15 августа 1989 г.; Методические указания по выбору схем проветривания выемочных участков шахт Донбасса с учетом опасности местных скоплений метана, эффективности управления газовыделением, устойчивости проветривания, обеспечения безопасных условий в аварийных ситуациях и предупреждения самовозгорания угля, утвержденные Главным управлением техники безопасности, горноспасательных частей и охраны труда Минуглепрома СССР 24 мая 1990 г.; Методика прогноза метанообильности тупиковых выработок при бесцеликовой отработке угольных пластов, утвержденная Минуглепромом СССР 1 ноября 1990 г., и другие инструкции, методики и рекомендации по расчету и проектированию вентиляции.
Выбор способа дегазации должен производиться в соответствии с Руководством по дегазации угольных шахт, выбор средств пылеподавления с Руководством по борьбе с пылью и пылевзрывозащите на угольных и сланцевых шахтах, разрезах, обогатительных и брикетных фабриках, а тепловые расчеты — по Единой методике прогнозирования температурных условий в угольных шахтах и дополнениям к разделу 4 Единой методики.
В Руководстве изложены порядок проектирования вентиляции шахт, методы определения ожидаемого газовыделения и горные выработки, выбор схем проветривания выемочных участков, тупиковых выработок и шахт, методики расчета расхода воздуха для проветривания горных выработок, воздухонагревательных установок, определения устойчивости проветривания шахт и основные способы повышения ее при конструировании схем, анализ состояния проветривания шахт и др.
Руководство предназначено для всех организаций, занимающихся составлением проектов новых и реконструируемых шахт, проектов подготовки новых горизонтов, паспортов выемочных участков действующих шахт и расчетами расхода воздуха, необходимого для проветривания угольных шахт.

ЕДИНИЦЫ ИЗМЕРЕНИЯ

Аоч — добыча с очистной выработки, т/сут;
Ашп — среднесуточная добыча с шахтопласта, т;
А3 — зольность угля, %;
В — масса одновременно взрываемых ВВ, кг;
bmax — максимальная ширина призабойного пространства, м;
bmin — минимальная ширина призабойного пространства, м;
by — ширина забоя тупиковой выработки по углю, м;
b з.д. — ширина условного пояса газового дренирования угольного массива через поверхности обнажения пласта в подготовительных выработках, м;
С — допустимая концентрация газа в исходящей вентиляционной струе, % (по объему);
dmp — диаметр трубопровода, м;
Н — глубина разработки, м;
Mcni — расстояние по нормали между кровлей разрабатываемого и почвой сближенного (при подработке) 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;
hв — давление вентилятора, дала;
hyч — депрессия выемочного участка, даПа;
hоч — депрессия очистной выработки, даПа;
Iв.п. — абсолютное метановыделение из выработанного пространства, м3/мин;
1оч — абсолютное метановыделение из очистной выработки, м3/мин;
1п — абсолютная метанообильность тупиковой выработки, м3/мин;
I о.у. — абсолютное метановыделение из отбитого угля, м3/мин;
I — абсолютное метановыделение на выемочном участке, м3/мин;
Iпов — абсолютное метановыделение из неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м3/мин;
kH — коэффициент неравномерности газовыделения;
k0.3. — коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному пространству;
kym. в — коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство;
kут.вн — коэффициент, учитывающий утечки воздуха через вентиляционные сооружения;
kmd — коэффициент турбулентной диффузии;
k в.n — коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного в призабойное пространство очистной выработки;
k э.n — коэффициент, учитывающий эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка;
kT — коэффициент, учитывающий изменение метановыделения во времени;
Lкр — длина крыла, м;
Lоч — длина очистного забоя, м;
Lmp — длина трубопровода, м;
L оч.p - длина очистного забоя, для которой рассчитывается максимально допустимая нагрузка, м;
Lп — длина тупиковой выработки, м;
Lзв — длина звена трубопровода,м;
M в — вынимаемая полезная мощность пласта ,м;
m в. пр. — вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;
mcni - суммарная мощность угольных пачек отдельного (i-го) сближенного пласта (спутника), для спутника, состоящего из углистосланцевых пород, принимается равной половине его действительной мощности, м;
Qyч — расход воздуха на выемочном участке, м3 /мин;
QK — расход воздуха для проветривания камеры, м3/мин;
Qоч— расход воздуха для проветривания очистной выработки, м3/мин;
Qym.вn — утечки воздуха через надшахтное здание и вентиляционный канал, м3/мин;
Qш — расход воздуха в шахте, м3 /мин;
Qз.п.— расход воздуха, который необходимо подавать в призабойное пространство тупиковой выработки, м3/мин;
qуч — относительная метанообильность выемочного участка, м3/т;
qоч — относительная метанообильность очистной выработки, м3 /т;
q пор — относительное метановыделение из вмещающих пород, м3/т;
q nl — относительное метановыделение из разрабатываемого пласта, м3 /т;
q сп — относительное метановыделение из сближенных пластов (спутников), м3/т;
q ш — относительная метанообильность шахты, м3/т;
qcn.ni — относительное метановыделение из отдельного подрабатываемого (верхнего) пласта (спутника), м3/т;
qcn.ni — относительное метановыделение из отдельного надрабатываемого (нижнего) пласта (спутника), м3/т;
q o.y — относительное метановыделение из отбитого угля, м3/т;
q o.n. — относительное метановыделение из очистного забоя, м3/т;
Rmp — аэродинамическое сопротивление трубопровода, км (даПа • с2/м6);
r — удельное аэродинамическое сопротивление выработки, к/г/м;
S оч — площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, м 2
S — площадь поперечного сечения выработки в свету,м2;
Sуг — площадь забоя тупиковой выработки по углю, м2;
Тпр — время проведения тупиковой выработки, сут.;
tn — естественная температура пород, °С;
V — скорость движения воздуха, м/с;
Vоч — скорость подвигания очистного забоя, м/сут;
Vmax — максимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в очистной выработке, м/с;
V min — минимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в призабойном пространстве тупиковой выработки, м/с;
Vm — скорость транспортирования угля по лаве, м/мин;
Vdaf - выход летучих веществ, %;
W — пластовая влажность угля, %;
Хг — природная метаноносность пласта, м3/т сухой беззольной массы (м3/т с.б.м.);
X — природная метаноносность пласта, м3/т;
Х0 — остаточная метаноносность угля, м3/т;
Хо.г — остаточная метаноносность угля, м3/т с.б.м.;
Х'0 — остаточная метаноносность угольного пласта после его надработки или подработки, м3/т;
Xcni — природная метаноносность i-го пласта (спутника),мЗ/т;
а — коэффициент аэродинамического сопротивления, км • м4 (даПа • с2/м2);
a — угол падения пласта, град.:
γ— плотность угля, т/м3;
γв — плотность воздуха, кг/м3;
γi — плотность угля і-го пласта (спутника), т/м3.

I. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

Материалы для проектирования вентиляции новых и реконструируемых шахт, а также на период строительства предоставляются заказчиком в соответствии с Временной инструкцией по разработке проектов и смет для промышленного строительства СН 202-81.
Состав рудничного воздуха, климатические условия в подземных выработках, допустимые содержания диоксида углерода (углекислого газа), метана, вредных газов и пыли, скорость движения воздуха в горных выработках должны соответствовать требованиям действующих Правил безопасности в угольных и сланцевых шахтах (ПБ). Тепловлажностные параметры атмосферного воздуха, теплофизические характеристики горных пород, геотермические ступени при выполнении расчетов принимаются в соответствии с Единой методикой прогнозирования температурных условий в угольных шахтах.
Проветривание строящихся, реконструируемых и действующих шахт осуществляется по проекту вентиляции, предусмотренного в общем проекте шахты.
На действующих шахтах дополнительно к проекту вентиляции производятся расчеты расхода воздуха, необходимого для проветривания горных выработок и шахты в целом, выбор способов и средств проветривания тупиковых выработок, разрабатываются мероприятия по управлению метановыделением средствами вентиляции и по обеспечению надомного проветривания шахты.
Проект вентиляции на период строительства новой, реконструкции или подготовки горизонтов действующей шахты разрабатывается проектными институтами, проектными конторами, группами шахтостроительных комбинатов (трестов) и производственных объединений. В подготовке исходных данных и выдаче рекомендаций по отдельным вопросам при разработке проектов участвуют геологоразведочные организации, шахты, научно-исследовательские институты и ГВГСС.
* Далее по тексту вместо «скорость движения воздуха» будем писать «скорость воздуха».
1.1. Геологоразведочные организации
1.1.1. Согласно Положению о порядке передачи разведанных месторождений полезных ископаемых для промышленного освоения, утвержденному отраслевым органом управления, геологоразведочные организации предоставляют организациям, занимающимся составлением прогноза газообильности:
• данные о природной метаноносности угольных пластов и вмещающих пород в пределах полей проектируемых шахт;
• схемы и карты опробования рабочих пластов с прогнозом газоносности и нанесением верхних границ зоны метановых газов, геологических нарушений, изогипс почвы или кровли пластов, геологоразведочных скважин (с указанием их номеров, отметок устьев и пересечений пластов, мощности и структуры пластов), линий геологических разрезов и, если возможно, изогаз; при отсутствии изогаза указывается природная метаноносность в м3/т с.б.и. по скважинам газового опробования;
• результаты технического анализа угольных пластов и пропластков, массовый и объемный выход летучих веществ, логарифм удельного электросопротивления антрацитов, пластовую влагу, зольность угля и генетическую классификацию углей в процентах;
• схематические геологические разрезы с нанесением верхних границ зоны метановых газов и, если возможно, изогаз;
• геологические разрезы скважин по форме, принятой в данном бассейне или районе, с обязательным нанесением всех пластов и пропластков угля и углистого сланца, с указанием их мощности, расстояний между ними, структуры вмещающих пород и коэффициента крепости пород по шкале проф. Протодьяконова;
• данные об обводненности пересекаемых породных и угольных пластов;
• данные о геотермических условиях пересекаемых породных и угольных пластов;
• константу, характеризующую химическую активность угля по отношению к кислороду воздуха; группы угольных пластов, склонных к самовозгоранию и опасных по внезапным выбросам;
• процентное содержание в угле компонентов группы фюзинита.
1.1.2. Документация должна быть выполнена в соответствии с Временными техническими требованиями угольной промышленности к геологоразведочным работам и исходным геологическим материалам, предоставляемым для проектирования нового строительства и реконструкции шахт и разрезов, утвержденными отраслевым органом управления.
1.2. Угольные шахты
1.2.1. Предоставляют организациям, занимающимся составлением прогноза газообильности:
• данные о фактической метанообильности шахт, шахтопластов, крыльев, этажей, выемочных участков и отдельных выработок за период работы в соответствии с Инструкцией по контролю состава рудничного воздуха, определению газообильности и установлению категорий шахт по метану;
• гипсометрические планы рабочих пластов с их выходом на поверхность в пределах границ поля действующей шахты и смежных с ними участков пластов, для которых необходимо составить прогноз метанообильности или углекислотообильности горных выработок. На гипсометрическом плане каждого угольного пласта должны быть нанесены: верхняя граница зоны метановых газов, геологические нарушения угольных пластов, установленные по данным геологической разведки и в процессе ведения горных работ, геологоразведочные скважины с указанием их номеров, отметок устья и пересечения пласта, фактической мощности и структуры пласта и пересекаемых пород, результатов технического анализа угля, коэффициенты крепости вмещающих пород по шкале проф.Протодьяконова;
• планы горных выработок по каждому разрабатываемому угольному пласту в пределах отработанной части шахтного поля действующей шахты, смежной с той частью шахтного поля, для которой требуется составить прогноз;
• на каждом плане горных- выработок необходимо указать границы отработанных за каждый месяц площадей пласта на этажах (горизонтах), мощность пласта на площади отработки его за каждый месяц (общая, вынимаемая), геологические нарушения, обнаруженные в процессе ведения горных работ, места внезапных выбросов, внезапных прорывов метана из почвы и суфлярных выделений метана (с указанием продолжительности и расхода его), места очагов действующих и списанных эндогенных пожаров, фактическая месячная добыча угля, число дней, в которые производилась добыча угля в каждом месяце, способы управления кровлей и выемки угля в очистных забоях, дегазационные скважины;
• прилагаемую к плану горных выработок записку, в которой указаны способы и эффективность дегазации разрабатываемого пласта, сближенных пластов и выработанного пространства, параметры применявшихся способов дегазации, время и место подработки или надработки разрабатываемого пласта;
• геологические разрезы по стволам и квершлагам с нанесением всех пластов и пропластков угля и углистого сланца с указанием их мощности и строения;
• результаты технического анализа пластов и пропластков угля и углистого сланца.
1.2.2. При реконструкции шахты, кроме перечисленного выше, шахты предоставляют проектной организации:
• результаты газовой и депрессионной съемок и маркшейдерские данные о состоянии горных выработок на момент проектирования;
• акты обследования состояния вентиляционных установок главного проветривания;
• схему вентиляции с фактическим распределением расхода воздуха.
1.2.3. На действующих шахтах обеспечение проветривания горных выработок возлагается на участок вентиляции и техники безопасности (ВТБ).
1.2.4. На каждой вахте определяют фактическую (ожидаемую) газообильность выемочных участков и тупиковых выработок и шахты в целом в соответствии с разделом 3 настоящего Руководства, производят необходимые расчеты по газовому фактору, решают вопросы целесообразности применения дегазации согласно Руководству по дегазации угольных шахт и данным о фактическом газовом балансе выемочных участков и тупиковых выработок с учетом склонности пластов угля к самовозгоранию, внезапным выбросам и прорывам метана из почвы; рассчитывают расход воздуха для проветривания шахты, выбирают схемы проветривания тупиковых выработок и разрабатывают мероприятия по управлению метановыделением средствами вентиляции и по обеспечению проветривания шахты.
1.2.5. Расчеты расхода воздуха, необходимого для проветривания отдельных выработок и шахты в целом, должны вы-
полниться ежегодно на следующий год и раз в 5 лет в соответствии с производственными программами развития горных работ.
При ежегодных расчетах расход воздуха определяется на начало года, а также для проведения горных работ, при которых возникает наибольшая потребность в воздухе. При изменении по сравнению с принятыми при расчетах геологических или горнотехнических условий (газообильности, добычи, скорости проведения выработок, массы одновременно взрываемых взрывчатых веществ, мощности установленного оборудования и т.п.) расчеты по отдельным объектам и при необходимости по шахте должны производиться повторно. Для новых очистных и тупиковых выработок, выемочных участков и камер расчеты производятся при разработке паспортов. В тех случаях, когда ожидаемое метановыделение определялось по природной метаноносности, по мере накопления данных о фактическом метановыделении должен производиться повторный расчет расхода воздуха.
Расчет на пятилетие выполняется депрессионной службой ГВГСС при участии шахты во время производства депрессионных и газовых съемок на шахте для периода наибольшей потребности в воздухе. При этом проверяется возможность пропуска расчетного расхода воздуха по горным выработкам, устойчивость проветривания и при необходимости разрабатываются мероприятия по совершенствованию (обеспечению) проветривания шахты (см.раздел 13).
1.2.6. Выполнение расчета расхода воздуха возлагается на участок вентиляции и техники безопасности (ВТВ), начальника вентиляции шахты или лицо, выполняющее его функции. Результаты расчетов должны быть утверждены главным инженером шахты.
1.2.7. Основными исходными материалами для расчетов расхода воздуха являются: производственная программа и календарные планы развития горных работ, схема вентиляции, результаты измерения расхода воздуха и концентрации газов в выработках. При наличии должны использоваться также данные газовых и депрессионных съемок.
1.2.8. Расчеты расхода воздуха выполняются для всех предусмотренных годовой программой очистных выработок, выемочных участков, тупиковых выработок и камер, поддерживаемых и погашаемых выработок. Определяются утечки воздуха через вентиляционные сооружения. Общий расход

2. ПОРЯДОК ПРОЕКТИРОВАНИЯ ВЕНТИЛЯЦИИ УГОЛЬНЫХ ШАХТ

2.1. Проектирование вентиляции новых шахт и на период строительства
2.1.1. Для принятых в проекте последовательности отработки пластов, системы разработки и ее основных параметров (порядок отработки выемочных полей, скорость подвигания очистных и тупиковых забоев, технология выемки и др.) определяется газообильность очистных и тупиковых выработок и выемочных участков (см.разделы 3 и 4) и выбираются способы дегазации (см.Руководство по дегазации уголыных шахт).
По метанообильности выемочного участка и принятой нагрузке на очистной забой выбираются возможные варианты наиболее приемлемых схем проветривания (см.разделы 6 и 8).
Рассчитывается максимально допустимая нагрузка на очистной забой для выбранных вариантов схем по газовому фактору (см.раздел 7) и сравнивается с нагрузкой, принятой по пропускным способностям ведущих технологических процессов (звеньев). Если последняя больше расчетной, то пересматривается схема проветривания выемочного участка с корректировкой прогноза метанообильности, нагрузки на очистной забой по газовому фактору и принимается минимальная из них.
2.1.2. На основе анализа отбираются варианты, подлежащие экономическому сравнению.
2.1.3. Для каждого из рассматриваемых вариантов конструируется схема проветривания панели, блока (определяемая, как правило, схемой проветривания выемочного участка), что практически предопределяют варианты схем подготовки шахтного поля, подлежащие сравнению. Число очистных забоев в шахте, в панели (блоке) в первом приближении принимается,) исходя из планируемой производственной мощности.
2.1.4. По каждому из сравниваемых вариантов рассчитывается расход воздуха для проветривания блока или шахты (см.раздел 8).
2.1.5. Составляются возможные варианты схем проветривания шахты. Схема проветривания шахты принимается на основе анализа основных технических решений в увязке со всеми ведущими технологическими процессами (звеньями).
Выполняются технико-экономические расчеты и устанавливается число анализируемых вариантов.
2.1.6. Для принятого наиболее экономичного варианта схемы проветривания производится расчет вентиляции на первый период (15-25 лет) эксплуатации шахты (см.ниже). В зависимости от схем вскрытия, подготовки и схемы вентиляции могут потребоваться расчеты на остальные периоды.
2.1.7. Для первого периода устанавливаются наиболее характерные этапы развития шахты (сдача шахты в эксплуатацию, освоение проектной мощности, максимальное развитие горных работ, ввод новых горизонтов, блоков и т.п.) и для них составляются схемы проветривания шахты.
2.1.8. Для каждой такой схемы производится расчет расхода воздуха в соответствии с Руководством (см.разделы 6 и 8) и тепловой расчет в соответствии с Единой методикой прогнозирования температурных условий в угольных шахтах, если естественная температура пород для проектируемой глубины разработки достигает 30° и более.
2.1.9. Производится расчет и выбор воздухонагревательной установки (см.раздел 12).
2.1.10. Для каждого этапа отработки и соответствующей ему схемы проветривания рассчитывается депрессия шахты и выбирается способ проветривания (см.раздел 9).
2.1.11. В соответствии с Руководством производится анализ устойчивости проветривания шахты (см.раздел 11).
2.1.12. Выбираются способы и средства проветривания тупиковых выработок (см.раздел 5).
2.1.13. Выбираются вентиляционные установки главного проветривания, приводные электродвигатели и определяются режимы работы вентиляционных установок (см.раздел 10).
2.1.14. На период строительства шахты:
• составляется прогноз метанообильности (углекислотообильности) тупиковых выработок (см.разделы 3 и 4);
• выбираются варианты схем проветривания стволов при их проходке, армировке, а также при проведении горизонтальных и наклонных выработок с учетом календарного плана работ;
• выбираются схемы и средства для проветривания башенных копров;
• производится расчет расхода воздуха для каждой тупиковой выработки, выбор трубопроводов и средств проветривания по периодам развития горных работ, которые определяются соединением новых выработок в замкнутую сеть, позволяющую увеличить число подготовительных выработок, проветриваемых за счет общешахтной депрессии;
• в каждый период развития горных работ определяются рас ход воздуха для проветривания горных выработок в соответствии с Руководством (см. разделы 3, 6 и 8) и осуществляется тепловой расчет в соответствии с Единой методикой прогнозирования температурных условий в угольных шахтах и дополнениями к разделу 4 Единой методики, если естественная температура горных пород для проектируемой глубины разработки достигла 30°С и более;
• производится расчет воздухонагревателъной установки и вы бор места для нее;
• определяются режимы работы вентиляционной установки период проходки стволов и проведения тупиковых вы работок. Выбор вентиляционной установки может осуществляться по периодам развития горных работ.
2.2. Проектирование вентиляции реконструируемых шахт и новых горизонтов на действующих шахтах
При проектировании вентиляции реконструируемых шахт необходимо, кроме указанных в подразделе
2.1 требований, выполнение дополнительных работ.
2.2.1. Для определения источников и величины метановыделения, то есть для составления газового баланса по шахте, следует проводить специальные газовые съемки на выемочных участках и по шахте в целом по методике, изложенной в Руководстве по производству депрессионных и газовых съемок в угольных шахтах.
2.2 2. Для определения фактических аэродинамических сопротивлений ветвей, мест утечек и их величины используются также данные депрессионной съемки выработок шахты, а при необходимости проводятся дополнительно депрессионные съемки. Аэродинамическое сопротивление существующих выработок, используемых при реконструкции, принимается равным фактическому, если выработки находятся в удовлетворительном состоянии.
2.2.3. При изменении схем проветривания для повышения устойчивости вентиляции следует избегать диагоналей или стремиться к уменьшению их числа, правильно размещать отрицательные регуляторы, сокращать число вентиляционных установок главного проветривания (до одной на крыло, блок).

3. ПРОГНОЗ МЕТАНООБИЛЬНОСТИ ВЫРАБОТОК УГОЛЬНЫХ ШАХТ

3.1. Общие положения
Ожидаемая метанообильность горных выработок для вновь проектируемых и новых горизонтов действующих шахт определяется по метаноносности угольных пластов и вмещающих пород, а для действующих шахт — по фактической метано-обилъности выработок — аналога данного шахтопласта. В тех случаях, когда сведения о фактической метанообильности отсутствуют или не могут быть использованы (при вскрытии новых пластов, при изменении системы разработки, способа у правления кровлей, при подработке или надработке пласта), допускается расчет ожидаемого метановыделения по природной метаноносности угольных пластов и пород.
Природная метаноносностъ пласта для действующих шахт принимается по данным геологоразведочных или научно-исследовательских организаций, а при отсутствии таких данных определяется по результатам газовых съемок в тупиковых выработках в соответствии с пунктом 3.2.2.
Для расчета ожидаемой метанообилъности по метаноносности необходимые исходные материалы предоставляются в соответствии с подразделом 1.1.Кроме того, для составления прогноза необходимо иметь данные о последовательности отработки пластов, системе разработки и ее основных параметрах, в том числе: о порядке отработки выемочных копей (прямое, обратное); количестве подэтажей в этаже (при разработке пласта по простиранию); длине и скорости подвигания очистных и тупиковых забоев (стволов, уклонов, штреков и т д ); способе выемки угля в очистных и тупиковых забоях; величине заходки при проведении тупиковых выработок, продолжительности времени, прошедшего от отбойки до выдачи угля из участка, шахты; эксплуатационных потерях угля: способах управления кровлей; способах поддержания вентиляционных выработок на выемочных участках; способах проведения тупиковых выработок (одинарными или параллельными забоями, широким ходом, проходке стволов бурением и т.д.); размерах тупиковых выработок (в свету, вчерне); ширине целиков между параллельными тупиковыми выработками; подработке (надработке) пласта; длине очистного забоя,
который подработал или надработал пласт, и для него рассчи тывается ожидаемая метанообильность выемочного участка вынимаемой мощности подрабатываемого пласта.
Фактическое метановыделение рассчитывается на основании измерений расхода воздуха и концентраций газов, выполняемых участком ВТБ (вентиляционной службой) при помог переносных приборов, и телеинформации о концентрации метана и расходе воздуха, выдаваемой аппаратурой аэрогазового контроля (АГК).
Телеинформация, выдаваемая аппаратурой АГК, используется при определении фактической метанообильности выемочных участков, тупиковых выработок, крыла и шахты в целом.
Частота и пункты измерений концентрации метана и рас хода воздуха выбираются согласно требованиям ПБ. Фактическое метановыделение определяется в соответствии с Инструкцией по контролю состава рудничного воздуха, определению газообильности и установлению категорий шахт по метану по изложенной в пункте 3.3.2 методике на основании обработки результатов измерений за период устойчивой работы выемочного участка по добыче после посадки основной кровли менее чем за три месяца, предшествующих расчету, а при наличии телеизмерений расхода воздуха с записью на само пишущем приборе — не менее чем за месяц.
3.2. Прогноз метанообильности тупиковых выработок .
3.2.1. По природной метаноносности пласта
Метановыделение в тупиковую выработку (1п, м3/мин), проводимую по угольному пласту, определяется по формуле
I n= Inов + Iо.у.п. (3.1.)
где Inов — метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м3/мин; Iо.у.п. — метановыделение из отбитого угля, м3/мин.
Метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта определяется по формуле
Inов= 2.3 * 10 –2 mnvn(x-x0)kT (3.2)
Где mn— полная мощность угольных пачек пласта, м; если в сечении выработки выше пласта, по которому она проводится, имеется угольный пропласток, то в mn следует включить
мошность этого пропластка:
vn— проектная скорость подвигания забоя тупиковой виработки, м/сут; X — природная метаноносность пласта, м3/т; определяется по формуле
X=X гkWAз (3.3)
гае Хг — природная метаноносность пласта, м3/т с.б.м; значение Хг принимается по данным геологической разведки.
При расчете метановыделения в наклонные тупиковые выработки значение Хг принимается для восстающих выработок на глубине устья выработки, а для нисходящих — на глубине проектной длины выработки;
Х0 — остаточная метаноносность угля, м3/т; для каменных углей и антрацитов с объемным выходом летучих веществ Vdafоб>165 мл/г с.б.м. определяется по формуле (3.4), а для антрацитов с Vdafоб от 100 до 165 мл/г с.б.м. — по формуле
(3.34);
Хо = Xо.г k WAз ; (3.4)
Хо.г — остаточная метаноносность угля, м3/т с.б.м.; принимается по табл. 3.1 в зависимости от выхода летучих веществ или определяется по формуле
Хо.г = 18,3 (Vdaf) –6 ;
Vdaf — выход летучих веществ, %;
k WAз — коэффициент пересчета метаноносности пласта на уголь, (доли ед.) находим по формуле
k WAз = 100-W-A3 (3.6)
100
W,A3- соответственно пластовая влажность и зольность угля, %;
kT — коэффициент, учитывающий изменение метановы-деления во времени, доли tд.; зависит от времени Тnp, прошедшего от начала выработки до момента определения I пов
принимается по табл.3.2 или рассчитывается по формуле
kT = 1 - 0,91 охр (- 0,022 Тпр). (3.7)
Таблица 3
Остаточная метаноносность углей
Выход летучих веществ, %
2-8
8-12
12-18
18-26
26-35
35-42
42-50

Остаточная мета ноносность углей
Xoj , м3 /т с. б. м.
12,1-5,3
53-41
4,1-3,2
3,2-2,6
7 6-2,2
2,2-1,9
1,9-1,7

Таблица 3.2
Значения коэффициента kT в зависимости от Тпр
Тпр, с. 1
kT Тпр, сут
kT Tnр, сут.
kT
1
0,11
15
0,35
75
0.83

2
0,13
20
0,41
90
0,87

3
0,15
25
0,47
105
0,91

4
0,17
30
0,53
120
0,94

5
0,18
45
0,66
150
0,97

10
0,27
60
0,76
200
0,99

> 200
1,00

При определении метановыделения из неподвижных обнаженных поверхностей пласта остановленной выработки
I остпов в формулу (5.2) подставляется величина kT, определяемая
как разность между значениями этого коэффициента, рассчитанными для времени Тпр + Тост и Тост, где Тост — время, прошедшее с момента остановки работ по проведению выработки до их возобновления, сут.
Метановыделение из отбитого угля зависит от способа выемки и определяется следующим образом. При выемке угля комбайнами, буровым способом (выбуриванием) или отбойными молотками по формуле
Iо.y.n=Jkmy(X-X0) (3.8)
где j — техническая производительность комбайна, бурового станка или суммарная производительность проходчнхов по выемке угля, т/мин. Принимается для комбайнов по табл.5.3. ,для буровых станков — по их техническим характеристикам. а при выемке угля отбойными молотками определяется по формуле
j = n np N в (3.9)
60 Т см
где n np — 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.
kmу — коэффициент, учитывающий степень дегазации отбитого угля, доли од.; находим по формуле
kmу =аТв у (3.10)
где Ту — время нахождения (дегазации) угля в призабойном пространстве, мин;
a, b — коэффициенты, характеризующие газоотдачу из отбитого угля; принимаются при дегазации отбитого угля (время транспортирования угля)
Ту <6 мин. соответственно равными 0,052 и 0,71, а при Ту > 6 мин а = 0,118, а в = 0,25.
Значение Ту рассчитывается по формуле
Ty = S угLцγ (3-11)
j
где S уг — площадь сечения выработки по углю в проходке, м2;
Lц — 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 (ранами), но не менее одного метра, при выбуривании пласта — подвиганию забоя за цикл,
а при выемке угля отбойными молотками — шагу установка крепи.
Таблица 3.3
Техническая производительность нарезного и проходческих комбайнов
Тип
комбайна

ЧПП2Щ

ЧПП2М

КН78
ЧПП5
ЧПУ

ПКЗР

гпксн,
ЧПП2
гпкс, ггжсп, гпксв

Техническая производительность комбайна
0,5
0,7
0,8
1,0
1,2
1,4
1,5
1,8

При проведении выработок буровзрывным способом Iо.у.п. определяется по формуле
Iо.у.п. = 9 * 10 –3 Sуг L взγ (X-X0) (3.12)
где L вз— подвигание угольного забоя за взрывание, м;
γ — плотность угля, т/м3.
Максимальное метановыделение в призабойное пространство при ведении буровзрывных работ по углю определяется по формуле
Iз.п. max = 0,05Sуг Lв.з γ (Х-Х0) (3.13)
Метановыделение в призабойное пространство тупиковой выработки (Lв.з) при выемке угля комбайнами, отбойными молотками или выбуриванием определяется по формуле (3.1).
В этом случае при определении Iпов по формуле (3.2) длина призабойного участка выработки принимается равной 20 м при нагнетательном способе проветривания и 50 м — при нагнетательно-всасывающем с применением пылеулавливающих установок. Время проведения участка выработки Тпр рассчитывается как частное от деления длины призабойного участка на скорость проведения выработки, Io.у.п и коэффициент kmy определяются соответственно по формулам (3.8), (3.10), а Ту — по формуле (3.11).
Метановыделение в параллельные тупиковые выработки определяется по формулам:
при одновременном подвигании забоев
I п.пар= 2 (I пов+ I о.у.п.); (3,14)
при проведении второй выработки после окончания проведения первой
I п.пар = I пов +I остпов +Iо.у.п (3.15)
Значения Іпов, I остпов, Iо.у.п рассчитываются как для одиночных выработок по формулам, приведенным выше.
При пересечении угольных пластов ожидаемое метановыделение в тупиковые выработки определяется по формуле (3.1). При этом в формуле (3.2) коэффициент kT определяется для времени
T np =m в.пр + √S cos a пл + 8/V n
Vn sin a пл (3.16)
где m в.пр — полная мощность угольного пласта с учетом породных прослоек, м;
апл -угол падения пласта, град.
Если выработка пересекает несколько угольных пластов, то ожидаемое метановыделение в выработку определяется как сумма метановыделений из последнего пересекаемого пласта и обнаженных поверхностей ранее пересеченных пластов. Метановыделение с обнаженной поверхности ранее пересеченного угольного пласта находится по формуле (3.2), при этом значение kT, определяется как разность между значениями этого
коэффициента, рассчитанными для времени
Т пр = l у / Vn и Т = l у / Vn
Где l у — расстояние от места полного обнажения ранее пересеченного пласта до забоя, м.
При проведении выработок вприсечку к выработанному пространству метановыделение определяются по формуле
In = a г І пов + 0,1 I о.у.п. + I’ в.п. (3.17)
где аг — коэффициент, учитывающий газоотдающие свойства пласта; принимается равным 0,1 при расстоянии (lст, м) от ранее обнаженной стенки до стенки присечной выработки со стороны угольного массива lcm <bз.д, а при lст = b з.д — равным 0,5;
I’ в.п — метановыделение из выработанного пространстве прилегающего к тупиковой выработке, м3/мин; b з.д — ширина условного пояса дренирования уголыного массива через поверхность обнажения пласта в подготовительных выработках, м; значение b з.д принимается по табл. 3.5 я зависимости от выхода летучих веществ из угля.
Метановыделение из выработанного пространства рассчитывается после анализа распределения воздуха в вентиляционной сети района проведения присечной выработки и оценки возможности поступления метана из выработанного пространства в выработку в соответствии с типовыми вентиляционными схемами, приведенными на рис. 3.1.
Для вентиляционных схем, приведенных на рис. 3.1 (а, b), метановыделение из выработанного пространства не поступает в выработку и I’ в.п = 0.
Для вентиляционных схем, приведенных на рис.3.1 (в,г), метановыделение из выработанного пространства рассчитывается по формуле
I’ в.п= 1,1 k ocm I в.п (3,18)
где 1,1 — коэффициент, учитывающий влияние изменения барометрического давления на выделение метана из ранее отработанного выемочного участка;
I в.п — метановыделение из выработанного пространства в
пределах выемочного участка с учетом газа, извлекаемого дегазационной установкой и изолированным отводом метана за пределы выемочного участка, м3/мин.
kocm — коэффициент, учитывающий изменение метановыделения из выработанного пространства во времени, доли ед.; принимается по табл. 3.4 в зависимости от времени, прошедшего с момента окончания отработки выемочного участка (T1, мес.) до начала проведения выработки, или определяется
по формуле
k oст = ехр(-0,53T0,61) (3.19)
При T1 >8 месяцам kocm = 0,16;
Рис. 3.1. Типовые схемы проведения тупиковых выработок, проводимых, вприсечку к выработанному пространству
Таблица 3.4
Значение коэффициента kост в зависимости от времени Т1
Т1 , мес.
0,5
1
1,5
2
2,5
3
4
5
6
8 и более

Кост
0,71
0,59
0,51
0,45
0,40
0,36
0,29
0,25
0,21
0,16

Значение Iв.п для проектируемых шахт определяется по формуле (3.82), а значения коэффициентов эффективности дегазации, входящие в формулу (3.62), принимаются равными нулю; для действующих шахт 1вп — "по результатам газовом съемки, выполненной в соответствии с Руководством по про изводству депрессионных и газовых съемок в угольных шахтах
При проведении выработок по газоносным породам ожидаемое метановыделение определяется по рекомендациям МакНИИ
Метановыделение при бурении скважин (Iб, м3/мин) определяется по формуле (3.20), а при расширении скважин (Iр, м3/мин) — по формуле (3.21).
Iб= (Х-Х0)(3,27٠10 –3 d ск.б√(Lск V ск) +0.09 d 2 ск.б y 4√(Lск.с V3 б)); (3.20)
Iр= (Х-Х0)(3,27٠10 –3 d ск.б√(Lск V ск )+0.09 (d 2 ск.р - d 2 ск.б) y 4√(Lск.р V3 б)); (3.21)
где d ск.б , d ск.р — соответственно диаметры скважин при их бурении и расширении, м;
LСК — длина скважины, м;
VCK — средняя скорость проведения скважин, м/сут;
Vб — скорость подачи бурового инструмента, м/мин;
LСkС — планируемое максимальное подвигание скважины за смену, м.
При проходке вертикальных стволов, шурфов и других выработок буровзрывным способом и при пересечении ими угольных пластов ожидаемое метановыделение в призабойное пространство ствола (/3 с, м3/мин) определяется по формуле
І з.с = І пов с + Іо.у.с (3,22)
где І пов с — метановыделение из неподвижных обнаженных поверхностей пересекаемого пласта, м3/мин;
І оус — метановыделение из отбитого угля, м3/мин.
При пересечении стволом нескольких угольных пластов расчет ожидаемого метановыделения производится по каждому из них. К дальнейшим расчетам принимается наибольшее из полученных значений I з. с .
Метановыделение I пов.сиIо.у.с определяется по формулам
I пов.с = 3,3 · 10 –2 m n D 1 X [0,0004 (V daf)2 + 0,16]; (3.23)
I о.у.с = 2,0 · 10 -3 m n D 2 1 γ (X-X 0) (3.24)
где D1 — диаметр ствола в проходке, м;
mn — полная мощность угольных пачек пласта, м.
При проведении стволов бурением ожидаемое метановыделение в ствол рассчитывается в период его осушения по формуле
nпл
І з.с.=7,65 · 10 –5 D 2 Σ m ni xi (3.25)
і=1
где D2 — диаметр ствола в свету, м;
mni — полная мощность угольных пачек і-го пласта, пересекаемого стволом, м;
Xі — природная метаноносность і-гo пласта, пересекаемого стволом, м3/т;
n пл — число пересекаемых пластов.
По природной метаноносности пласта определяется метанообильность вертикальных стволов (шурфов) и выработок, проводимых вприсечку к выработанному пространству, без последующего уточнения по фактической метанообильности согласно пункта 3.2.2.
Метанообильность других проектируемых тупиковых выработок, проводимых по угольным пластам, определяется по природной метаноносности в том случае, если нет данных о фактическом метановыделении в выработку (значение (х — x 0)— впоследствии фактическое метановыделение в выработку определяется согласно пункта 3.2.2.
3.2.2. По фактической метанообильности
Расчет ожидаемого метановыделения в проектируемые тупиковые выработки осуществляется по формулам, приведенным в пункте 3.2.1, а значение (х — x 0), входящее в формулы,
принимается согласно данным о фактическом метановыделении с обнаженных поверхностей пласта в выработку — аналог.
Примечание. За выработку-аналог принимается выработка, пройденная по тому же пласту в пределах той же панели, блока, при этом разность вертикальных отметок от ее устья до устья проектируемой выработки не должна превышать 20 м на глубинах до 300 м ниже верхней границы метановой зоны и 50 м при больших глубинах. В окрестности выработки-аналога не должно быть ранее пройденных выработок на расстоянии ближе 20 м. Пласт, по которому проводится (проводилась) выработка-аналог, не должен быть надработан или подработан.
После проведения проектируемой выработки на длину 75 м производится уточнение значения (х — х0) по фактическому метановыделению из обнаженных поверхностей пласта в эту выработку по формуле
Х - Х0 = 43,5 I пов.ф (3.26)
Mn v n.ф k m.ф
где І пов. ф — фактическое метановыделение из обнаженных поверхностей пласта, м3/мин;
ипФ — фактическая скорость подвигания участка выработки, для которого определяется Iпов.ф, м/сут;
k m.ф — коэффициент, учитывающий изменение метано-выделения во времени; определяется по табл. 3.2 или формуле по (3.7) в зависимости от Т пр ф.
Т пр ф — фактическая продолжительность проведения участка выработки, для которого определяется I пов ф, сут.
Фактическое метановыделение из обнаженных поверхностей пласта 1пов ф определяется по специальной методике. В действующей тупиковой части выработки не ближе 10-15 м от ее устья производится измерение расхода воздуха и отбор не менее 5 проб воздуха. Одновременно отбирается не менее 3 проб воздуха перед ВМП, проветривающим данную выработку. Пробы отбираются «мокрым» способом или же в резиновые камеры и должны характеризовать среднюю по сечению выработки концентрацию метана в пунктах отбора. Отбор проб производится с интервалом в 5—10 минут.
Отбор проб следует начинать после выгрузки угля из выботки, но не ранее чем через 2 часа после окончания работ по выемке угля и выполнения противовыбросных мероприятий. По данным наблюдений значение I пов ф определяется по формуле
_ _
I пов ф = 0,01(Cи-C0),
(3.27)
где Qn — расход воздуха в тупиковой выработке в 10-15 м от ее устья, м3/мин;
_
Си — средняя концентрация метана в исходящей струе тупиковой выработки в 10-15 м от ее устья, % (по объему)*;
_
С0 — средняя концентрация метана пород ВМП, %.
Наблюдения для определения 1пов ф должны проводиться при длине тупиковой выработки не менее 75 м, участок выработки, для которого определяется 1пов ф, должен проводиться без остановок (перерывы в выходные и праздничные дни не следует считать остановками).
При содержании метана в исходящей из выработки струе 0,5% и более вместо отбора проб допускается измерение концентрации интерферометром.
Отбор проб или измерение концентрации метана интерферометром выполняются участком ВТБ или ГВГСС.
При проведении наклонных выработок по угольным пластам сверху вниз в тех случаях, когда разность высотных отметок устья и забоя выработки превышает ∆H м, следует периодически определять значение (х — х0) по фактическому метановыделению из обнаженных поверхностей пласта и производить корректировку расчета расхода воздуха по мере изменения длины выработки.
Для "выработок, проводимых на глубине до 300 м ниже
верхней границы метановой зоны, принимается ∆H = 20 м;
для выработок, проводимых на большей глубине, ∆H = 50 м.
Первая корректировка производится при длине выработки
l1, определяемой по формуле
l1= ( ∆H / sin a в ) + 60 (3.28)
* Далее по тексту вместо % (по объему) будем писать %.
где ∆H — разность высотных отметок устья и забоя выработки, м;
a в — угол наклона выработки, град.
Для этого по описанной выше методике в 60 м от забоя выработки и у ВМП производятся наблюдения для определения (х — х0) , а затем по новому значению (х — х0) определяется ожидаемое метановыделение и корректируется расчет расхода воздуха.
Вторая корректировка производится при длине выработке
L1 = (2∆H / sin a в) + 60. (3.29)
Длина выработки, при которой необходимо выполнять третью и последующие корректировки, определяется аналогичным образом
L1 = (3∆H / sin a в) + 60. и т.д. (3.30)
Если разность между проектной длиной тупиковой выработки 1пр и длиной, при которой должна производиться корректировка, менее 60 м, то корректировку можно не выполнять.
Для горизонтальных выработок, проектная длина которых
не превышает 70 м, корректировку значения (х - х0) по фактическому метановыделению также производить не следует.
После корректировки значения (х - х0) по фактическому метановыделению следует, в случае необходимости, произвести перерасчет ожидаемого метановыделения в выработку, определенного при ее проектировании по природной метаноносности пласта или по фактическому метановыделению в выработку-аналог.
Метанообильность проектируемых полевых и погашаемых выработок принимается равной фактической метанообильности действующих (или ранее пройденных) выработок, проводимых (погашаемых) в аналогичных условиях. При отсутствии выработок, проводимых и аналогичных условиях, метанообильность указанных выработок определяется по рекомендациям МакНИИ.
3.3. Прогноз метанообильности выемочного участка
3.3.1. По природной метаноносности пласта
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 метановыделение из разрабатываемого пласта (q пл, м3/т), сближенных угольных пластов (q пл, м3/т),
и вмещающих пород (q пл, м3/т),, т.е. можно записать, что
q уч = qпл + q сп + q пор (3.31)
3.3.1.1. Метановыделение из разрабатываемого пласта
При разработке каменных углей и антрацитов с объемным выходом летучих веществ (V daf об) больше 165 мл/г с.б.м. относительное метановыделение из разрабатываемого пласта определяется по формуле (3.32), а из высокометаморфизованных антрацитов с объемным выходом летучих веществ от 100 до 165 мл/г с.б.м — по формуле (3.33)
qпл =q оп + q о.у + k э.п (х-х0) (3.32)
qпл = k пл + (х-х1) + k э.п (х-х0) (3.33)
где k э.п — коэффициент, учитывающий эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка; принимается по проекту;
х0— остаточная метаноносность угля, оставляемого в выработанном пространстве в целиках, невынимаемых пачках и т.д., м3/т; определяется, кроме высокометаморфизованных антрацитов, по формуле (3.4), а для высокометаморфизованных антрацитов х0 принимается равной х1; х1 — остаточная
метаноносность угля, выдаваемого за пределы выемочного участка, м3/т; определяется по формуле
х1 = k W,A з (0,15 V dafоб - 13,6) (3.34)
Природная метаноносность пластах определяется по формуле (3.3) при соответствующих значениях хг, W и А3.
При отработке пласта длинными столбами по восстания (падению) или полосами по простиранию за хг принимается максимальная, а при других системах разработки — средняя природная метаноносность пласта в пределах этажа (подэтажа, яруса). При разработке подработанных (надработанных) угольных пластов в расчетные формулы вместо х подставляется х’0,
значение которого определяется по формуле (3.54).
Относительное метановыделение из очистного забоя при разработке каменных углей, кроме высокометаморфизованных антрацитов, определяется по формуле (3.35), а для высокометаморфизованных антрацитов — по формуле (3.36)
q o.n = 0,85 xk пл ехр(-п); (3.35)
q o.n = 0,75 k пл (x-x1); (3.36)
где k пл — коэффициент, учитывающий влияние системы разработки на метановыделение из пласта;
k пл = (L оч± 2b з.д) / L оч (3.37)
п — показатель степени, зависящий от скорости подвигания очистного забоя (υоч, м/сут), выхода летучих веществ из угля (V daf, %) и глубины разработки (Н, м);
п = а1 υоч ехр (- 0,001 Н + b1 Vdaf) (3.38)
а.1, b1 — коэффициенты, значения которых принимаются: для углей с выходом
летучих веществ Vdaf ≤ 22 %
а.1 = 1,435, b1= - 0,051; при Vdaf > 22 %
а.1 = 0,152, b1 = 0,051.
1ОЧ — длина очистного забоя, м.
Примечание. 1. При отработке пласта на глубине Н более 1000 м при расчете п по формуле (3.38) значение Н принимается равным 1000 м.
2. При выемке крутонаклонных и крутых пластов щитовыми агрегатами q nл, q o.n определяется соответственно по формулам (3.32), (3.35). При этом скорость подвигания очистного забоя υоч определяется как отношение ширины полосы (см. рис. 6.1 г) ко времени ее отработки в пределах этажа.
Значение b з.д определяется по табл. 3.5 в зависимости от выхода летучих веществ.
Таблица 3.5
Значение b з.д в зависимости от Vdaf
Выход летучих веществ, %
до 8
8-12
12-18
18-26
26-35
более 35

Значение b з.д, м
8
11,0
14,0
18,0
14,0
11,0

В формуле (3.37) 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 оплошной системе разработки, когда вышележащая лава отработана (выработанное пространство выше вентиляционного штрека), а также при комбинированной, когда один штрек пройден, а другой проходит вслед за лавой, а также при отработке крутонаклонных и крутых пластов щитовыми агрегатами типа АЩ, АНЩ k пл = 1.
Если по формуле (3.37) значение k пл < 0,5, то к расчету принимается k пл = 0,5.
Относительное метановыделение из отбитого угля определяется по формуле
q о.у = q’ о.у + q” о.у (3.39)
где q’ о.у — относительное метановыделение из отбитого угля в лаве, м3/т;
q’ о.у = xk пл [l - 85 ехр (- п ) ] (b2kmy + b2k’my (3.40)
q” о.у — относительное метановыделение из отбитого угля в конвейерном (откаточном) штреке, м3/т;
q” о.у = xk пл [l - 85 ехр (- п ) ] b2k”my (3.41)
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 схеме выемки угля; b2 = 1, а b3 = 0 при двухсторонней схеме выемки угля в лаве;
k my, k 'my k "my — коэффициенты, учитывающие степень дегазации отбитого от массива угля соответственно в очистной выработке на конвейере (kmy), на почве в лаве (k'my) и на
конвейере в выработке выемочного участка (k"my), доли ед.;
k my =aTв т.л ; (3.42)
k 'my = aTв т.п.л ; (3.43)
k "my = aTв т.к - aTв т.л ; (3.44)
Т т, л — время нахождения отбитого от массива угля на конвейере в лаве, мин;
Т т, л = lоч / 60v к.л.; (3.45)
v к.л — скорость транспортирования угля в лаве, м/с;
Т т. п. л — 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 выемке крутонаклонных и крутых пластов время нахождения угля в лаве принимается по проекту;
Т т. к — время нахождения отбитого от массива угля в конвейерном (откаточном) штреке в пределах выемочного участка, мин; определяется по формуле
п l
Т т. к = ( ∑) / 60 v mi (3.46)
i-1
где пl — число участков длиной lmi с различной скоростью движения угля;
lmi — протяженность выработки с i-м видом транспорта, м;
vmi — скорость транспортирования угля на участке lmi 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.
Значения коэффициентов а и b, входящих в формулы (3.41), (3.42), (3.43), принимаются в соответствии с пунктом 3.2.1.
При отработке высокометаморфизованных антрацитов значение
q' о.у = 0,15 k nл(x-x1), а q" о.у = 0,10 k nл(x-x1)
3.3.1.2. Метановыделение из сближенных угольных пластов (спутников)
Относительное метановыделение из спутников определяется по формуле
q сп = Σ q сп.пі + Σ q сп.ні (3.47)
Относительное метановыделение как из подрабатываемого q сп.пі , так и из надрабатываемого q сп.ні пласта (спутника) определяется по формуле
q спі = 1,14 υ оч –0,4 mcni / m в (х спі – х 0і) (1- (М спі / М р і )) (3.48)
где m cni — суммарная мощность угольных пачек отдельного
(і-го) спутника, м; для спутника, состоящего из углистосланцевых пород, т спі принимается равной половине его действительной мощности;
xcni — природная метаноносность і-го спутника, м3/т;
x 0i — остаточная метаноносность угля і-го спутника, м3/т; определяется так же, как х0;
тв — вынимаемая полезная мощность разрабатываемого пласта, м;
M cni — расстояние по нормали между кровлей разрабатываемого и почвой сближенного (при подработке) пластов и между почвой разрабатываемого и кровней сближенного (при надработке) пластов, м;
Мр — расстояние по нормали между разрабатываемым и сближенным пластами, при котором метановыделение из последнего практически равно нулю, м.
Если природная метаноносность спутника не определена при разведке месторождения, то она принимается равной метаноносности ближайшего рабочего пласта с поправкой на зольность и влажность спутника, т.е.
х cni = x (100 –Аз.с- Wс ) / (100- Аз.- W ) (3.49)
где Аз.с, Wc — соответственно зольность и пластовая влажность спутника, %.
Величина Мр при подработке пологих и наклонных пластов определяется по формуле (3.50), а при подработке крутонаклонных и крутых пластов — по формуле (3.51)
МР = 1,3 L оч k у.к. k л √ m в.пр(cos aпл + 0,05 kл); (3.50)
МР = k у.к m в.пр (1,2 +cos aпл ); (3.51)
где т в.пр — вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;
k у.к — коэффициент, учитывающий влияние способа управления кровлей; принимается в формуле (3.50) при полном обрушении — 1,0; при частичной закладке, плавном опускании и удержании на кострах — 0,8; при полной закладке — 0,4; а в формулах (3.51) и (3.53) соответственно равен 60,45 и 25;
kл — коэффициент, учитывающий влияние степени метаморфизма на величину свода разгрузки; определяется по формуле (3.52) или принимается по табл. 3.6.
kл = 1,88 ехр (- 0,018 Vdaf); (3.52)
Таблица 3.6
Значение коэффициента kл
Vdaf, %
2-8
8-12
12-18
18-26
26-35
35-40 и более

kл 1,8-1,6
1,6-1,5
1,5-1,35
1,35-1,2
1,2-1,0
1,0-0.91

При определении Мр для лав длиной более 220 м в формулу (3.50) подставляется значение
1ОЧ = 220 м.
При надработке пологих и наклонных угольных пластов значение Мр принимается равным 60 м, а при надработке крутонаклонных и крутых пластов определяется по формуле
Mp = k у.к m в.np(1,2-COS aпл ) (3.53)
Если угольный пласт до его разработки или сближенный пласт был ранее подработан (надработан), то в расчетные формулы вместо х подставляется остаточная метаноносность х'0, величина которой определяется по формуле
х'0= х0 + (х- х0) М' спi / М пp , (3.54)
где М' спi — расстояние по нормали от сближенного до разрабатываемого пласта, который ранее подработал (надработал) его, м.
Если велась заблаговременная дегазация пласта (углепородной толщи), то в формулу (3.54) вместо х подставляется x(l — kд). Значение kд принимается в соответствии с Руководством по дегазации угольных шахт.
Расстояние Мп р при расчете х'0 определяется по горнотехническим параметрам выемочного участка (1ОЧ, т в. пр, kл, kу.к и др.) для пласта, который подработал (надработал) пласт-спутник.
Если х ≤ х0 или х'0≤ х0, то считается, что метан из пласта не выделяется.
3.3.1.3. Метановыделение из вмещающих пород
При наличии данных по метаноносности вмещающих по род относительное метановыделение из них определяется по формулам:
пп
q пор = 1,14 υ –0,4 оч (q пор1 + Σ q порі) (3.55)
і=1
q пор = (3 m в.пр х пор γпор) / γ mв (3.56)
q порі = ((3 m в.пр γпор х порі) / γ m в )(mni/27m в.пр)(1-(М пі) / 30 m в.пр) (3.57)
где q пор 1— относительное метановыделение из вмещающих пород, попадающих в зону интенсивного дробления, принятую равной 3 м в.пр, м3/т;
q порі — относительное метановыделение из вмещающих пород, попадающих в зону трещинообразования, равную 27 м в.пр мЗ/т;
хпор — средняя метаноносность пород в 30-кратной вынимаемой мощности пласта (Мр - 30 м в.пр, м3/т);
х порі — метаноносность і-го слоя вмещающих пород, м3/т;
γпор — средняя плотность пород в зоне 3 м в.пр, т/м3;
Ynopi — плотность і-го слоя вмещающих пород, т/м3;
Mni — расстояние по нормали между кровлей разрабатываемого пласта и почвой метаноносного слоя пород, м;
тп — мощность і-го метаноносного слоя породы, м;
пп — число метаноносных слоев пород в 30 м в.пр.
При отсутствии данных по метаноносности вмещающих пород применяется формула
q пор = 1,14 υ –0,4 оч (х-х0) k c.n (Н-Н0) (3.58)
где k c.n — коэффициент, учитывающий влияние способа управления кровлей и литологический состав пород, доли ед.; значения ого берутся из табл. 3.7;
Но — глубина верхней границы зоны метановых газов, м;
Н — глубина разработки, м.
Таблица 3.7
Значения коэффициента k c.n при различных способах управления кровлей
Способ управления кровлей
Значение k c.n

Полное обрушение
0,00106

Частичная закладка, удержание кровли на кострах, плавное опускание
0,00084

Полная закладка
0,00043

3.3.1.4. Определение ожидаемого метановыделения из очистной выработки и выемочного участка
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 метановыделение из очистной выработки (q оч) и выемочного участка (Q уч ) определяется:
• при схемах проветривания выемочных участков без обособленного разбавления метана по источникам (схемы типа 1-В, 1-К, 1-М) по формулам:
q оч = (q о.п + q 'о.у + q "о.у ) (1-k д.пл)+ k в.п. q 'в.п ; (3.59)
q оч = (q о.п + q 'о.у ) (1- k д.пл ) + q ' в. n ; (3.60)
• при схемах проветривания выемочных участков с обособленным разбавлением метана по источникам выделения (схемы типа 2-В, 3-В) q оч определяется по формуле (3.61), q оч — по формуле (3.60)
q оч = (q о.п + q 'о.у ) (1- k д.пл )+ k в.п. q 'в.п ; (3.61)
где k д.пл — коэффициент эффективности дегазации разрабатываемого пласта, доли од.;
k в.п — коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства в призабойное, доли ед.
Ожидаемое метановыделение из выработанного пространства на выемочном участке — q 'в.п, м3/т; определяется по формуле
q 'в.п, = [k э.п (х-х0) (1- k д.пл) + (Σ q сп.пi + q пор ) (1- k д.с.п) + Σ q сп.нi (1- k д.сн)] (1 - k ‘д.в.п )(1 - k д.в.о ) (3.62)
где k д.с.п — коэффициент, учитывающий эффективность дегазации подрабатываемых сближенных пластов и пород, доли ед.;
k д.с.п — коэффициент, учитывающий эффективность дегазации надрабатываемых сближенных пластов, доли ед.;
k д.в.о — коэффициент, учитывающий эффективность дегазации выработанного пространства, доли ед.;
k ‘д.в.п — коэффициент, учитывающий эффективность изолированного отвода метана, доли ед.; принимается в соответствии с пунктом 6.2.3.
Значения k д.пл’, k д.с.пиkд.с.н принимаются в соответствии
с Руководством по дегазации угольных шахт.
Коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства в призабойное, зависит от схемы проветривания выемочного участка, способа охраны (поддержания) вентиляционной выработки. Для схемы проветривания выемочного участка 1-М k в.п принимается равным единице, а для
других схем проветривания принимается по табл. 3.8 в зависимости от коэффициента, учитывающего поступление (при-течки) воздуха из выработанного пространства в призабойное (k yт.л, доли ед.), и средневзвешенного расстояния (Мср, м) от разрабатываемого пласта до сближенных, или рассчитывается по формуле
k в.п = k yт.л (0,06 М1,23 ср) k yт.л-1 (3.63)
п сп
Σ тспі М спі (Мр - Mcni)
і=1
М ср =—————————: (3.64)
п сп
Σ m cni(Mp-M cni )
i=l
Таблица 3.8
Значение коэффициента k в.n в зависимости от Мср и k yтл
Мср, м
Значения k в.п при k yт.л

0,2
0,4
0,6
0,8
1,0

ДО 10
0,2
0,4
0,6
0,8
1,0

11-20
0,10
0,24
0,42
0,67
1,0

21-40
0,05
0,14
0,30
0,57
1,0

41-70
0,03
0,09
0,23
0,49
1,0

71-100
0,02
0,07
0,19
0,45
1,0

Примечание. При определении q пол по формулам (3.59), (3.61) значение k в.n принимается равным 0,8.
Значения коэффициента k yт.л зависят от схемы проветривания выемочного участка и способа поддержания вентиляционной выработки.
Для возвратноточной схемы проветривания и прямоточной с подсвежением и без подсвежения при примыкании исходящей струи воздуха в пределах выемочного участка к выработанному пространству (схемы типа 1-В, 1-К, 2-В, 3-В (рис. П.2.3)) и поддержании вентиляционной выработки кострами, бутокострами, бутовой полосой с окнами (каналами) или сплошной бутовой полосой шириной до 5 м выделение метана из выработанного пространства в лаву не происходит т.е, k в.n = 0.
Если для поддержания вентиляционной выработки выкладывается сплошная бутовая полоса шириной более 5 м, то k yт.л в зависимости от ее ширины принимается по табл. 3.9.
Таблица 3.9
Значение k yт.л в зависимости от bп
bп, м
6-7
7-9
9-12
12-16
более 16

k yт.л, доли ед.
0,3-0,4
0,4-0,5
0,5-0,7
0,7-6,9
1,0

3.3.2. По фактической газообильности
3.3.2.1. Определение фактической газообильности очистных выработок и выемочных участков
Среднее фактическое газовыделение в очистной выработке при обособленном проветривании рассчитывается по формуле
Ī оч.ф = Ī оч.ф – Ī n.с. – Ī оч.п , (3.65)
где Ī оч.ф — средний расход газа в вентиляционной выработке на расстоянии 15-20 м от очистного забоя, м3/мин;
Ī п.с — средний расход газа в выработке с подсвежающей струей (при схемах проветривания с подсвежением) в 15-20 м перед очистным забоем, м3/мин;
Ī оч. п — средний расход газа, поступающего в очистную выработку со свежей струей воздуха, м3/мин;
_ _
Ī оч. п=0,01 Q очC0 (3.66)
_
Q оч— средний расход воздуха в вентиляционной выработки на расстоянии 15-20 м от очистного забоя, м3/мин;
_
С0 — средняя концентрация газа, поступающего на выемочный участок со свежей струей воздуха, %.
Примечание. Здесь и далее под газом подразумевается как метан, так и углекислый газ.
При последовательном проветривании очистных выработок Ī оч. ф рассчитывается по формуле
Ī оч. ф = Ī оч. ф - Ī оч. п - Ī n.c (3.67)
где Ī оч. п — средний расход газа, поступающего в данную очистную выработку из другой очистной выработки этого же выемочного участка, м3/мин; Ī оч. п определяется по результатам измерений на вентиляционном штреке в 15-20 м перед последовательно проветриваемой лавой.
Среднее фактическое газовыделение в выработки выемочного участка определяется по формуле
Ī оч. ф = Ī 'уч.ф - Ī 'уч.п - Ī уч.o (3.68)
где Ī 'уч.ф — средний расход газа в исходящей из выемочного участка вентиляционной струе на расстоянии 15-20 м от ходка (уклона, квершлага), м3/мин;
Ī 'уч.п— средний расход газа, поступающего на выемочный участок с подсвежающей струей воздуха, м3/мин;
Ī уч.о — средний расход газа, поступающего на выемочный участок со свежей струей воздуха, м3/мин.
При определении фактической углекислотообильности очистных выработок и выемочных участков по формулам (3.65), (3.66) и (3.68) средний расход газа, поступающего к очистную
выработку (Ī оч. п), на выемочный участок с основной струей воздуха (Ī уч. п) и подсвежающей струей (Ī уч. п), определяется по формуле
пв
Ī i.о =0,01 (Са Σ Qi ) / пв (3.69)
i=1

где Са — концентрация углекислого газа в атмосферном воздухе на поверхности шахты, %;
Qi — расход воздуха при отдельных измерениях, м3/мин; при расчете I оч.о принимается равным Qоч, при расчете I уч.о - Qуч., а при расчете I уч.n— Qуч.п;
пв — число измерений расхода воздуха за месяц.
Средняя абсолютная метанообильность выемочного участка рассчитывается по формуле
Ī уч. = Ī уч. ф + 0,835 Ī д.с +0,451 Ī д.п + Ī д.в + Ī д.пл + Ī и.от, (3.70)
где 0,835 и 0,45 — коэффициенты, учитывающие влияние дегазации на увеличение расхода каптируемого метана соответственно подземными скважинами и скважинами, пробуренными с поверхности;
Ī д.с + Ī д.п + Ī д.в + Ī д.пл — средние расходы метана, каптируемого дегазационной установкой соответственно из сближенных пластов подземными и поверхностными скважинами, выработанного пространства и разрабатываемого пласта, м3/мин; определяются в соответствии с методикой, изложенной в Инструкции по контролю состава рудничного воздуха, определению газообильности и установлению категории шахт по метану;
Ī и.от — средний расход метана, отводимого по трубопроводу или неподдерживаемой выработке за пределы выемочного участка, м3/мин;
Ī и.от = Ī к.см1 - Ī к.см2 (3.71)
Ī к.см1 - Ī к.см2— средний расход газа в 15-20 м за и перед камерой смешения, м3/мин.
Средний расход газа в пункте измерений определяется по формуле
пкв
Ī i. = ( Σ ) / пкв (3.72)
i=1
где Іі — расход газа в г-м пункте при отдельных измерениях, м3/мин;
пкв — число определений Іі за квартал (месяц).
Расход газа, проходящего в пункте при каждом измерении определяется по формуле
Іі = 0,01 Qi Сi (3.73)
где Qi — расход воздуха в i-м пункте измерений, м3/мин;
Сi — концентрация газа в воздухе в пункте измерений, % /
При использовании измерений концентрации газа переносными приборами средний расход газа, проходившего в пункте измерений в течение месяца, определяется по формуле (3.74), а при использовании телеинформации — по формуле (3.75)
пв пn
Iмi. = 0,01 ( Σ QKi) / пкв · ( Σ С nj) /пn (3.74)
i=1 i=1
пв пm
Iмi. = 0,01 ( Σ QKi) / пв · ( Σ С mj) / пm (3.74)
i=1 i=1
где QKi — расход воздуха в пункте измерений, м3/мин;
С nj — среднесуточная концентрация газа по измерениям переносными приборами, %;
пn — число определений среднесуточной концентрации переносными приборами за месяц;
С mj — среднесуточная концентрация метана по данным телеинформации, выдаваемой аппаратурой АГК, %;
пm — число определений среднесуточной концентрации по данным аппаратуры АГК за месяц.
Примечание. При использовании телеинформации о расходе воздуха с записью на самопишущем приборе в формулу (3.75) подставляется средний расход воздуха по данным телеизмерений за сутки.
Значения QKi берутся из формы 2 «Вентиляционного журнала», значения С nj — из «Книги замера метана...», a С mj и QKi — из «Журнала оператора АГК».
При отработке крутонаклонных и крутых пластов щитовыми агрегатами при определении фактической метанообильности полосы 1пол и выемочного участка в формулы (3.74) и (3.75) подставляются значения концентрации газа, начиная с положения, когда щитовой забой находится от вентиляционного штрека на расстоянии не менее 0,5 Нэт при проведении откаточного штрека по пласту и 0,6 Нэт — по породе, где Нэт — наклонная высота этажа, м.
3.3.2.2. Определение ожидаемого метановыделения очистной выработки и выемочного участка
Ожидаемое среднее метановыделение в очистной выработке (Ī оч, м3/мин) и на выемочном участке (Ī уч , м3/мин) определяется:
Ī оч = Ī оч.ф (L оч.р / L оч.ф)0,4 (Ар / Аф)0,6 k с.р. k г.р. (3.76)
Ī уч = Ī уч.ф (L оч.р / L оч.ф)0,4 (Ар / Аф)0,6 k с.р. k г.р. (3.77)
где L оч.р— длина очистной выработки, для которой рассчитывается ожидаемое метановыделение, м;
L оч.р — длина очистной выработки, для которой определено фактическое метановыделение, м;
Ар — планируемая добыча угля, т/сут;
Аф — средняя добыча угля, при которой определялось фактическое метановыделение, т/сут;
k с.р. — коэффициент, учитывающий изменение системы
Разработки; рассчитывается по формулам, приведенным в табл. 3.10;
k г.р — коэффициент, учитывающий изменение метано-обилъности выработок с глубиной; при ведении работ на глубинах до 300 м ниже границы метановой зоны принимается равным единице при разности глубин разработки до 20 м, а при большой разности глубин определяется по формуле (3.78); при ведении работ на глубинах более 300 м ниже границы метановой зоны принимается равным единице при разности глубин разработки до 50 м, а при большей разности определяется по формуле (3.78)
k г.р = (х г.р – х о.г)/ (х г – х о.г) (3.78)
где х г.р — природная метаноносность пласта на планируемой глубине разработки, м3/т с.б.м; принимается по карте газоносности пласта;
х г — природная метаноносность пласта, мг/т с.б.м; принимается на глубине, для которой определено фактическое метановыделение, по карте газоносности пласта;
х о.г — остаточная метаноносность угля, м3/т с.б.м; определяется для каменного угля и антрацитов с
V daf> 165 мл/гс.б.м по табл. 3.1, а для антрацитов с V daf ≤165 мл/гс.б.м — по формуле (3.34), в которой kWA3 принимается равным 1,0.
Таблица 3.10
Формулы для расчета k c.p
Система разработки
Формулы
для расчета коэффициента
k c.p

для которой определено фактическое метановыделение
для которой определяется ожидаемое метановыделение

Сплошная
Столбовая, парные штреки (обратный ход)
L оч-2b з.д
L оч
То же
Парные штреки (прямой ход) сплошная (коренная лава)
L оч-2b з.д
L оч
Столбовая, парные штреки (обратный ход)
Сплошная
L оч
L оч-2b з.д
То же
Парные штреки (прямой ход), сплошная (коренная лава)
L оч-2b з.д
L оч-2b з.д
Парные штреки (прямой ход), сплошная (коренная лава)
Сплошная
L оч-2b з.д
L оч
То же
Столбовая,, парные штреки (обратный ход)
L оч-2b з.д
L оч-2b з.д
Комбинированная, один штрек пройден, а другой вслед за лавой в массиве угля
Сплошная (коренная лава), парные штреки (прямой ход)
L оч-2b з.д
L оч

Столбовая, парные штреки (обратный ход)
L оч-2b з.д
L оч
Примечание. 1. В приведенных формулах b з.д — ширина условного пояса дренирования, м; принимается по табл. 3.5. 2.
При расчете k c.p. L оч — длина очистной выработки,
для которой определяется ожидаемое метановыделение.
При отработке пласта спаренными лавами с общей исходящей струей воздуха, когда расстояние между ними не превышает 15-20 м, т.е. когда невозможно определить фактическое метановыделение из каждой лавы по результатам измерений, ожидаемое метановыделение из двух лав определяется по формуле (3.79), а из каждой лавы — по формулам (3.80) и (3.81)
_ _
I оч.р (1+2) = І оч.ф (1+2) • ( l оч.р1 + lоч.р2) 0,4 • (А р1 + А р2) 0,6 • k c.p k г.p ; (3.79)
(l оч.1 + l оч.2) (А 1 + А 2)
_ _
I оч.р1= I оч.р (1+2) А р1 +k о.у.г
А р1 + А р2 (3.80)
_ _
I оч.р2= I оч.р (1+2) А р2 +k о.у.г+А р1 (I-k o.y.г)
А р1 + А р2 (3.81)
где І оч.ф (1 +2) — среднее фактическое метановыделение из двух лав, м3/мин;
Ар1, Ар2 — планируемая нагрузка на очистной забой соответственно первой и второй лавы, т/сут. Первой считается лава, расположенная по восстанию от выработки с исходящей струей воздуха при выемке пласта по простиранию, а при выемке пласта по восстанию (падению) — расположенная справа от выработки с исходящей струей воздуха, если смотреть по ходу вентиляционной струи;
k о.у.г — коэффициент, учитывающий изменение метанообильности лавы за счет выделения метана из отбитого угля, транспортируемого по выработкам участка, доли ед.; принимается равным 1,0, когда отбитый уголь транспортируется по своим бортовым выработкам; равным 0,87, когда уголь из одной лавы транспортируется по бортовой выработке другой лавы или по центральной выработке с исходящей струей и когда уголь из двух лав транспортируется по выработке с исходящей струей воздуха.
При отработке крутонаклонных и крутых пластов щитовыми агрегатами типа АШ, АНЩ принимается, что
I оч =I пол
При определении ожидаемой метанообильности по природной метаноносности угольных пластов среднее абсолютное
метановыделение из очистной выработки (I оч, м3/мин) рассчитывается по формуле
I оч = А оч q оч.р
1440 (3.82)
где Аоч — среднесуточная добыча из очистной выработки (выемочного участка), т;
I оч = I оч υ оч mвykи (3.83)
I оч — длина очистного забоя, для которого рассчитано (рассчитывается) ожидаемое метановыделение
q оч, м; принимается по проекту;
v оч — скорость подвигания очистного забоя, м/сут;
у — плотность угля, т/м3;
k и — коэффициент извлечения угля, доли ед.; принимается по проекту.
Для расчета среднего абсолютного метановыделения на выемочном участке (1уч, м3/мин) и из выработанного пространства (1в.п. м3/мин) на участке в формулу (3.82) подставляется соответственно
q оч или q вп .
3.4. Прогноз метанообильности шахты
3.4.1. По метаноносности угольных пластов
Метанообилбность шахты определяется как суммарное метановыделение горных выработок шахтопласта (q шп, м3/т) по формуле
п шп п шп
Σ qшпi A шпi Σ (100-A зі) (3.84)
qшпi = і=1_________________ * і=1______________
п шп п шп
Σ qшпi A шпi Σ (100-A з.гі)
і=1 і=1
где qш — относительная метанообильность шахты, м3/т;
qшni — относительная метанообильность выработок i- го
шахтопласта, м3/т;
Aзi — зольность угля i- го пласта, %;
А з.гi— зольность горной массы при разработке i- го
пласта, %.
Относительная метанообильность выработок i- го
шахтопласта определяется по формуле
п уч
Σ (q учі · А учі + kcm q учі ) + 1440 [Σ I n (1+ kcm )+ Σ I nог + Σ I мон]
i=1
qшni = ————————————————————————————— + Σ q под (3.85)
Ашп

где п уч — число одновременно действующих участков в пределах шахтопласта;
q учі — относительная метанообильность і-гo выемочного участка, м3/т; определяется в соответствии с подразделом 3 3;
А учі — среднесуточная добыча из выемочного участка, т;
kcm — коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанных пространств ранее отработанных этажей (горизонтов), доли ед.;
Σ I n — метановыделение из тупиковых выработок,проводимых за пределами выемочных участков, м3/мин; 1п определяется в соответствии с подразделом 3.2;
Σ I nог — метановыделение из одновременно погашаемых выемочных участков, м3/мин; принимается для каждого выемочного участка в размере 50% от метановыделения действующего выемочного участка;
Σ I МОН — метановыделение из монтажных выработок
м3/мин; определяется как 1пов для остановленных выработок;
Σ qпод — метановыделение в поддерживаемые транспортные выработки из отбитого угля за пределами выемочных участков, м3/т; qпод определяется по формуле (3.41).
Значение коэффициента kcm принимается равным 0,25 в случае, когда вентиляционная выработка пройдена по антрацитовому пласту, имеющему сближенные пласты (спутники), если примыкает к выработанному пространству ранее отработанных этажей (горизонтов), kcm принимается равным 0,35.
3.4.2. По фактической метанообильности
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
~
€
ˆ
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
¦
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
æ
è
ô
ö
ø
¦
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
0¦
¨
ª
¶
¸
¼
¾
À
Â
Ê
Ð
Ò
Ö
Þ
æ
è
î
ð
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
øÿÂ
Ž
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
øÿÂ
Ž
øÿÂ
Ž
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
øÿÂ
Ž
øÿÂ
Ž
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
ht
-редний расход газа в исходящих из шахты вентиляционных струях определяется по формуле
пкв _ (3 86)
Ī исх =( 0,1 Σ Qисхі / пкв ) С
i=1
где Qисхі — расход воздуха в исходящей из шахты вентиляционной струе в пункте измерения, м3/мин;
Ć — средняя концентрация метана в исходящей из шахты вентиляционной струе за три месяца, %; определяется по формуле:
пп пп
Ć = ( Σ Сmi + Σ Сmj ) / (пп + пт)
i=1 j=1
где Сmi — концентрация газа в исходящей струе по данным горных мастеров участка ВТ Б, %;
Сmj — среднесуточная концентрация метана по данным телеинформации, выдаваемой аппаратурой
АГК, %;
пп — число определений концентрации газа за три месяца;
пт — число определений среднесуточной концентрации метана по данным аппаратуры АГК за три месяца.

4. ПРОГНОЗ УГЛЕКИСЛООБИЛЬНОСТИ ВЫРАБОТОК УГОЛЬНЫХ ШАХТ

Ожидаемая углекислотообильность горных выработок для проектируемых и новых горизонтов действующих шахт определяется по степени метаморфизма угля, а для действующих шахт — по фактической углекислотообильности выработок данного шахтопласта.
Для расчета ожидаемой углекислотообильности по степени метаморфизма необходимые исходные данные предоставляются в соответствии с подразделами 1.1 и 3.1.
Фактическая углекислотообильность горных выработок определяется по методике, изложенной в пункте 3.3.2.
4.1. Прогноз углекислотообильности тупиковых выработок
4.1.1. По степени метаморфизма угля
Абсолютная углекислотообильность тупиковых выработок определяются интенсивностью выделения углекислого газа из обнаженных поверхностей угля.
Для шахт, разрабатывающих каменные (кроме высокометаморфизованных антрацитов) и бурые угли, при обнажении пласта на полную мощность ожидаемое выделение углекислого газа в равномерно подвигающиеся и остановленные тупиковые выработки определяется по формуле
I n.yг =0,58*10-2ū25 kт.м kn.c mn vn (T 0,75 в.с - T 0,75 ост ) (4.1)
где ū25 — константа, характеризующая химическую активность угля на данном горизонте по отношению к кислороду воздуха, см3/г.ч;
kт.м , kn.c — коэффициенты, учитывающие влияние на
выделение углекислого газа температуры массива угля на глубине проведения выработки и петрографического состава угля; определяются по формулам
kт.м = exp(0,025 (tn – 25); (4.2)
kn.с = 0,54 + 6,47/(F+1), (4.3)
где tn — температура пород на глубине проведения выработки, oС;
F — содержание в угле компонентов группы фюзинита, %;
mn — полная мощность угольных пачек пласта, м;
vn — скорость подвигания забоя тупиковой выработки, м/сут;
Тв,с — время существования выработки, сут;
Тост — время, прошедшее с момента остановки выработки (для проводимых выработок Тост=0), сут.
При обнажении пласта выработкой на неполную мощность в формулу (4.1) вместо тп подставляется значение полупериметра выработки по углю.
Константа ū25 принимается по каталогам пластов, склонных к самовозгоранию.
При стадиях метаморфизма углей от Ш2 до IV3 при степени окисленности менее 9% значение константы может быть определено по данным петрографического анализа угля
ū25 = 7,7 • 10-3 (1 + 3,6 • 10-2 F + 8,31 • 10-3 F2), (4.4)
а при большей окисленности
ū25 = 2,65 • 10-3 (1 + 5,55 • 10-2 F + 3,66 • 10-3 F2). (4.5)
Для шахт, разрабатывающих высокометаморфизованные антрацитовые пласты, ожидаемое выделение углекислого газа определяется по формуле
I n.yг = 2LnmnI’ уд.уг k вод (4.6)
где Ln — длина тупиковой выработки, м;
Г уд.уг — удельное выделение углекислого газа с обнаженной поверхности пласта в тупиковой выработке, м3/(мин*м2);
Г уд.уг = (9*1q ρ-0,7)10-5 (4.7)
kвод — коэффициент, учитывающий выделение углекислого газа из подземных вод; принимается для выработок, проводимых на откаточных горизонтах, равным 1,45, а на вентиляционных — 1,17.
4.1.2. По фактической углекислотообильности
Ожидаемое выделение углекислого газа в тупиковые выработки рассчитывается по фактической углекислотообильности выработок данного шахтопласта.
Для шахт, отрабатывающих бурые угли, ожидаемое выделение углекислого газа в тупиковые выработки определяется по формуле
Īn,уг =0,25 Īn,уг.ф(3 + ln.p / ln) , (4.8)
где Īn,уг.ф— среднее фактическое выделение углекислого газа в действующую тупиковую выработку, м3/мин;
Īn,уг.ф= ∑ Īn,уг.i / nв (4.9)
ln.p — проектная длина тупиковой выработки, для которой
ведется расчет ожидаемого газовыделения, м;
1п — средняя длина действующей выработки за период, в
течение которого измерялось газовыделение, м;

ĺn =∑ ĺni / nв (4.10)
ĺni — длина действующей выработки при отдельных замерах расхода воздуха и содержания газа, м. Значение Īn,уг.i определяется по формуле
Īn,угi = 0,01 Qni (C-Ca), (4.11)
где Qni — расход воздуха в тупиковой выработке в 10-15 м
от ее устья, м3/мин;
С, Са — концентрация газа соответственно в исходящей из выработки вентиляционной струе и в поступающей струе перед ВМП, %; значение С определяется по данным горных мастеров участка ВТБ, а Са принимается равным концентрации углекислого газа в атмосферном воздухе на поверхности шахты.
При отработке каменных углей ожидаемое выделение углекислого газа определяется по формуле
_
Īn,уг = Īn,уг.ф(ln.p / ln )0,75 (4.12)
4.2. Прогноз угдекислотообильности выемочных участков
4.2.1. По степени метаморфизма угля
Средняя углекислотообильность выемочного участка (I уч.уг, м3/мин) определяется как сумма газовыделений из очистного забоя (I оч.уг, м3/мин) и из выработанного пространства (I в.п.уг, м3/мин) с учетом газовыделения из подземных вод по формуле
I уч.уг =k вод (I оч.уг+ I в.п.уг) (4.13)
где k вод — коэффициент, учитывающий выделение углекислого газа из подземных вод; принимается равным 1,22 для шахт, разрабатывающих высокометаморфизованные антрациты, и 1,0 — для остальных шахт.
Для шахт, разрабатывающих каменные и бурые угли, среднее выделение углекислого газа из очистного забоя
(I оч.уг, м3/мин) и из выработанного пространства (I в.п.уг, м3/мин) определяется по формулам:
I оч.уг = 6,1*10-3* ū25 kт.м kn.c lоч mв v0,25 04 ; (4.14)
I в.п.уг = 15,6*10-6 ū25 kт.м kn.c lоч kин lоч mв kэ.п v0,25 оч l0,75 в.п (4.15)
где kин — коэффициент, учитывающий интенсивность проветривания выработанного пространства;
kин =1 + 120 v2ср ехр(-5 vср); (4.16)
lоч — длина очистного забоя, м;
v оч — скорость подвигания очистного забоя, м/сут;
vcp — скорость воздуха в выработанном пространстве, м/мин;
kэ.п — эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка, %; определяются по проекту;
l в.п — размер выработанного пространства, примыкающего к забою по простиранию (падению) пласта, из которого углекислый газ выделяется в вентиляционную выработку, м.
Значение l в.п при сплошной системе разработки с обрушением кровли принимается равным длине выемочного поля (участка), но не более 500-700 м, при столбовой системе разработки с прямоточной схемой проветривания — равным половине длины выемочного поля (участка), а при возвратноточной схеме - 80 м.
Средняя скорость воздуха в пределах проветриваемой зоны для расчета коэффициента kин определяется по формуле
vср= (60 v max Sоч min (k ут.в -1))/ (k ут.в l в.п m в.пр ) , (4.17)

где v max — максимально допустимая ПБ скорость воздуха в
очистной выработке, м/с;
Sоч min — минимальная площадь поперечного сечения при-
забойного пространства очистной выработки в свету, м2; определяется в соответствии с разделом 6;
k ут.в — коэффициент, учитывающий утечки воздуха через
выработанное пространство в пределах выемочного участка; принимается в соответствии с рекомендациями, приведенными в разделе 6.
Для шахт, разрабатывающих высокометаморфизованные антрацитовые пласты с показателем степени метаморфизма 1qρ <2,5, среднее выделение углекислого газа из очистного забоя и выработанного пространства определяется по формулам
I оч.уг = I уд.уг l оч mвkд.оч k в.у ; (4.18)
I в.п.уг = (l оч mвlв.п )/(3*104 lg ρ + 1,9 l оч mвlв.п ) (4.19)
где I уд.угю — удельное выделение углекислого газа с обнаженной поверхности в очистном забое, м3/(мин*м2);
I уд.угю = (5.51 lg ρ + 12,4)*10-4 (4.20)
k д.оч — коэффициент, учитывающий производительность забоя;
k д.оч = 0.45 * 10-3 Аоч +0,85; (4.21)
Аоч — среднесуточная добыча из очистной выработки, т;
k в.у — коэффициент, учитывающий способ выемки угля;
принимается при машинной выемке равным 1,0; при выемке с применением ВВ — 1,8;
l в.п — размер выработанного пространства, прилегающего
к забою по простиранию (падению) пласта, м; принимается равным длине выемочного поля (участка);
lg p — логарифм удельного электрического сопротивления угля; принимается по данным геологоразведочных организаций, а при их отсутствии ориентировочно может быть определен по формуле
lg ρ = 2,6-10-2 Vdaf об – 1,4 (4.22)
где Vdaf об — объемный выход летучих, мл/г с.б.м.
Нагрузка на выемочный участок (очистной забой) в условиях углекислотообильных шахт газовым фактором не ограничивается.
4.2.2. По фактической углекислотообильности
Фактическая углекислотообильность горных выработок определяется пo методике, приведенной в подразделе 3.3.
Для шахт Приднепровского буроугольного бассейна фактическая углекислотообильность горных выработок определяется по данным наблюдений, выполненных при стабильном атмосферном давлении. Ожидаемая углекислотообильность очистных выработок и выемочных участков принимается равной фактической.
Для шахт, разрабатывающих высокометаморфизованные антрациты, она определяется по формулам (4.23) и (4.24), а для прочих условий — по формулам (4.25) и (4.26).
Īоч,уг = Īоч,уг.ф (( 0,001Ар+1,9)/ ( 0,001Аф+1,9)) ; (4.23)
Īуч,уг = Īуч,уг.ф (( 0,001Ар+1,9)/ ( 0,001Аф+1,9)) ; (4.24)
Īоч,уг = Īоч,уг.ф (( Ар)/ Аф) 0,25) ; (4.25)

Īуч,уг = Īуч,уг.ф (( Ар)/ Аф) 0,25) ; (4.26)
4.3. Прогноз углекислотообильности шахты
4.3.1. По степени метаморфизма угля
Средняя ожидаемая углекислотообильность шахты определяется по формуле
nшп
Ī ш.уг =Σ Ī шп.уг і , (4.27)
I=1
где Ī шп.уг і — средняя углекислотообильность выработок шахтопласта, м3/мин; она определяется по формуле
Ī шп.уг i =Σ Ī уч.уг + Σ Ī п.уг + Σ Ī з.у, (4.28)
где nшп — число шахтопластов;
Σ Ī уп.уг — среднее выделение углекислого газа на выемочных участках шахтопласта, м3/мин;
Σ Ī п.уг — среднее выделение углекислого газа из тупиковых выработок, проветриваемых за пределами выемочных участков, м3/мин;
Ī з.у — среднее выделение углекислого газа за пределами выемочных участков, м3/мин;
Ī з.у = k стΣ Ī уч.уг , (4.29)
k ст — коэффициент, учитывающий выделение углекислого газа за пределами выемочных участков из ранее отработанных этажей (горизонтов); принимается равным 1,8 для шахт, отрабатывающих высокометаморфизованные антрацитовые пласты; 2,0 — для шахт Приднепровского буроугольного бассейна ; и 1,0 — для остальных шахт.
4.3.2. По фактической углекислотообильности
Средняя углекислотообильность шахты (Ī ш.уг, м3/мин) определяется по формуле
nкв
Ī ш.уг =(0,01Σ Qисх і )(Ć-Са))/ nкв, (4.30)
i=1
где Qисх і — расход воздуха в исходящей из шахты вентиляционной струе в пункте измерений, м3/мин;
Ć — средняя концентрация углекислого газа в исходящей из шахты вентиляционной струе за три месяца, %; она определяется по формуле
nn
Ī ш.уг =(Σ Cn і)/ nn, (4.31)
i=1
где Cn і — концентрация углекислого газа в исходящей струе по данным горных мастеров участка ВТБ, %;
nn — число определений концентрации углекислого газа за три месяца;
Са — содержание углекислого газа в атмосферном воздухе на поверхности шахты, %;
nкв — число измерений расхода воздуха за три месяца.

5. ПРОЕКТИРОВАНИЕ ПРОВЕТРИВАНИЯ СТВОЛОВ И ТУПИКОВЫХ ВЫРАБОТОК

5.1. Схемы проветривания стволов и тупиковых выработок
5.1.1. Схемы проветривания стволов
В период проходки и крепления устья ствола, когда основная проходческая рама еще не уложена и ствол не перекрыт, допускается проветривание за счет диффузии до глубины 10 м. После возведения основной проходческой рамы и устройства нулевой площадки организуется искусственное проветривание ствола по схемам, приведенным на рис. 5.1.
В качестве основного способа проветривания рекомендуется нагнетательный по схеме на рис. 5.1 а.
Нагнетательно-всасывающий способ проветривания по схеме на рис. 5.16 может применяться при больших диаметрах стволов (от 6 до 9 м), так как при этом способе необходимо пропускать через подвесной полок два трубопровода. При малых диаметрах стволов это выполнить в большинстве случаев невозможно.
Проветривание одиночных стволов можно осуществлять по схеме, приведенной на рис. 5.1 b. При этом основная часть ствола проветривается с помощью вентилятора, установленного на поверхности у устья скважины, пробуренной параллельно стволу и соединяемой со стволом сбойками, а тупиковая часть — с помощью ВМП, установленного на полке в стволе выше сбойки. При проведении новых сбоек выше них сооружаются полки для установки ВМП, а старые сбойки изолируются перемычками. Достоинством этой схемы является возможность проветривания стволов практически на любую глубину. Однако эти схемы сложны и требуют дополнительных затрат на бурение скважин.
При бурении стволов (скважин) проветривание участков, освобожденных от промывочной жидкости, должно осуществляться по схемам, приведенным на рис. 5.1 или 5.2, в зависимости от возможности расположения вентиляционных труб или буровых труб малого диаметра.
Расстояние от конца вентиляционных труб до забоя ствол (зеркала промывочной жидкости) не должно превышать 8 м
Рис. 5.1. Схемы проветривания вертикальных стволов: а — при нагнетательном способе: б, в — при комбинированных способах.
Рис. 5.2. Схема проветривания ствола (скважины) с помощью водокольцевой воздухопродувки: 1 — водокольцевая воздуходувка ГРМК (ВК-25); 2 — бак-водоотделитель; 3 — водопроводные трубы с вентилями для регулировки водоснабжения воздуходувки; 4 — воздухопроводные трубы с запорно-регулирующей аппаратурой; 5 — замерное устройство; 6 — став стальных труб диаметром 150 мм; 7 — ствол (скважина)
в стволах с газовым режимом и 12 м в стволах, не переведенных на газовый режим.
Проветривание стволов при их углубке осуществляется нагнетательным способом.
Углубка стволов полным сечением сверху вниз может осуществляться с поверхности рабочего или углубочного горизонтов. В соответствии с этим и принимается определенная схема проветривания (рис. 5.3). ВМП для проветривания стволов могут устанавливаться в ходке зумпфа, на рабочем или углубочном горизонтах. Исходящая струя из углубляемого ствола может отводиться через ходок к вентиляционному стволу или по трубопроводу, соединяющему углубляемый ствол с выработками с исходящей струей.
При углубке ствола путем расширения гезенка, предварительно пройденного в сечении ствола, проветривание осуществляется по схеме рис. 5.4. На негазовых шахтах движение воздуха по углубляемому стволу может быть принято нисходящим.
При углубке воздухоподающего ствола углубляемая часть перекрывается герметичным полком, к нему присоединяется трубопровод, по которому исходящая струя воздуха из углубляемой части ствола отводится в исходящую струю шахты или отсасывается вентилятором, установленным на поверхности у устья ствола.
При переоснащении стволов к армированию и второму периоду строительства, а также во время армирования должно осуществляться проветривание ствола на всю глубину, включая и зумпф.
С этой целью к началу выполнения указанных работ между сдвоенными стволами или стволами с параллельном скважиной должна быть завершена проходка сбойки. Проветривание стволов до сбойки осуществляется за счет общешахтной депрессии, а ниже нее (зумпфовая часть) — с помощью ВМП. При заполнении зумпфа водой часть ствола между сбойкой и зеркалом воды допускается проветривать за счет диффузии на глубину до 8 м.
При выполнении работ по армированию одиночного ствола его проветривание осуществляется с помощью вентиляционной установки, расположенной на поверхности и нагнетающей воздух по трубопроводу (по схеме на рис. 5.1 а). Расстояние от конца вентиляционного трубопровода до забоя пройденного ствола (с зумпфовой частью) или до зеркала воды должно
Рис. 5.3. Схемы проветривания стволов при углубке полным сечением сверху вниз под предохранительным полком или породным целиком: а — с поверхности; б — с рабочего горизонта; в — с углубочного горизонта
Рис. 5.4. Схема проветривания ствола при углубке путем расширения до начального сечения предварительно пройденного гезенка.
быть не более 8 м в стволах с газовым режимом и 12 м в стволах, не переведенных на газовый режим.
Проветривание ствола или выработки, проходка которых производится в кессоне, осуществляется сжатым воздухом, поступающим от компрессорной установки для кессонных работ.
Отработанная струя из рабочей зоны кессона удаляется за счет избыточного давления через воздухоотводящий клапан, который периодически открывается непосредственно в выработку.
Для обеспечения полноты забора отработанного воздуха из кессонной камеры сифонные трубы, присоединенные к воздухоотводящему клапану, должны заканчиваться гибкой насадкой, обеспечивающей удаление загрязненного воздуха по всему контуру рабочей зоны.
Проветривание выработки вне кессона осуществляется с помощью ВМП нагнетательным способом. Исходящая струя удаляется непосредственно по выработке. С целью очистки воздуха от загрязнений всасывающий трубопровод компрессора должен быть оборудован фильтром.
Компрессорная установка и конец всасывающего трубопровода должны располагаться на таком расстоянии от ствола, чтобы исключалось попадание в компрессор исходящей струи воздуха из ствола (не ближе 20 м от его устья).
В компрессорной установке должен быть предусмотрен влагомаслоотделитель, обеспечивающий очистку поступающего в кессонную камеру воздуха от паров масел, влаги и акролеина.
При организации ступенчатого водоотлива в глубоких стволах оборудуются промежуточные насосные камеры с одним выходом в ствол. В стволах, не переведенных на газовый режим, промежуточные насосные камеры длиной до 10 м могут проветриваться за счет диффузии. При большей длине камеры проветривание ее осуществляется вентилятором, установленным в камере у ее устья. К всасу и нагнетающей стороне вентилятора подсоединяются трубопроводы. Всасывающий трубопровод выводится в ствол на 0,30-0,35 м от его крепи, а нагнетательный прокладывается к забою камеры. При этом конец всасывающего трубопровода выводится в таком месте ствола, чтобы к нему не поступала исходящая струя из камеры.
В случаях большого выделения тепла, а также при выделении метана в камеру, проветривание ее должно осуществляться с помощью ВМП, установленного на поверхности у ствола или в сбойке между стволами (между стволом и скважиной). Кровлю камеры следует выполнять с небольшим подъемом к стволу.
-
Рис. 5.5. Схема проветривания башенного копра при проходке ствола: 1-2 — вентилятор и трубопровод для проветривания ствола; 3, 4 — вентилятор и короб для образования воздушной завесы; 5-6 — трубопровод и вентилятор отсасывающей установки; 7 — кожух для укрытия проходческого оборудования; 8 — вентилятор для обдува электроприводов.
Для предотвращения скоплений метана в помещении башенного копра, где при проходке стволов сосредоточено проходческое оборудование, рекомендуется схема проветривания, представленная на рис. 5.5.
Сущность схемы состоит в отводе за пределы башенного копра исходящей струи воздуха из ствола и в обеспечении искусственного проветривания здания копра у проходческого оборудования.
Для предупреждения поступления в помещение башенного копра метановоздушной смеси (МВС) устье ствола перекрывается воздушной завесой, создаваемой с помощью вентилятора (3) и коробов (4) со щелевыми окнами, направленными к оси ствола.
При выборе вентиляторов отсасывающей установки (6) необходимо учитывать, что его подача должна быть не менее суммарной подачи двух вентиляторов: нагнетающего воздух к забою ствола (1) и создающего в устье ствола воздушную завесу (3). При этом должна также учитываться величина подсосов воздуха через нулевую площадку, составляющая 10-15% суммарной подачи вентиляторов.
С целью предотвращения скоплений метана у электроприводов проходческого оборудования схемой предусматривается постоянный воздухообмен и в здании копра. Обеспечивается это с помощью ВМП (8), установленных в проемах наружных стен копра и нагнетающих воздух под кожухи (7), которыми закрываются электроприводы работающих машин и механизмов.
В зависимости от схемы вскрытия шахтного поля вентиляционные сбойки могут иметь различную длину, что и предопределяет схему их проветривания.
Сбойки, соединяющие центрально-сдвоенные стволы, и сбойки между центрально-отнесенными стволами проветриваются при помощи вентиляционных установок, ранее обеспечивавших вентиляцию стволов при их проходке (рис. 5.6 а).
Проветривание сбоек большой длины, проводимых от основного горизонта, проветриваемого за счет общешахтной депрессии, до флангового ствола, осуществляется с помощью ВМП по схеме, приведенной на рис. 5.6 б.
При проведении сбоек большой длины между одиночным центральным и фланговым стволами их проветривание производится по схемам, приведенным на рис. 5.6 в, г и д. При этом ВМП для проветривания сбойки устанавливаются в специально пройденной воздухозаборной камере (рис. 5.6б) или же в одной из выработок околоствольного двора, соединенной с другой выработкой параллельно и используемой вместо воздухозаборной камеры (рис. 5.6 г и д).
Воздухозаборная камера может быть оборудована в тупиковой части выработки околоствольного двора.
Воздух в воздухозаборную камеру подается по трубопроводу вентилятором, установленным на поверхности (рис. 5.60). При использовании вместо воздухозаборной камеры одной из двух параллельно соединенных выработок воздух в выработку
Рис. 5.6. Схемы проветривания сбоек между стволами: а — центрально-сдвоенными или центрально-отнесенными стволами; б — основным горизонтом и фланговым стволом; в — одиночным центральным и фланговым стволами с использованием воздухозаборной камеры; г и д — одиночным центральным и фланговым стволами с использованием параллельно соединенных выработок околоствольного двора
может нагнетаться вентилятором по трубопроводу (рис. 5.6г) или же отсасываться из нее (рис. 5.6d).
Воздухозаборная камера изолируется от других выработок перемычкой с вентиляционной дверью, имеющей регулировочное окно. В параллельной выработке со стороны подвода трубопровода с поверхности возводится глухая вентиляционная перемычка.
При применении схем с использованием воздухозаборных камер необходимо выполнять следующие требования: суммарная подача одновременно работающих ВМП, установленных в камере, не должна превышать 70% расхода воздуха в конце трубопровода, проложенного с поверхности; при применении электроэнергии в стволах, переведенных на газовый режим, должен осуществляться контроль расхода воздуха в конце трубопровода, проложенного с поверхности, с помощью аппаратуры автоматического контроля расхода воздуха и контроль концентрации метана у всаса ВМП с электрическими двигателями в соответствии с требованиями ПБ. Кроме того, в стволах, переведенных на газовый режим, тупиковые выработки, проветриваемые ВМП с электрическими двигателями, установленными в стволах, воздухозаборных камерах, должны оборудоваться резервными ВМП с пневматическими двигателями, в которых исключена возможность воспламенения метана при ударах вращающихся частей о корпус вентилятора. Эти вентиляторы используются как резервные и для разгазирования выработок.
Проведение выработок околоствольного двора начинается, как правило, после сбойки стволов. Для обеспечения проветривания выработок устье одного из стволов герметически перекрывается, к нему присоединяется с помощью трубопровода или вентиляционного канала всасывающий вентилятор главного проветривания, после чего обеспечивается движение воздуха между стволами за счет депрессии, создаваемой вентилятором.
Дальнейшая организация проветривания выработок околоствольного двора сводится к постоянному расширению проветривания за счет общешахтной депрессии. В выработках, проветриваемых за счет общешахтной депрессии, устанавливаются ВМП, которые обеспечивают подачу воздуха в тупиковые выработки.
На рис. 5.7 представлены схемы проветривания на различных этапах развития работ по проведению выработок околоствольного
Рис. 5.7. Схемы проветривания выработок околоствольного двора: а, б, в — схемы проветривания на различных этапах проведения выработок околоствольного двора
двора с указанием расположения вентиляционных сооружений и направлений движения свежей и исходящей струй.
При организации проветривания выработок околоствольных дворов, когда сложно осуществить разделение свежей и исходящей струй, возможно применение воздухозаборных камер.
Проветривание зумпфов до глубины 6 м осуществляется за счет диффузии. При большей глубине зумпфов проветривание их осуществляется с помощью ВМП или за счет общешахтной депрессии.
5.1.2. Схемы проветривания горизонтальных и наклонных тупиковых выработок
Основные схемы проветривания горизонтальных и наклонных выработок приведены на рис. 5.8.
Основным способом проветривания тупиковых выработок является нагнетательный (рис. 5.8а).
При проведении выработок проходческими комбайнами рекомендуется применять нагнетательно-всасывающий способ с использованием пылеотсасывающих установок (рис. 5.86). В этом случае в нагнетательном трубопроводе на расстоянии
Рис. 5.8. Основные схемы проветривания тупиковых выработок: а — нагнетательным способом; б — нагнетательно-всасывающим способом с применением пылеотсасывающей установки; в — комбинированным способом с использованием параллельной выработки; г — всасывающим способом с использованием параллельной выработки
3-5 м от пылеотсасывающей установки в сторону забоя устанавливается воздуховыпускной клапан, через который основная часть воздуха (65-75%) выпускается в выработку и поступает к забою за счет работы вентилятора пылеотсасывающей установки. Пылеотсасывающая установка располагается на расстоянии 30-50 м от забоя выработки. Она включается только при работе комбайна.
Выработки, проводимые по мощным и средней мощности пластам, можно проветривать комбинированным способом (рис. 5.86). В этом случае основная часть выработки проветривается за счет общешахтной депрессии с использованием для отвода исходящей струи специально проводимой параллельной выработки, сбиваемой с основной выработкой, а тупики небольшой длины — с помощью ВМП. Возможно также проветривание тупиков за счет общешахтной депрессии с помощью продольных перегородок или жестких вентиляционных труб.
При незначительной глубине залегания выработки для ее проветривания, когда это экономически оправдано, могут быть использованы скважины диаметром 200-1000 мм. Последние бурят с поверхности через определенное расстояние и используют для отвода исходящей струи за счет общешахтной депрессии при нагнетательном способе проветривания. Тупиковая часть выработки проветривается при помощи ВМП. Скважины можно бурить на вышележащий горизонт, если там имеется выработка, которая может служить для отвода исходящей струи.
Всасывающий способ проветривания, приведенный на рис. 5.8г, рекомендуется применять на негазовых шахтах. Этот способ может применяться в газовых шахтах при использовании ВМП, допущенных для отсоса метановоздушных смесей, а также эжекторов.
На газовых шахтах ВМП, работающие последовательно на один трубопровод, должны устанавливаться каскадом не более двух. Рассредоточенное расположение ВМП допускается на негазовых шахтах. При этом между вентиляторами должен быть проложен жесткий трубопровод, а все вентиляторы должны быть сблокированы, чтобы в случае выключения одного из них автоматически выключались все последующие. Места расположения ВМП при рассредоточенной работе их на один трубопровод определяются по рекомендациям МакНИИ.
Для повышения надежности проветривания выработок в газовых шахтах они должны быть оборудованы резервными ВМП в соответствии с требованиями Правил безопасности.
5.2. Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок и вертикальных стволов
5.2.1. Общие положения
Расход воздуха, необходимый для проветривания тупиковых выработок и стволов, рассчитывается по выделению метана или углекислого газа, по газам, образующимся при взрывных работах, числу людей, средней минимальной скорости воздуха
в выработке и минимальной скорости воздуха в призабойном пространстве выработки с учетом температуры. Окончательно принимается наибольший результат.
На строящихся шахтах дополнительно рассчитывается расход воздуха по газам, образующимся при сварочных работах. Окончательно принимается наибольший результат.
Для тупиковых выработок протяженностью до 300 м и стволов независимо от глубины расчет выполняется сразу для максимальной длины. Для тупиковых выработок большей протяженности допускается расчет на отдельные периоды для промежуточных значений длины 300, 600, 900 м и т.д., включая максимальную длину.
Расчет расхода воздуха производится для призабойного пространства (Q з.n) и в целом для выработки (Qn).
5.2.2. Расчет расхода воздуха для проветривания призабойного пространства
Расчет расхода воздуха по выделению метана (углекислого газа) производится следующим образом.
При выемке угля в тупиковых выработках комбайнами, отбойными молотками или выбуриванием пласта, а также при проходке стволов по формуле
Q з.n= 100 I з.n/ ( С — С 0 ) , (5.1)
где Q з.n — расход воздуха, который необходимо подавать в призабойное пространство тупиковой выработки, ствола, м3/мин;
I з.n — метановыделение на призабойном участке (для стволов принимается I з.n), м3/мин; определяется в соответствии с пунктом 3.2.1;
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.
При взрывном способе выемки угля в тупиковых выработках, проводимых по угольным пластам (для шахт, опасных по газу), определяется по формуле

Q з.n=( Sl з.тр / k m.д.) [(71 I з.n max)/( Sl з.mp (Cmax - С0) + 18 I з.n max ) ] (5. 2)
где S — площадь поперечного сечения выработки в свету, м2
l з. mp — расстояние от конца вентиляционного трубопровода
до забоя выработки, м; принимается согласно требованиям ПБ;
k т.д — коэффициент турбулентной диффузии; принимается равным 1,0 при S <10 м2 и 0,8 при большем сечении выработки в свету;
I з.n тах — максимальное метановыделение в призабойном
пространстве после взывания по углю, м3/мин; определяется согласно пунктом 3.2.1;
Сmах — допустимая максимальная концентрация метана
в призабойном пространстве после взрывания по углю, %; принимается равной 2%.
Для тупиковых выработок, вскрывающих тонкие крутые пласты, расчет Q з.n по формуле (5.2) не производится.
При нагнетательно-всасывающем способе проветривания тупиковых выработок с использованием пылеулавливающих установок (см. рис. 5.86) расход воздуха в нагнетательном трубопроводе перед воздуховыпускным клапаном Q' з.n должен быть больше или равен 1,2 Q з.n, где Q з.n — расход воздуха, определенный по формуле (5.1).
Расход воздуха через воздуховыпускной клапан Q в.к принимается (0,65-0,75) Q’ з.n, а подача пылеулавливающей установки Q n.у = 1,2 Q з.n. При этом должно выполняться условие
Q’ з.n > Q n.у, а Q в.к>15 S.
Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковой выработки, ствола по газам, образующимся при взрывных работах, осуществляются по формуле
3
Q з.n = 2,25/ T * √ V вв Ś2l 2 n k обв / k2 m.mp (5.3)
где Vвв — объем вредных газов, образующихся после взрывания, л;
Vвв = 100 Вуг + 40 В пор (5.4)
Вуг, В пор — масса одновременно взрываемых ВВ по углю
и породе соответственно, кг; если взрывание по углю и породе
производится раздельно (в несколько приемов), то при расчете
Q з.n принимается максимальное значение Vвв;
Т — время проветривания выработки после взрывания, мин; принимается согласно ПБ;
Ś — средняя площадь поперечного сечения выработки в свету при переменном сечении, м2;
Ś =(S1l1+ S2l2+ … + Snln) / (l1+l2+…+ln), (5.5)
S1S2 … Sn— площади поперечных сечений отдельных
участков выработки (ствола), м2;
l1+l2…ln — длина этих участков, м;
ln — длина тупиковой части выработки (ствола), м; для горизонтальных и наклонных тупиковых выработок длиной 500 м и более вместо ln подставляется критическая длина
ln кр, равная 500 м. Для стволов ln кр определяется по формуле
ln кр = (12,5 Vвв k т.с k с1) / Ś (5.6)
koбв— коэффициент, учитывающий обводненность тупиковой выработки (ствола); принимается по табл. 5.1;
60 S v min ;
k т.с — коэффициент турбулентной диффузии полной свободной струи; определяется по табл. 5.2 в зависимости от величины Lз.mp/dmp.n;
dmp.n — приведенный диаметр трубопровода, м; при расположении трубопровода в углу тупиковой выработки равен
2d mp , а при расположении у стенки выработки или у стенки ствола посредине высоты или ширины выработки равен 1,5 d mp.
При использовании в стволах двух параллельных трубопроводов d mp.n = 1,5 (d mp.1+ d mp.2);
k с1 — коэффициент, учитывающий совместное влияние обводненности и глубины ствола, а также температуры пород в стволе на процесс разбавления вредных газов; определяется по формуле
k с1 = [0,88 kc 2 / ((√ H c ) + t n - t 0 ) ]+ 0,04; (5.7)
1 V^c + ^-%
где Нс — глубина ствола от поверхности до расчетного пункта, м;
kc2 — коэффициент, учитывающий влияние обводненности ствола; зависит от притока воды и равен:
приток воды, м3/ч
2
4
6
8
10
12
14
16
18

kc2
18,4
13,0
10,6
9,2
8,2
7,5
6,9
6,5
6,1

tn — естественная температура пород на глубине Hс, °С;
принимается по данным геологоразведки, а при их отсутствии рассчитывается по Единой методике прогнозирования температурных условий в угольных шахтах;
t0 — среднемесячная температура атмосферного воздуха для июля, °С; принимается по данным, приведенным в Единой методике прогнозирования температурных условий в угольных шахтах.
Таблица 5.1
Значения коэффициента обводненности koбв
Характеристика выработок
koбв

Стволы сухие (приток до 1 м3/ч) любой глубины и обводненные глубиной не более 200 м. Горизонтальные и наклонные тупиковые выработки проводятся по сухим породам
0,8

Стволы обводненные (приток до 6 м3/ч) глубиной более 200 м. Капеж. Горизонтальные и наклонные тупиковые выработки частично проводятся по водоносным породам (влажные выработки)
0,6

Стволы обводненные (приток от 6 до 15 м3/ч) глубиной более 200 м, капеж в виде дождя. Горизонтальные и наклонные тупиковые выработки на всю длину проводятся по водоносным породам или с применением стационарных водяных завес (обводненные выработки)
0,3

Стволы обводненные (приток более 15 м3/ч) глубиной более 200 м. Капом в виде ливня
0,15

Таблица 5.2
Значения коэффициента турбулентной диффузии свободной струи
Lз.mp /d mp.n
k т.с
Lз.mp / d mp.n
k m.c

3,22
0,247
7,72
0,460

3,57
0,262
9,60
0,529

3,93
0,276
12,10
0,600

4,28
0,287
15,80
0,672

4,80
0,300
21,85
0,744

5,40
0,335
30,80
0,810

6,35
0,395
48,10
0,873

Расчет расхода воздуха по числу людей производится по формуле
Q з.n =6 n чел.з.п (5.8)
где v n min — наибольшее число людей, одновременно работающих в призабойном пространстве тупиковой выработки (ствола), чел.
Расход воздуха по минимальной скорости в выработке рассчитывается по формуле
Q з.n =60 v n min S (5.9)
где v n min — минимально допустимая согласно ПБ скорость воздуха в тупиковой выработке (стволе), м/с.
Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном пространстве тупиковой выработки в зависимости от температуры определяется по формуле
Q з.n =20 v з min S (5.10)
где v n min — минимально допустимая согласно ПБ скорость воздуха в призабойном пространстве выработки в зависимости от температуры, м/с.
5.2.3. Расчет расхода воздуха для проветривания всей тупиковой выработки
Расход воздуха для проветривания всей тупиковой выработки по газовыделению Qn (м3/мин) при любых способах ее проведения определяется по формуле
Qn = (100 In k н.n) / (С –С0) (5.11)
In где /и — метановыделение (выделение углекислого газа) в
тупиковой выработке, м3/мин; метановыделение определяется согласно пункту 3.1.4, а выделение углекислого газа — разделу 4;
k н.n — коэффициент неравномерности газовыделения в
тупиковой выработке; принимается равным 1,0, а в условиях Днепровского буроугольного бассейна — 2,4 для выработок, проводимых в угольном массиве, и 3,3 для выработок, проводимых вприсечку к выработанному пространству.
При расчете Qn по углекислому газу значение С0 принимается равным концентрации углекислого газа в атмосферном воздухе на поверхности шахты.
Расход воздуха для проветривания тупиковой выработки по числу людей определяется по формуле (5.8), в которую вместо n чел.з.п подставляется наибольшее число людей, одновременно работающих в выработке.
При проведении параллельных выработок, основная часть которых проветривается за счет общешахтной депрессии, а тупиковая — вентиляторами местного проветривания (ВМП), расчет расхода воздуха для тупиковой части выработок производится согласно пункту 5.2.1, а расход воздуха в месте
установки ВМП (Qвс, м3/мин) должен удовлетворять условиям формул (5.36) или (5.37) и (5.12)
Qвс ≥ (100 І пар) / (0,5 – C0) (5.12)
где І пар — выделение метана в параллельной выработке от ее
устья до места установки ВМП, м3/мин; определяется по формуле (3.2), в которой km рассчитывается как разность между его значениями для всей выработки (от устья до забоя) и участка выработки от места установки ВМП до забоя.
Расход воздуха, который необходимо подавать в устье параллельных выработок, рассчитывается по формуле (5.13) и должен удовлетворять условию формулы (5.14)
Q y.nap = Q вc(l + 0,025 nn) (5.13)
Q y.nap ≥ (100 Іп. пар) / (С-С0) (5.14)
где Q вc — расход воздуха в месте установки ВМП, м3/мин;
пп — число перемычек от устья параллельных выработок до места установки вентиляторов;
І пар — метановыделение в параллельные выработки,
м3/мин; определяется согласно пункту 3.1.4.
Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок, проводимых широким ходом, определяется аналогично расчету его для выемочных участков. При этом, определяя относительное метановыделение из сближенных пластов, значение вынимаемой мощности пласта в формуле (3.50) принимается равным
т' в.пр= т в.пр [ ( 0,02 l закл – k н.з ) (1- k ус) + k ус ] (5.15)
где l закл — расстояние от забоя до закладочного массива, м; принимается согласно паспорту крепления и управления кровлей;
k н.з — коэффициент, учитывающий неполноту закладки;
принимается для гидравлической закладки 0,05, а пневматической — 0,1;
kec — коэффициент усадки; определяется по фактическим
данным, при отсутствии таких данных принимается для гидравлической закладки равным 0,2, а пневматической — 0,3.
В формуле (3.48) для условий надработки пологих и наклонных пластов Мр= 30 м.
При ведении сварочных работ в стволах расход воздуха по выделению вредных веществ рассчитывается по формуле
Q з.п =( 2,1 k н.с М св.пРэп пос) / N св С п (5.16)
где k н.с — коэффициент, учитывающий неравномерность выполнения сварочных работ; принимается равным 1,1-1,2;
М св.п — масса сварочной пыли и газов, образующихся
при расходе 1 кг электродов в пересчете на условную окись марганца, г/кг; принимается по табл. 5.3 в зависимости от типа и марки электрода;
п пос — число сварочных постов, действующих в выработке одновременно;
Рэ — расход электродов на сварку 1 метра шва, кг/м;
Ncв — норма времени на 10 метров сварочного шва, ч/м;
принимается N св - 3,4 ч/м;
С п — предельно допустимая концентрация пыли окислов
марганца, мг/м3; принимается С п = 0,3 мг/м3.
Таблица 5.3
Вредные вещества, образующиеся при ведении сварочных работ, в пересчете на условную окись марганца
Тип электрода
Марка электрода
Объем сварочной пыли и газов, образующихся при расходе 1 кг электродов в пересчете на условную окись марганца, г/кг

Э-42
ЦМ-7
7,5

ОММ-5
2,9

УОНИ-13/45

3,0

УОНИ-13/55

3,0

ЭА-1
Аустенит
1,0

АНО-1
1,43

АНО-3
1,17

АНО-4
1,05

Расход воздуха для проветривания зумпфа определяется по формуле (8.8), в которую вместо VK подставляется объем
зумпфа (V3, м3).
5.3. Выбор средств проветривания тупиковых выработок
5.3.1. При проходке и углубке стволов для вентиляционного трубопровода должны применяться жесткие трубы. На участке от проходческого полка до забоя допускается применение гибких труб.
Основным типом вентиляционных труб, применяемых при проходке стволов, являются стальные диаметром 0,5-1,2 м и длиной звена от 3 до 4,2 м.
Выбирается диаметр трубопровода с учетом глубины и площади поперечного сечения ствола, расхода воздуха и расположения проходческого оборудования.
При глубине стволов до 800 м для уплотнения стыков допускается применение промасленного картона или пенькового каната. При глубине стволов больше 300 м и при скоростных темпах проходки независимо от глубины ствола для уплотнения стыков должны применяться резиновые прокладки.
При проходке стволов-скважин бурением следует применять для проветривания бурильные трубы. Они имеют внутренний диаметр 0,15 м, а длину 6 и 12 м. Резьбовое соединение обеспечивает максимальное уплотнение трубопровода, благодаря чему утечек воздуха почти нет.
5.3.2. При проведении горизонтальных и наклонных выработок для вентиляционных трубопроводов в зависимости от способа проветривания могут применяться как жесткие, так и гибкие вентиляционные трубы.
При нагнетательном способе проветривания, как правило, применяются гибкие вентиляционные трубы, а при всасывающем — жесткие. Диаметр трубопровода выбирается в зависимости от его длины и расхода воздуха на выходе из трубопровода Qmp, если воздух подается в призабойное пространство по одному трубопроводу, расчетный расход воздуха для проветривания призабойного пространства, равен Qmp, = Q з.п.
Ориентировочно диаметр гибких труб типов 1А и 1Б можно принимать согласно табл. 5.4 или табл. 5.10.
Для уменьшения коэффициента утечек воздуха и аэродинамического 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. Длина конечного участка без полиэтиленового рукава составляет 150-200 м. Комбинированный трубопровод допускается применять только со специальным пускорегулирующим устройством.
5.3.3. Коэффициент утечек воздуха для гибких вентиляционных трубопроводов из труб типа 1А и 1Б диаметром 0,6-1,0 м принимается согласно табл.5.4 в зависимости от длины трубопровода и расхода воздуха в конце его, а для трубопроводов диаметром 0,5 м и менее определяется по формуле
k ут.тр = 1 + 1,78 • 10-6 d2 тр l 2тр Q з.п (5,17)
где d mp — диаметр трубопровода, м;
1 тр — длина трубопровода, м.
Для новых типов труб, а также при длине звена более 20 м значения коэффициента утечек воздуха принимаются по рекомендациям МакНИИ. Коэффициент утечек воздуха для жестких вентиляционных труб определяется по формуле
k ут.тр = (1/3 k ут.тр d mp (1 тр/ д зв) (√ R тр.ж ) + 1)2 (5.18)
где k ут.тр — коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости при фланцевом соединении трубопровода; принимается по табл. 5.5;
1зв — длина звена трубопровода, м;
R тр ж — аэродинамическое сопротивление жесткого трубопровода без утечек воздуха, к/г; определяется по формуле
(5.23).
Таблица 5.4
Значения коэффициента утечек воздуха для гибких
вентиляционных трубопроводов из труб типа
1А и 1Б при длине звена 20 м
Расход воз-
Коэфициэнт утечек воздуха при длине трубопровода, м

духа в конце трубопровода, м /с
50
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
1200
1400
1600
2000

Для труб диаметром 0,6 м

0,5
1,01
1,02
1,07
1,14
1,22
1,31
1,43
1,56
1,72
1,90
2,10
2,60
3,23
4,06
6,47

1,0
1,01
1,03
1,08
1,45
1,24
1,36
1,56
1,72
1,37
2,41
2,40
3,42
4,14
5,57

1,5
1,01
1,03
1,08
147
1,27
1,41
1,58
1,79
2,04
235
2,73
3,76
5,32

2,0
1,01
1,03
1,09
148
130
1,46
1,66
1,91
2,23
2,62
3,12
4,54

2,5
1,01
1,03
1,10
1,20
1,33
1,51
1,74
2,04
2,43
2,93
3,57

3,0
1,01
1,03
1,10
1,21
136
1,57
1,83
2,49
2,65

3,5
1,01
1,03
1,11
1,23
139
1,62
1,93
2,34

4,0
1,01
1,03
1,12
1,24
1,43
1,68
2,03

4,5
1,01
1,04
1,12
1,26
1,46
1,74

5,0
1,01
1,04
1,13
1,28
1,49

5,5
1,01
1,04
1,14
1,29
1,53

6,0
1,01
1,04
1,14
1,31

6,5
1,01
1,04
1,15
1,33

7,0
1,01
1,04
1,16

7,5
1,01
1,05
1,16

8,0
1,01
1,05
147

Для труб диаметром 0,8 м

0,5
1,0»
1,01
1,04
1,08
1,13
1,18
1,24
1,31
1,39
1,47
1,57
1,79
2,04
2,35
3,13

1,0
1,01
1,02
1,04
1,08
1,13
149
1,26
134
1,43
142
1,63
1,89
2,21
2,60
3,63

1,5
1,01
1,02
1,05
1,09
1,14
1,21
1,28
137
1,46
148
1,70
2,01
2,39
2,87
4,23

2,0
1,01
1,02
1,05
1,09
1,15
1,22
1,30
139
1,50
1,63
1,77
2,13
2,58
3,17
4,90

2,5
1,01
1,02
1,05
1,10
1,16
1,23
1,32
1,42
1,54
1,69
1,85
2,25
2,79
3,50

3,0
1,01
1,02
1,05
1,10
1,17
1,24
1,34
1,45
149
1,74
1,93
2,39
3,02
3,88

1,01
1,02
1,05
1,11
1,17
1,26
136
1,48
1,63
1,80
2,01
2,43
3,26
4,29

1,01
1,02
1,06
1,11
148
1,27
138
1,52
1,67
1,87
2,09
2,68
3,53
4,75

1,01
1,02
1,06
1,11
149
1,29
1,40
1,55
1,72
1,93
2,18
2,85
3,82

1,01
1,02
1,06
1,12
1,20
1,30
1,43
1,58
1,77
2,00
2,27

1,01
1,02
1,06
1,12
1,21
1,31
1,45
1,61
1,82
2,06
2,37

1,01
1,02
1,06
1,13
1,22
1,33
1,47
1,65
1,86
2,13
2,47

1,01
1,02
1,07
1,13
1,22
1,34
1,49
1,68
1,92
2,21
2,57

1,01
1,02
1,07
1,14
1,23
1,36
1,52
1,72
1,97
2,28

1,01
1,02
1,07
1,14
1,24
137
144
1,75
2,02
236

1,01
1,02
1,07
1,15
1,25
139
1,56
1,79
2,08

1,01
1,02
1,07
1,15
1,26
1,40
1,59
1,83
2,13

Коэфициэнт утечек воздуха при длине трубопровода, м

50
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
1200
1400
1600
2000

1,01 1,01 1,01
1,02 1,02 1,02
1,07 1,08 1,08
1,16
1,16 1,16
1,27 1,28 1,29
1,42 1,43 1,45
1,61 1,64 1,66

1,00
1,01
1,03
1,06
1,09
1,12
146
1,21
1,26
1,32
138
1,51
1,67
1,84
2^7

1,00
1,01
1,03
1,06
1,09
1,13
147
1,22
1,27
1,33
1,40
1,55
1,72
1,92
2,42

1,00
1,01
1,03
1,06
1,09
1,13
148
1,23
1,29
1,35
1,42
1,59
1,78
2,00
2,58

1,00
1,01
1,03
1,06
1,10
1,14
149
1,24
1,30
1,37
1,45
1,62
1,84
2,09
2,75

1,00
1,01
1,03
1,06
1,10
1,14
149
1,25
1,32
1,39
1,47
1,66
1,90
248
2,93

1,00
1,01
1,03
1,06
1,10
1,15
1,20
1,26
1,33
1,41
1,50
1,71
1,96
2^7
343

1,00
1,01
1,03
1,07
1,11
1,15
1,21
1,27
1,35
1,43
1,53
1,75
2,03
237
334

1,00
1,01
1,04
1,07
1,11
1,16
1,22
1,29
1,36
1,45
1,45
1,79
2,09
2,48
346

1,00
1,01
1,04
1,07
1,11
1,16
1,23
1,30
1,38
1,47
1,48
1,34
246
248
330

1,00
1,01
1,04
1,07
1,12
1,17
1,23
1,31
139
1,49
1,61
1,88
2^4
2,69

1.00
1.01
1,04
1,07
1,12
1,17
1,24
1,32
1,41
141
1,63
1,93
231
2,81

0,3
1650
1370
1130
930
800
670
580
490
420
360
270
210

четыре, по два пс, соединенных пр
0,6
1050
850
670
540
440
360
290
230
220
190
110
100
-

0,3
1950
1600
1360
1180
1040
900
730
680
580
520
410
320
260

один
0.6
920
680
580
400
320
250
200
160
140
100
-
-
—

0,8
1700
1400
1160
960
800
680
370
470
380
300
200
100
-

два, пс
0,6
1200
Ж90
710
690
490
400
320
270
220
180
100
-
-

0,3
140
1370
420
1120
950
810
700
600
320
430
290
40
-

два, пр*
0,6
930
700
520
410
330
260
210
170
150
130
90
—
—

0,8
1770
1450
1220
1050
910
730
670
580
520
450
340
270
210

четыре по два пс, соединенных пр**
0,6
1160
900
750
600
520
440
380
320
270
230
170
130
100

0,8
2170
1760
1480
1270
1140
900
900
810
730
660
540
430
350

один
0,6
1140
900
740
610
300
400
330
270
229
170
120

Организация, осуществляющая передачу и внедрение системы: научно-производственная фирма «Горняк»

Определение для действующей шахты математической модели вентиляционной сети, используемой в дальнейших расчетах
По материалам ранее выполненных депрессионных съемок и замерам воздуха на обособленно проветриваемых объектах рассчитываются аэродинамические сопротивления всех ветвей вентиляционной сети, соответствующих моменту расчета

Расчет распределения расходов воздуха и депрессий для каждой ветви вентиляционной сети
По заданным аэродинамическим характеристикам главных вентиляционных установок или по расходам воздуха по вскрывающим выработкам рассчитывается распределение потоков и депрессий по всем ветвям сети

Расчет для вентиляционной сети действующей шахты на текущий момент или на прогнозируемый период, регулирование воздухораспре-делением для обеспечения требуемого режима проветривания объектов проветривания
Определяются аэродинамические сопротивления вентиляционных сооружений и дополнительные потери депрессии на них, обеспечивающие наилучший в смысле обеспеченности режим проветривания шахты для существующих главных вентиляторных установок. Места установки вентиляционных сооружений считаются заданными. Контролируются ограничения на минимально и максимально допустимые скорости движения воздуха по выработкам

Расчет оптимальных аэродинамических параметров вентиляционной системы проектируемой шахты
Определяются оптимальные по расходу воздуха мощность, подача и давление главных вентиляторных установок, обеспечивающие потребители необходимым расходом воздуха. Места установки вентиляционных сооружений считаются заданными. Контролируются ограничения на минимально допустимые скорости воздуха по выработкам

Расчет технических возможностей шахты по вентиляции
Рассчитываются требуемые режимы главных вентиляторных установок и аэродинамические параметры вентиляционных сооружений, обеспечивающие максимально допустимую общешахтную добычу по условиям вентиляции для прогнозируемого периода развития фронта горных работ

Для рассчитанного базового воздухораспределения в вентиляционной ости действующей или проектируемой шахты определяются, с учетом ограничений на максимальные величины аэродинамических сопротивлений, места установки и тип вентиляционных сооружений

Поворот без кутка:

с обеими острыми кромками
0,46
0,51
0,64
0,81
1,04

с внутренней кромкой, скошенной под углом 14°
0,19
0,21
0,26
033
0,42

с внутренней кромкой, скошенной под углом 27°
0,10
0,11
0,13
0,17
0,21

Поворот с кутком:

с острыми кромками
0,67
0,72
0,83
0,98
1,16

с внутренней кромкой, скошенной под углом 27°
0,18
0,19
0,22
0,26
0,30

с внутренней кромкой, скошенной под углом 45°
0,24
0,26
0,29
0,34
0,41

со скругленным внутренним углом
0,24
0,26
0,28
0,33
0,41

Таблица П.6.2
Значения коэффициента местного сопротивления ε nр.гл при повороте струи с одновременным расширением
Характеристика местного сопротивления
Значения ε nc.гл при отношении S/S1,равном

1,0
1,4
13
2,2
2,6
3,0
3,4
4,0

Прямые — внутренний и внешний углы:

с острыми кромками
1,03
1,62
2,80
4,06
5,85
8,10
11,40
16,70

со скруглением радиусом, равным, м:

0,125
0,81
1,42
2,45
3,50
5,15
7,06
9,10
12,80

0,25
0,61
1,18
2,05
3,05
4,43
6,10
7,85
10,90

0,50
0,45
0,93
1,63
2,60
3,80
530
7,00
9,90

0,75
037
0,61
135
2,35
3,50
4,85
6,30
9,60

Аэродинамическое сопротивление воздухораспределяющего устройства на входе в канал воздухонагревательной установки определяется по формуле
R в.у = ε в.у (γ / 2g S2 в.у) (П.6.13)
где ε в.у — коэффициент местного сопротивления воздухораспределяющего устройства. Для жалюзийного воздухораспределяющего устройства ε в.у = 1,8, а для воздухораспределяющих устройств других конструкций — принимается соответственно типу местного сопротивления;
S в.у — площадь проходного сечения воздухораспределяющего устройства, м2.

ПРИЛОЖЕНИЕ 7.

Каталог значений коэффициентов аэродинамического сопротивления вертикальных стволов
Таблица П.7.1
Стволы, закрепленные железобетонными тюбингами
(без армировки)
Вид крепи
Диаметр ствола
α·104, kμ· м4

Тюбинги НИИОМШС
4,5-6,0
10,0

для стволов
6,0-8,0
9,0

Тюбинги СТК
4,5-6,0
14,0

6,0-8,0
13,0

Металлические тюбинги
4,0
11,0

5,0
10,0

7,0
9,0

8,0
8,0

Таблица П.7.2
Стволы с новыми видами армировки
Схема армировки (рис. П 7.1)
Характеристики схемы
Диаметр ствола, м
Характеристика лестничного отделения
α·104,
kμ· м4

а
Однорасстрельная схема армировки клетевого ствола. Расстояние между расстрелами и полками 4,168 м, а между опорами 3,0 м
6,5
Отшито сеткой
17,3

Отшито всплошную,
Sл.о = 1,98м2
12,1

б
Безрасстрельная схема
армировки клетевого ствола с лобовым расположением проводников. Расстояние между полками лестничного отделения 4,168 м, а между опорами 3,0 м
6,0
Отшито сеткой
8,6

Отшито всплошную,
Sл.о = 1,29м2
7,9

в
Однорасстрельная схема армировки скипового ствола. Расстояние между расстрелами 4,168 м, а между опорами 3,0 м
8,0
Лестничное отделение отсутствует
11,9

г
Беззрастрельная схема армировки скипового ствола. Расстояние между опорными скобами 2,0 м
8,0
То же
4,1

Ствол без армировки

6,0
То же
2,8
Рис. П.7.1. Схема армировки стволов к табл. П.7.2
Таблица П.7.3
Стволы, закрепленные бетоном и тюбингами, при расстоянии между расстрелами 4168 мм
Тип ствола (по
альбому Юж-гипрошахта)
Диаметр ствола, м
Схема
армировки (рис. П.7.1)
α·104, kμ· м4

монолитный бетон
тюбинги

НИИОМШС

тюбинги СТК

Н-126-67 т-2
5,0
а
23,9
34,4
40,1

Н-126-67 т-3
5,0
а
26,0
37,4
43,6

Н-126-67 т-4
6,0
а
23,5
32,0
37,2

Н-126-67 т-6
6,0
а
25,2
23,7
38,9

Н-126-67 т-8
6,5
а
27,2
35,2
40,2

Н-126067 т-10
6,0
а
30,1
38,4
434

Н-126-67 т-12
64
а
25,2
33,7
38,9

Н-126-67 т-17
64
а
27,9
35,7
40,6

Н-126-67 т-22
8,0
б
39,2
473
52,4

Н-126-67 т-23
44
в
31,6
44,0
50,7

Н-126-67 т-24
5,0
в
28,7
40,1
46,3

Н-126-67 т-26
4,5
д
26,9
34,1
38,1

Н-126-67 т-27
5,0
д
24,0
313
35,2

Н-126-67 т-29
6,0
а
21,4
26,7
30,6

Н-126-67 т-31
64
д
25,4
31,7
35,6

Н-126-67 т-32
5,5
е
22,7
29,9
33,8

Н-126-67 т-35
7,0
ж
283
344
384

Н-126-67 т-37
74
г
33,3
394
434

Н-126-67 т-39
6,0
а
26,9
35,2
40,4

Н-126-67 т-40
6,0
а
28,8
37,2
42,4

1-126-67 т-41
6,0
а
30,6
38,9
44,1

Примечание: 1. Изменение профиля расстрелов с двутаврового на прямоугольный (удлиненный по потоку) снижает общее сопротивление ствола на 25%. 2. Увеличение расстояния между расстрелами с 2 до 5 или до 8 м снижает аэродинамическое сопротивление ствола соответственно на 20 или 40%.
3. Удаление центрального ряда расстрелов снижает сопротивление ствола на 50%.
4. Замена боковых расстрелов кронштейнами и консолями снижает сопротивление ствола на 50%.
Рис. П.7.2. Схема армировки стволов к табл. П.7.3
Таблица П.7.4
Стволы, закрепленные бетоном, при расстоянии между расстрелами 3125 мм
Тип
ствола
Схема армировки (рис. П.7.2)
Характеристика ствола
Характеристика лестничного отделения
Продольный калибр расстрелов
α·104,
kμ· м4

Клетевой с двумя клетями
а
Две опрокидные клети на 2-тонные вагонетки с лестничным и трубным отделениями
Лестничные полки через 4 м, обшивка вразбежку
16
50

То же, но трубное и лестничное отделения отсутствуют

25
39

Скиповый
ствол для глубокой шахты
б
Четыре 12-тонных скипа, имеется трубное отделение
Полки через 3,125 м, обшивка вразбежку внутри лестничного отделения
25
42

Полки через 3,125 м без обшивки
25
46

Полки через 3,125 м, сплошная обшивка со стороны подъема
25
37

Лестничное отделение отсутствует
25
33

Клетевой с двумя клетями
в
Две неопрокидные клети на 3-тонную вагонетку, имеется трубное отделение
Полки сплошные через 4 м, обшивка вразбежку
25
38

Клетевой с двумя подъемами
г
Две клети опрокидные на 2-тонные вагонетки, одна опрокидная с противовесом, имеется трубное отделение
Лестничное отделение отсутствует
25
45

Скиповый с двумя скипами
Д
Два 4-тонных скипа
Лестничные полки решетчатые через 3,125 м, обшивка вразбежку
27,5
33

Полки сплошные через 3,125 м, обшивка вразбежку
27,5
37

Лестничное отделение отсутствует
27,5
29
Рис. П.7.3. Схема армировки стволов к табл. П.7.4
Таблица П.7
Значения коэффициента α для наклонных стволов,
закрепленных сборными железобетонными
ребристыми плитами со средней стойкой
Характеристика крепи
Ширина плит, м
Высота выступов шероховатости, м
Площадь сечения ствола, м2
Продольный калибр крепи
α·104,
kμ· м4

Сплошная замкнутая крепь прямоугольного очертания:

— для главного ствола с углом падения 300
0,32
0,08
6,14
4,0
47,7

— для главного ствола с углом наклона
60°
0,32
0,09
6,6
3,6
45,0

— для вспомогательного ствола с углом наклона 30°
0,32
0,09
6,6
3,6
46,3

— для вспомогательного ствола с углом наклона 60°
0,32
0,09
6,6
3,6
48,8

Таблица П.7.6
Стволы, закрепленные деревом, восстающие гезенки, скаты
Характеристика выработки
Сечение, м2
α·104,
kμ· м4

Ствол с тремя отделениями — два подъемных и одно лестничное, крепь сплошная венцовая:
воздух движется по всем отделениям
4,24
33

воздух движется по двум отделениям
2,38
20

Ствол с тремя отделениями — два подъемных и одно лестничное, крепь — подвесная
4,78
32

Ствол с четырьмя отделениями, из которых одно лестничное, крепь — подвесная. Воздух движется по трем отделениям
6,4
41

Полевой, восстающий, закреплен сплошной венцовой крепью, три отделения:

воздух движется по двум отделениям
3,46
53

воздух движется по одному отделению
3,77
66

Восстающий, закреплен сплошной венцовой крепью, три отделения, воздух движется по всем отделениям
3,66
55

Восстающий, закреплен сплошной венцовой крепью, три отделения
3,29
53

Гезенк с площадками в ходовых отделениях
—
47

Скат:

с ходовым отделением
1,95
20

с рудоспускным отделением
1,80
16

Примечание. 1. При подсчете депрессии восстающего гезенка (ската) за его сечение следует принимать сумму сучений всех отделений в свету, не вычитая площади, занимаемой лестничными полками. За периметр следует принимать сумму периметров всех отделений.
2. При подсчете депрессии шахтных стволов за площадь следует принимать всю площадь сечения ствола за вычетом площади лестничного отделения. Периметр следует подсчитывать, также не учитывая периметра лестничного отделения.
П.7.2. Коэффициенты аэродинамического сопротивления скважин малого диаметра
Таблица П.7.7
Значение удельного аэродинамического сопротивления скважины малого диаметра
Характеристика скважины
Сопротивление 1 м скважины диаметром 1м

0,15
0,17
0,20
0,25
0,30

Обсажена трубами, а=2,9*10-4
24,8
13,2
5,9
1,9
0,8

Без обсадки трубами, а=4,2*10-4
36,0
19,2
8,5
2,8
1,1

П.7.3. Коэффициенты аэродинамического сопротивления вентиляционных скважин приведены в табл.П.7.8.
П.7.4. Коэффициенты аэродинамического сопротивления горизонтальных и наклонных выработок
Таблица П.7.8
Скважины большого диаметра при бурении их реактивно-турбинным способом
Срок службы
скважин, лет
α·104 скважин при диаметре d, м

до 0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
1,0
1,2
1,4
1,6
1,8
24
23
2,4
2,6
2,8
3,0
3,2
3,4
3,6
3,8
4,0

1
2,8
2,7
2,6
2,5
2,4
2,3
2,2
2,1
2,1
2,0
2,0
1,9
1,9
1,9
1,8
1,8
1,8
1,7
1,7
1,7
1,7

2
3,3
3,1
3,0
2,9
2,8
2,7
2,6
2,5
2,4
2,3
2,3
2,2
2,2
2,1
2,1
2,0
2,0
2,0
2,0
1,9
1,9

3
3,8
3,6
3,4
3,3
3,2
3,0
2,9
2,8
2,7
2,6
2,5
2,5
2,4
2,4
2,3
2,3
2,3
2,2
2,2
2,2
2,1

4
4,3
4,1
3,9
3,7
3,6
3,4
3,2
3,1
3,0
2,9
2,8
2,8
2,7
2,6
2,6
2,5
2,5
2,5
2,4
2,4
2,4

5
4,9
4,6
4,3
4,4
4,0
3,7
3,6
3,4
33
3,2
3,2
3,0
2,9
2,9
2,8
2,8
2,7
2,7
2,6
2,6
2,6

6
5,4
5,4
4,8
4,6
4,4
4,1
3,9
3,7
3,6
3,5
3,4
3,3
3,2
3,1
3,1
3,0
2,9
2,9
2,9
2,8
2,8

7
6,0
5,6
53
5,0
4,8
4,5
4,3
4,1
3,9
3,8
3,7
3,6
3,4
3,4
3,3
3,2
3,2
3,1
3,1
3,0
3,0

8-10
6,5
6,0
5,6
5,3
5,1
4,8
4,5
4,3
4,2
4,0
3,9
3,8
3,7
3,6
3,5
3,4
3,4
3,3
3,2
3,2
3,1

Таблица П.7.9
Незакрепленные горные выработки
Характеристика выработки
α·104,
kμ· м4

Выработка, проведенная по породе:
вкрест простирания
10

по простиранию
8 .

Выработка, проведенная по углю:
без подрывки
5-6

с подрывкой
7-8

Выработка, у которой: шероховатость стен и почвы одинаковая
6-8

шероховатость такая же, как у почвы при сильном засорении
10-15

Печи и просеки
8

Таблица П.7.10
Выработки, закрепленные неполными деревянными рамами прямоугольного или квадратного сечения
Сечение
выработки, м2
Характеристика крепи
Значение α·104, kμ· м4 , при расстоянии между центрами рам (ребер),м

высота рамы (ребра), м
ширина рамы (ребра), м
0,5
0,75
1,0
1,5

5,0
0,25
0,25
7
12
16
25

5,0
0,25
0,25
12
18
22
26

5,0
0,25
0,25
15
21
26
29

6,0
0,10
0,25
10
15
17
17

6,0
0,10
0,15
16
20
20
18

6,0
0,10
0,10
21
25
24
22

Примечание. Уменьшение продольного калибра, применение сплошной затяжки с заменой деревянных верхняков на двутавровые балки или рельсы снижает а на 20%.
Таблица П.7.11
Выработки, закрепленные арочной крепью или неполными крепежными рамами из металлических двутавровых балок
Сечение выработки, м2
Номера двутавровых балок
Значение α·104, kμ· м4 , при продольном калибре крепи, равном

3
4
5
6

5,0-6,7
12
18
21
26
31

14
20
25
30
34

16
22
28
33
32

18
24
31
37
45

20
26
33
39
49

8,0-10,2
12
16
20
23
26

14
18
22
26
30

16
20
24
29
33

18
22
27
31
37

20
23
29
34
41

Таблица П.7.12
Выработки, закрепленные деревом и арочной металлической крепью
Значение α·104, kμ· м4 , для выработок, закрепленных

неполными крепежными рамами из круглого леса
арочной металлической крепью из специального взаимозаменяемого профиля прямого выгиба при расстоянии между рамами, м

0,5
0.75-1,2

19
22
20

Примечание. Для сечений менее 4,6 м2 а- 104 следует увеличивать на 10-20%.
Таблица П.7.13
Выработки, закрепленные крепежными рамами
из железобетонных круглых стоек с верхняками
из металлических двутавровых балок
Сечение выработ-
ки, м2
Диаметр крепи, см
Значение α·104, kμ· м4 , при продольном калибре крепи, равном

2
3
4
5
6

3
15
18
20
23
27
29

3
20
20
23
28
30
33

4
15
16
19
22
24
27

4
20
19
22
25
28
30

6
15
15
18
20
22
24

6
20
18
19
23
25
28

8
15
14
16
19
22
23

8
20
16
19
23
24
27

10
15
14
16
18
20
23

10
20
16
18
22
23
25

12
15
14
16
17
19
23

12
20
16
18
19
22
25

14
15
14
15
16
18
22

14
20
16
17
18
22
24

Таблица П.7.14
Выработки, закрепленные неполными крепежными рамами из круглого леса с одним рядом стоек посередине сечения
Диаметр стоек, см
Значение α·104, kμ· м4 , при продольном калибре крепежных рам и стоек, равном

4
6
8

18
54
50
47

20
55
52
49

24
57
54
51

Примечание. Таблица составлена для сечения S — 4 м2; для S = 6 м2 значения коэффициентов следует уменьшить на 3.
П.7.5. Коэффициенты аэродинамического сопротивления горизонтальных и наклонных выработок, оборудованных конвейерами
Значения ак в этих условиях определяются по формуле
ак = а (S3 / S3 ж)
где ак — коэффициент аэродинамического сопротивления выработки, оборудованной конвейером;
а— коэффициент аэродинамического сопротивления этой же выработки, но без конвейера; принимается в зависимости от типа крепи по таблицам данного каталога;
S ж — сечение выработки в свету (без сечения конвейера), м2
Таблица П.7.15
Выработки без крепи или закрепленные бетоном, кирпичом, тюбингами или блоками
Выработки
Коэффициент
α·104, kμ· м4

Без крепи:
пройденные вкрест простирания пород

10

то же по простиранию
8

штреки по углю правильной формы без подрывки
5-6

то же с подрывкой
7-8

печи, просеки
8

Закрепленные сплошным бетоном, металлобетоном или железобетоном:

гладким (оштукатуренным)
3-4

негладким
5-7

Закрепленные кирпичом: неоштукатуренным
3-4

оштукатуренным
2,5-3

Закрепленные крепью:

тюбинговой гладкой КТАГ (НИИОМШС) и ГТК (КузНИИшахтострой)
5-6

блочной
5-6

Бутовая кладка
80-200

Таблица П.7.16
Выработки, закрепленные железобетонной рамной крепью
Крепь
Сечение выработки, м2
Расстояние между осями рам или ширина плиты, м
Продольный калибр крепи
Коэффициент
α·104, kμ· м4

Железобетонная трапециевидная рамная из стоек и верхняков прямоугольного
сечения с разгружающими консолями с железобе-
тонными затяжками (выработка загромождена)
5,1
0,55
3,66
10,4

5,1
0,75
5,00
12,9

5,1
1,00
6,70
20,6

5,1
1,14
7,70
18,6

5,1
1,50
10,00
18,0

4,8
1,00
6,67
20,8

Таблица П.7.17
Выработки, закрепленные арочной металлической
крепью из специального взаимозаменяемого
профиля прямого выгиба
Сечение выработки после осадки, м2
Значение α·104, kμ· м4 , при расстоянии между арками, м
0,5
0,75
1,0
1,2

4,9
21,0
20,0
19,0
19,0

5,2
21,0
20,0
19,0
19,0

6,9
22,0
20,0
20,0
19,0

7,1
22,0
21,0
20,0
19,0

8,9
23,0
21,0
20,0
20,0

11,2
23,0
21,0
20,0
20,0

12,7
23,0
21,0
20,0
20,0

16,4
22,0
20,0
19,0
19,0

Таблица П.7.18
Выработки, закрепленные арочной металлической
трехзвеньевой крепью из специального взаимозаменяемого
профиля обратного выгиба
Сечение выработки после осадки, м2
Значение α·104, kμ· м4 , при расстоянии между арками, м
0,5
0,75
1,0
1,2

4,9
17,0
17,0
16,0
16,0

5,2
18,0
17,0
16,0
16,0

6,0
18,0
17,0
17,0
16,0

7,1
19,0
18,0
17,0
16,0

8,9
19,0
18,0
17,0
17,0

11,2
19,0
18,0
17,0
17,0

12,7
19,0
18,0
17,0
17,0

16,4
18,0
17,0
16,0
16,0

Примечание. В выработках, закрепленных арочной 1 металлической крепью из специального взаимозаменяемого профиля обратного выгиба и дополнительными затяжками, закладываемыми за фланцы спецпрофиля, а снижается в 1,5 раза. При этом требуется точно выдерживать расстояние между арками ввиду малых размеров фланцев.
Таблица П.7.19
Выработки с новыми видами крепи
Вид крепи
Характеристика выработки
Сечение выработки, м2
α·104, kμ· м4
Монолитный бетон
Имеются поперечные и продольные швы от опалубки, в выработке расположены кабельные кронштейны и две трубы диаметром 100 и 200 мм
13,5
5,4

Торкрет-бетон
Породы крепкие, трещиноватые, стенки весьма шероховатые; в выработке расположены четыре трубопровода, кабель со светильниками (через 10 м)
15,4
1

Породы крепостью f= 8-12, трещиноватые с углом падения β =30-40°, шероховатость стенок мелкая, сглажена торкрет-бетоном, почва ровная
10,2
18,2

Породы крепостью f= 8-12, β = 50°, стенки очень шероховатые, мелкие выступы расположены против потока воздуха; в выработке расположены 2 трубопровода
7,6
18,8

Торкрет-бетон, два слоя
Породы крепостью f =14-16, β = 40-50°, сильно развита трещиноватость, мелкие выступы сглажены двумя слоями торкрет-бетона, в выработке расположены два трубопровода и три кабеля на крючьях
8,9
103

Породы крепостью f =16, β = 52-55°, мелкозернистые, плотные, массивные, наблюдается зона рассланцевания, в выработке расположены пять кабелей на крючьях, через 10 м светильники, два трубопровода
15,8
14,6

Анкерная и торкрет-бетон
Кровля закреплена анкерами в пять рядов, бока и кровля покрыты торкрет-бетоном
163
15,7

Анкерная с проволочной сеткой и торкрет-бетоном
Породы крепостью f = 10-12,
β =38-40°, трещиноватые, легко отслаиваются, стенки сильно шероховатые, почва ровная
9,9
11,8

Анкерная с проволочной сеткой
Породы крепостью f = 8-10, трещиноватые, β = 40-70°, почва ровная. В выработке расположены два трубопровода, девять кабелей и светильники через 5 м. Висячий бок и кровля затянуты сеткой и закреплены шестью-восемью рядами анкеров
9,4
9,4

Анкерная
Породы крепостью f = 8-10, β = 56-70°, выступы мелкие. Кровля закреплена пятью рядами анкеров
10,0
8,2

Примечание. 1. Для схем армировки стволов, не вошедших в Руководство, значение а • 104 следует принимать по справочнику «Рудничная вентиляция» под редакцией К. 3. Ушакова (М: «Недра», 1988). 2. Значения коэффициентов аэродинамического сопротивления для отдельных типов крепи, применяемых в бассейнах и не нашедших отражения в Руководстве, следует принимать по справочнику «Рудничная вентиляция».
ПРИЛОЖЕНИЕ 8. Определение устойчивости проветривания выемочного участка и оформление результатов проверки устойчивости
П.8.1. Пример определения устойчивости проветривания опытным путем
Порядок проведения измерений по определению устойчивости рассмотрим на примере 15-й восточной лавы (сложная диагональ 9-34-35-36) для условий шахты № 7-бис (рис. П.8.1).
Определяющими ветвями для сложной диагонали 9-34-35-36 являются шлюзы 34-35, 7-36 и двери в ходке водосборника 7-36. Два наблюдателя производят замеры скорости воздуха и определяют его направление в ветви 34-35.
Два других наблюдателя производят открывание сначала одних дверей, например, шлюза на штреке (7-36), затем других дверей в ходке водосборника (7-36) между стволами и т.д. Все замеры обрабатываются и сводятся в таблицу (см. настоящее Руководство, приложение 8) «Акта проверки устойчивости проветривания».
На основании анализа результатов измерения устанавливаем, что расход воздуха не только уменьшился более чем в два раза, но и имеет место опрокидывание струи в диагонали 9-34-35-36 при открывании дверей шлюза на штреке 7-34. Так как последние открываются довольно часто в связи с небольшим расстоянием между наклонными стволами при пропуске грузов, то воздух в лаве периодически изменяет направление движения.
Из-за трудности наблюдения за дверями в ходке водосборника последние также иногда бывают открыты, что приводит к прекращению движения воздуха в лаве. При открытых дверях шлюза 34-35 в лаве идет 62% расчетного воздуха.
Рассмотренные опрокидывания вентиляционной струи в 15-й восточной лаве могут иметь место при нормальном ведении эксплуатационных работ, то есть струя является неустойчивой по расходу и направлению (III категория).
Для обеспечения необходимой устойчивости струи в диагонали, то есть предотвращения ее опрокидывания при нормальном режиме проветривания, следует регулировочное окно с определяющей ветви 36-20 перенести на диагональ, устано-
Рис. П.8.1. Схема проветривания шахты № 7-бис: а — схема вентиляции шахты; б — схема вентиляционных соединений
вить его на ветви 35-36 (вентиляционный штрек); обеспечить механическую блокировку дверей шлюза на штреке между наклонными стволами (7-36), которая бы исключала одновременное открывание их, вывод информации о положении дверей на пульт диспетчера (оператора АКМ) и отключение электроэнергии с токоприемников на участке при одновременно открытых дверях шлюза; оборудовать дверь в ходке водосборника затвором, исключающим самопроизвольное ее открывание, и механической блокировкой.
Утверждаю Главный инженер шахты
«__» _________19_ г.
АКТ
проверки устойчивости проветривания
_______ лавы пласта __________
Комиссия в составе:
1. ______________ председатель, нач.участка ВТБ
2. ______________представитель ГВГСС
3. ______________ горный мастер
В результате шахтного эксперимента (см. таб.) установила
№ п/п
Режим проветривания
Расход воздуха (м3/с) и его направление (+, -)
В % от Q, рассчитанного по газу
Примечание

1.
Нормальный (фактический расход)

2.
Открыты двери шлюза

3.
Открыты двери шлюза

что проветривание _________________ лавы пласта
(устойчиво по расходу и направлению, неустойчиво по расходу, неустойчиво по расходу и направлению)
Для повышения устойчивости выполнить следующие мероприятия:
1.
2.
3.
Подписи

СОДЕРЖАНИЕ

1. Общие положения
1.1. Геологоразведочные организации
1.2. Угольные шахты
1.3. Проектные организации
1.4. Научно-исследовательские институты
1.5. Служба ГВГСС
2. Порядок проектирования вентиляции угольных шахт
2.1. Проектирование вентиляции новых шахт и на период строительства
2.2. Проектирование вентиляции реконструируемых шахт и новых горизонтов на действующих шахтах
3. Прогноз метанообильности выработок угольных шахт
3.1. Общие положения
3.2. Прогноз метанообильности тупиковых выработок
3.3. Прогноз метанообильности выемочного участка
3.4. Прогноз метанообильности шахты
4. Прогноз углекислотообильности выработок угольных шахт
4.1. Прогноз углекислотообильности тупиковых выработок
4.2. Прогноз углекислотообильности выемочных участков
4.3. Прогноз углекислотообильности шахты
5, Проектирование проветривания стволов и тупиковых выработок
5.1. Схемы проветривания стволов и тупиковых выработок
5.2. Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок и вертикальных стволов
5.3. Выбор средств проветривания тупиковых выработок
6. Проектирование проветривания выемочных участков
6.1. Схемы проветривания выемочных участков
6.2. Расчет расхода воздуха для проветривания выемочных участков
6.3. Расход воздуха для проветривания выемочного участка при изолированном отводе МВС за его пределы, выбор средств отвода и меры безопасности
7. Максимально допустимая нагрузка на очистной забой по газовому фактору
7.1. Для очистных выработок типа лав по природной метаноносности угольных пластов
7.2. Для очистных выработок типа лав по фактической метанообильности
8. Проектирование проветривания шахты
8.1. Способы и схемы проветривания шахты
8.2. Расчет расхода воздуха для проветривания шахты в целом
8.3. Подача вентиляционных установок
8.4. Допустимые отклонения результатов измерений расхода воздуха от расчетных значений
9. Расчет депрессии шахт
9.1. Общешахтная депрессия
9.2. Размещение и расчет регуляторов расхода воздуха в горных выработках
10. Проектирование главных вентиляционных установок
10.1. Вентиляторы для одиночной работы
10.2. Вентиляторы для совместной работы
11. Устойчивость проветривания шахт
11.1. Основные понятия и определения
11.2. Определение устойчивости проветривания
11.3. Основные пути повышения устойчивости проветривания
12. Воздухонагревательные (калориферные) установки
12.1. Общие технические требования к воздухо-нагревательным установкам
12.2. Методика проектирования шахтных безвентиляторных и вентиляторных воздухонагревательных установок
13. Совершенствование вентиляции действующих шахт
14. Использование ЭВМ для расчета вентиляции угольных шахт
Приложение 1. Аэродинамические характеристики вентиляторов
Приложение 2. Классификация схем проветривания вентиляционных и выемочных участков
Приложение 3. Способы предупреждения и ликвидации слоевых и местных скоплений метана в горных выработках средствами вентиляции
Приложение 4. Методика расчета технических возможностей шахты по вентиляции
Приложение 5. Примеры расчета расхода воздуха для проветривания шахты и нагрузки на очистной забой
Приложение 6. Расчет депрессии канала вентиляционной и воздухонагревательной установки
Приложение 7. Каталог значений коэффициентов аэродинамического сопротивления горных выработок
Приложение 8. Определение устойчивости проветривания выемочного участка и оформление результатов проверки устойчивости