Квершлаг двухпутный

РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГЕОЛОГОРАЗВЕДОЧНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ имени СЕРГО ОРДЖОНИКИДЗЕ Кафедра горного дела и проведения горноразведочных выработок

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Дисциплина: «Горноразведочные работы»

«Квершлаг двухпутный»

Выполнил:

студент группы ЗРТ-09

Хромов Р.А.

Проверил:

Профессор кафедры Несмотряев В.И.

Москва 2013

ОГЛАВЛЕНИЕ Условия задания Термины и определения

1. Обоснование способа проведения выработки

2. Выбор основного проходческого оборудования

3. Обоснование формы и расчет размеров поперечного сечения

4. Расчет горного давления

5. Выбор конструкции и расчет крепи

6. Буровзрывные работы

7. Проветривание выработки

8. Уборка породы и транспортные операции

9. Расчет локомотивной откатки

10. Вспомогательные работы

11. Организация работ Литература

УСЛОВИЯ ЗАДАНИЯ буровзрывной горный порода Рассчитать курсовой проект на проведение горизонтальной горноразведочной выработки.

Название выработки … квершлаг двухпутный;

Название горных пород … диабазы среднезернистые;

Глубина заложения выработки … 400 м;

Длина выработки … 500 м;

Плотность пород … 2600 кг/мі;

Категория буримости пород … XV;

Коэффициент крепости пород … 12;

Коэффициент структурного ослабления … 0,8;

Наличие водопритока … нет;

Срок сооружения выработки … 2мес.;

Рекомендованное оборудование … буровая каретка;

накладной съезд.

Термины и определения Квершлаг это горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность и проводимая по пустым породам вкрест простирания или под некоторым углом к простиранию пород.

Площади поперечных сечений квершлагов такие же, как у штреков — от 5,1 до 7,5мІ (однопутные выработки), и от 8,3 до 12,1мІ (участки двухпутных выработок).

Поверхности, ограничивающие горизонтальную выработку в пространстве, имеют специальные названия:

Кровля выработки — поверхность, ограничивающая выработку сверху;

Почва — поверхность, ограничивающая выработку снизу;

Бока — поверхности, ограничивающая выработку с боков;

Забой — поверхность, которая на стадии проведения выработки перемещается;

Призабойная зона или призабойное пространство — часть горной выработки, непосредственно прилегающая к забою, и предназначена для размещения рабочих и оборудования.

Различают поперечное сечение в свету, в проходке и вчерне, или проектное сечение.

Площадь поперечного сечения горно-разведочной выработки в свету — это площадь поперечного сечения, ограниченная внутренним контуром крепи и поверхностью балластного слоя рельсового пути.

Площадь поперечного сечения горно-разведочной выработки вчерне — площадь, ограниченная проектным контуром выработки (сумма площадей в свету и занятой крепью).

Площадь поперечного сечения горно-разведочной выработки в проходке — это площадь, ограниченная ее контуром в забое.

1. Обоснование способа проведения выработки Проведением горной выработки называют выполнение комплекса работ по отделению породы от массива, ее погрузке и транспортированию, возведению крепи, а также выполнению ряда вспомогательных процессов. Этот комплекс обеспечивает периодическое или непрерывное перемещение забоя выработки (подвигание) с запланированной скоростью.

В зависимости от горно-геологических условий (физико-механических свойств пород, устойчивости массива, величины водопритоков) применяют обычные или специальные способы проведения выработок.

Обычными способами проводят выработки в условиях, когда породы позволяют обнажать забой и бока, и при этом не наблюдается больших водопритоков.

Специальные способы применяются — когда выработки проводят по неустойчивым породам, не допускающим обнажения (пески, плывуны и другие) или в условиях сильного водопритока (требуется искусственное водопонижение, замораживание, тампонаж и т. д.). Из-за высокой стоимости и технической сложности специальные способы применяют только в исключительных случаях.

Обычными способами проводят выработки в однородной крепкой или мерзлой породе, в неоднородных (когда на забое выработки имеются породы, различные по своим физико-механическим свойствам) и однородных мягких породах.

В значительной степени название обычного способа проведения выработки предопределено способом отделения породы от забоя, который выбирают в зависимости от их крепости. В породах с коэффициентом крепости по М. М. Протодьяконову f > 4 и многолетнемерзлых породах применяют буровзрывной способ (основной способ), в более слабых породах — также и способ отбойки с помощью отбивных молотков или средств гидромеханизации (комбайновый способ).

Совокупность основных (разрушение породы в забое, ее уборка, возведение крепи) и вспомогательных (обеспечивают условия для выполнения основных) процессов, выполняемых в определенной последовательности за установленное время, в результате чего забой перемещается на расчетную величину, называется проходческим циклом.

Для этого варианта, выбираем обычный способ проведения выработки с буровзрывным методом отделения породы от забоя так как проходка пойдет по диабазам среднезернистым с коэффициентом крепости f=12, плотностью 2600 кг/м3, водопритока нет.

2. Выбор основного проходческого оборудования Технология проведения горной выработки — это способы выполнения комплекса работ по созданию горной выработки с использованием соответствующего горнопроходческого оборудования.

Технологические схемы проведения выработок представляют собой схемы расстановки забойного оборудования в выработках в соответствии с графиком организации работ и отражают порядок выполнения основных процессов в забое выработки. Основой технологической схемы, является тот или иной комплекс основного проходческого оборудования.

Состав проходческого цикла, затраты труда и времени на проведение 1 м одной и той же выработки в значительной степени зависят от выбранных средств механизации основных проходческих процессов:

— бурение шпуров,

— заряжание шпуров,

— взрывание зарядов,

— проветривание забоя,

— погрузка породы,

— откатка вагонеток до обменного пункта,

— обмен вагонеток,

— возведение крепи (временной и постоянной),

— устройство водоотводной канавки,

— настилка пути (временного и постоянного).

В данном варианте, для бурения шпуров при взрывных работах и при необходимости установки анкерной крепи рекомендуется буровая каретка, я использую самоходную бурильную установку СБКН — 2 М, параметры которой приведены в таблице 1, (5, стр. 64) и (6, стр. 35).

Для погрузки породы, при проходке двухпутного квершлага, учитывая значительную ширину выработки (фронт погрузки примерно 4 метра) применяется погрузочная машина периодического действия типа ППН — 7, параметры которой приведены в таблице 2, (смотреть рисунок приложение 1).

С целью ускорения процесса отгрузки горной массы от забоя, уменьшения времени на перестановку и расцепку вагонеток, применяем забойный перегружатель типа ПСК-1А. (таблица 3).

Погрузка породы производится непосредственно в вагонетки, для данного варианта это ВГ — 1,4 (таблица 4)

Таблица 1

Таблица 2

Таблица 3

По сложившейся практике в геологии применяются практически только аккумуляторные электровозы, то для настоящего проекта применяем аккумуляторный электровоз 4,5АРП-2М. (таблица 4)

Таблица 4

3. Обоснование формы и расчет размеров поперечного сечения При разработке проекта проведения выработки вопрос выбора формы и размеров поперечного сечения является важнейшим. Для горизонтальных разведочных выработок, стандартом установлены прямоугольно-сводчатая и трапециевидная формы сечения, а так же стандартом устанавливаются площади поперечных сечений в свету для прямых участков выработок (1, стр. 384).

Прямоугольно-сводчатое сечение горизонтальная разведочная выработка должна иметь в устойчивых породах, когда запасы прочности составляют не менее 4, или когда выработки пройдены в недостаточно устойчивых породах при запасе прочности меньше 4, но при возведении в выработке облегченной крепи — анкерной, набрызгбетонной или комбинированной (анкерная с металлической сеткой, анкерная с набрызгбетоном по металлической сетке).

Трапециевидную форму сечения придают выработкам если запас прочности существенно ниже указанного выше значения и возведения облегченной крепи оказывается недостаточно, при условии возведения рамной крепи, преимущественно из дерева.

Предварительно выбор крепи и, соответственно, формы поперечного сечения можно произвести на основании расчета параметра устойчивости Пу (таблица 5) который используется при проектировании выработок в рудной и угольной промышленности: (3, стр. 12)

Пу = ,

где с — средняя плотность вышележащей толщи горных пород, с = 2600 кг/мі,

g — ускорение свободного падения,

g = 9,81

H — глубина заложения выработки (максимальное расстояние до поверхности земли), Н = 400 м, усж — предел прочности на одноосное сжатие горных пород, по которым проводится выработка, определяется лабораторными методами, (но, при известном значении коэффициента крепости пород f по шкале М. М. Протодьяконова исходя из формулы f = 10 усж), (1, стр. 385)

усж = 10 f = 10 12,

тогда

0,085 < 0,15

Таблица 5

Рекомендации по выбору крепи на основании параметра устойчивости Пу

Проверочный расчет запаса прочности пород производят, сравнивая максимальное из действующих напряжений с пределом прочности массива.

Для боков горизонтальной выработки запас прочности nб можно рассчитать по формуле: (1, стр. 385)

nб = = ;

где

Rсж — предел прочности породы в массиве на одноосное сжатие;

max — максимальное сжимающее напряжение, действующее в массиве горных пород;

сж — предел прочности горных пород на одноосное сжатие, определяемый лабораторными методами; при известном значении коэффициента крепости пород f по шкале М. М. Протодьяконова Хсж = 10 f = 10 12 ;

kс — коэффициент структурного ослабления пород, зависящий от степени трещиноватости породы, (1, таблица 20.4);

kс = 0,9

k? — коэффициент длительной прочности, учитывающий уменьшение прочности пород во времени;

— для пород, склонных к проявлению реологических свойств (ползучести, релаксации) k? = 0,5 — 0,7;

— для хрупких, упругих пород k? = 0,8 — 1,0;

— при использовании выработок сравнительно непродолжительное время (до 3 лет) k? принимается равным единице;

k? = 1,0

с — средняя плотность горных пород вышележащей толщи;

с = 2600 кг/мі

k1 — коэффициент концентрации напряжений в боках выработки, (1, таблица 20.5).

k1 = 2,7

nб = = = 3,92,

Аналогично оценивается запас прочности пород в кровле выработки nк. Причем на этом этапе оценок кровля выработки принимается плоской. Расчет ведется по формуле:

nк = = ;

Rр — предел прочности массива пород на одноосное растяжение;

— растягивающее напряжение, действующее по кровле в наиболее опасном сечении (середина пролета выработки);

kр — коэффициент, учитывающий соотношение между пределами прочности породы на растяжение и сжатие, для различных пород лежит в широком диапазоне, но для многих равен округленно 0,1;

kр = 0,1

k — коэффициент концентрации напряжений в кровле; для плоской кровли

k = 1;

— коэффициент бокового давления (горизонтального распора), рассчитываемый по значению коэффициента Пуассона: = /(1 —); величина для многих горных пород лежит в диапазоне 0,2 — 0,3

= = = 0,28,

nк = = = 3,78,

Таким образом, на основании приведенных выше расчетов, принимаем прямоугольно-сводчатую форму поперечного сечения выработки, так как параметр устойчивости равный 0,085 < 0,15 при IV категории трещиноватости (таблица 5), но при этом предусматривается установка анкерной крепи.

Проверочные расчеты запасов прочности для боков 3,92 и в кровле 3,78 (допускается меньше 4, при возведении в выработке облегченной крепи, (1, стр. 384)), допускают выбор названного сечения, с возведением анкерной крепи по кровле. Окончательно вопрос выбора крепи решится после расчета горного давления.

Размеры поперечных размеров в свету определяются исходя из габаритов, используемого транспортного и технологического оборудования (электровозов, погрузочных машин, вагонов и прочих) и величин зазоров, предусмотренных Едиными правилами безопасности (2). Размеры выработок вчерне определяют с учетом площади выработки, занимаемой крепью.

Для настоящего варианта, исходя из выбранного оборудования, типа крепи и согласно ЕПБ (2, п.57), во всех горизонтальных выработках, где применяются рельсовые транспортные средства, должны быть обеспечены свободные проходы для людей не менее 0,7 м между стенкой выработки, размещенным оборудованием и наиболее выступающими частями подвижных средств. На двухпутных участках выработок ширина междупутья должна быть такой, чтобы зазор между встречными вагонетками (электровозами) был не менее 0,2 м.. Ширина свободного прохода для людей должна быть выдержана по всей длине выработки на высоте не менее 1,8 м. С противоположной стороны выработки должны быть обеспечены зазоры не менее 0,25 м между стенкой выработки и наиболее выступающими частями подвижных средств.

Высота подвески контактного провода (2, п.250) должна быть не менее 1,8 м от головки рельса. Расстояние от контактного провода до навала руды или породы в вагоне должно быть не менее 200 мм до кровли.

Рассчитываю ширину выработки:

b = 2B + m + n + св;

где В — наибольший габарит оборудования по ширине, (1400 мм — ширина ППН-7); (рис. 1)

m — ширина прохода для людей (700мм);

n — зазор между оборудованием и боком выработки (250мм);

св — зазор между единицами оборудования на смежных рельсовых путях св? 0,2 м.

b = (2×1,35) + 0,7 + 0,25 + 0,2 = 3,85 м, Далее определяю необходимую высоту выработки по боку (до пяты свода) hб и полную высоту h:

hб = 1.8 + hт,

hб = 1,8 + 0,1 = 1,9 м, где

1,8 — минимальная высота свободного прохода для людей шириной 0,7 м;

hт — высота настила из досок (высота трапа), принимается равной 0,1 м;

h = hб + hС, где

hс — высота свода, для двухпутных выработок:

м,

h = 1,9 + 0,96 = 2,86 м, Рис. 1

Если в перспективе выработка будет использоваться как транспортная, при использовании контактных электровозов рассчитанная высота должна соответствовать условию, чтобы от головки рельса до крепи было не менее 2,2 м. (Это обусловлено требованием ЕПБ…, не менее 2,0 метров от головки рельсов и не менее чем 0,2 метра от крепи). При этом hр (высота верхнего строения рельсового пути, принимается 0,35 м). (1. стр390)

h? hk

2,86? 2,20 + 0,35 = 2,55

В настоящем варианте расчетные данные соответствуют данному условию.

Проверяем, будет ли при рассчитанном значении высоты h обеспечена возможность работы у забоя погрузочной машины ковшового типа:

Минимальная высота выработки в свету hmin:

hmin = hм + hк +hвр.р, где

hм — максимальная высота машины с поднятым ковшом (у погрузочной машины ППН-7 — максимальная высота разгрузки будет равна 1800мм) (1, табл. 17.1), у перегружателя ПСК -1А — 2200 мм,

hк — зазор между кровлей и ковшом в верхнем его положении,(пользуясь условием задания (4, стр.7) — минимальный зазор между кромкой ковша и кровлей не менее 50мм) принимаю hк = 100 мм ;

hвр.р — высота временного рельсового пути, оборудуемого для работы машины у забоя (принимается равным 0,1 м);

h min = 2,2 + 0,1 + 0,1 = 2,4 м;

Рассчитанное значение h должно быть не менее h min, (h h min);

2,86 > 2,4,

Условие выполняется Площадь сечения в свету определяю по формуле (1, стр. 390):

Sсв = b (hб + 0,175b);

Sсв = 3,85(1,9 + 0,175*3,85) = 9,91мі;

По рассчитанной площади сечения в свету из таблицы 20.2 (1, стр. 377) принимается ближайшее большее из стандартных сечений:

Для данного варианта подходит ПС — 10,0

Таблица 6

Пользуясь данными принятого типоразмера выработки ПС-10,0 (таблица 6) и размеров крепи определяем проектную площадь сечения выработки (площадь вчерне).

Для двухпутной выработки с анкерной или комбинированной крепью в кровле и боках:

Sвч = b'(h'б + 0,175b'),

где

b' - ширина выработки с учетом выхода анкеров на величину д по обеим бокам выработки, (д =0,05 — 0,1 м) (1, стр. 391)

b' = b + 2 д = 4,0 + 2 * 0,05 = 4,1 м,

h’б — высота выработки по боку с учетом выхода анкеров по кровле в выработку на величину д = 0,05 — 0,1 м,

h’б = hб + д = 1,8 + 0,05 = 1,85 м,

Sвч = 4,1(1,85 + 0,175 * 4,1) = 10,5 мІ,

Sпр = 1,05 х Sвч = 1,05×10,5 = 11,02 мІ.

Определяю площадь поперечного сечения в проходке, с учетом значений коэффициента превышения сечений (4, табл.1).

Для XII категории и сечением выработки более 6,5мІ выбираю коэффициент 1,05.

4. Расчет горного давления Горное давление — силы, возникающие в массиве, окружающем горную выработку. Расчет горного давления проводят с целью определения нагрузок на крепь и расчета ее прочностных размеров.

В моем варианте кровля и бока относительно устойчивы (1< n < 4).

Расчет давления при известной форме и размерах выработки производится в следующей последовательности:

1.Рассчитываем физико-механические свойства массива по формулам:

— предел прочности массива пород на длительное сжатие

где (11, стр.40)

о — коэффициент длительной прочности, для пород с хрупким характером разрушения от 1 до 0,7 о = 0,9

— коэффициент структурного ослабления, = 0,8

— предел прочности на одноосное сжатие

Па (11, стр.40)

— предел прочности массива пород на длительное растяжение

где

— предел прочности образца породы на растяжение,

Па, (11, стр. 42)

Па

— коэффициент и угол внутреннего трения

= 39,3є

2.Определяю действующие на контуре напряжения, запасы прочности и параметр устойчивости (см. рис. 2)

и, где

— коэффициент концентрации напряжений сжимающих в боках,

= 2, (11, таблица 3, стр. 290)

— коэффициент концентрации напряжений растягивающих в кровле, г — плотность пород, 2600 кг/м3,

Н — глубина заложения выработки 400 метров.

л1 — коэффициент бокового распора, , — коэффициент Пуассона, для большинства пород колеблется в интервале от 0,15 до 0,35

Па

Па

— рассчитываю запасы прочности (устойчивости), соответственно в боках и кровле:

> 4,

< 4 < 1

— параметр устойчивости:

0,05 < 0,086 < 0,15

Сравнивая полученные результаты видим что бока выработки устойчивы > 4(4,15 > 4), при относительно устойчивой кровле 1< nк < 4(1,48 < 4) расчетные формулы для определения нормативного давления на крепь выбираю из таблицы 7 (11, стр. 39).

3.Рассчитываю нормативные нагрузки

— высота свода обрушения:

где ,

h0 — высота искусственного свода по проекту. Принимаю по таблице 3 (11, стр. 29) в долях от ширины выработки ј, соответственно h0 = 1.

тогда,, м высота свода возможного обрушения, м, (от вертикальной стенки).

— интенсивность нормативного давления:

кПа,

Рис 2. Характер напряженного состояния пород на контуре горизонтальной выработки.

Расчетную нагрузку определяю путем умножения нормативной на коэффициент перегрузки от горного давления, который равен 1,2 (11, стр. 36)

кПа.

Таким образом проанализировав полученные результаты и руководствуясь рекомендациями по выбору крепи на основании параметра устойчивости (таблица 5), учитывая что высота свода обрушения равная 1,65 метра и при устойчивых боках коэффициент запаса прочности кровли относительно устойчив, породы склонны к выветриванию (возможно выпадение отдельных кусков) (диабазы среднезернистые) принимаем установку анкерной крепи по кровле. Геологоразведочная выработка — квершлаг двухпутный после проведения поисковых работ может быть использована как горнокапитальная и задействована в технологическом процессе добычи полезного ископаемого по кровле и бокам принимаю в виде крепи набрызгбетон небольшой толщины.

5. Выбор конструкции и расчет крепи Под анкером понимают устройство, основной несущей деталью которого является металлический стержень (штанга), который закрепляется в шпуре с помощью замка, бетона, синтетической смолы, взрыва, имеет поддерживающий элемент в виде опорной плиты с гайкой или накладкой. По конструкции различают анкеры металлические (замковые, клиновые, винтовые и др.), железобетонные, сталеполимерные и другие.

Анкерная крепь это система закрепленных определенным образом в кровле и боках выработки анкеров для упрочнения массива горных пород и повышения устойчивости обнажений благодаря скреплению слоев и структурных блоков. При натяжении анкеров с помощью гаек слои пород или структурные блоки массива прижимаются друг к другу и образуют устойчивую монолитную плиту.

В настоящее время анкерная крепь является одним из прогрессивных и экономичных видов крепи. Она обеспечивает повышение безопасности работ, улучшает проветривание выработок и снижает затраты на их крепление и поддержание в период эксплуатации, позволяет легко механизировать процесс ее возведения. Наибольшее распространение получил железобетонный анкер.

Железобетонный анкер состоит из стержня 1(1, рис. 14.5, стр.251) круглого или периодического профиля, который закрепляется в шпуре цементно-песчаным раствором 2 с добавлением ускорителя твердения (хлористого кальция), нагнетаемым в шпур с помощью пневмонагнетателя ПН-1. Опорная плита 3 и гайка 4 служат для натяжения анкера.

Надежность их зависит главным образом от качества цементно-песчаной смеси. Для приготовления раствора применяют быстросхватывающиеся цементы типа БТЦ М400 — М600 или обычный портландцемент таких же марок. Наполнителем служит песок размером частиц до 5 мм. Состав смеси Ц: П = 1: 1 и 1: 2. При наличии у анкера резьбы затягивание гаек с установкой опорных плит производят по истечении трех суток.

Комплект оборудования ПН -1 состоит из трех контейнеров для транспортирования сухой смеси и пневмонагнетателя, который служит для смешивания смеси, получения готового раствора и под давлением сжатого воздуха (до 0,5 МПа) подачи его в шпур.

— расчетная несущая способность стержня анкера Рс из условий его прочности на разрыв Рс = рrІRрm, где

Н

r — радиус стержня (рекомендуем. диаметр не менее 16 мм), r = 0,008 м,

Rр — расчетное сопротивление материала стержня растяжению по СНиП-21−75 (Rр = 270 МПа — для стали периодического профиля класса А-II),

m — коэффициент условий работы стержня штанги, который в шахтных условиях можно принять равным 0,9 — 1.

— расчетная несущая способность замка из условия сдвига бетона относительно стенок шпура равна Рз = р dш? з m1, где

dш — диаметр шпура, м, (dш = 0,036 м)

?з — длина заделки стержня, м, (?з = 1,0 м)

— удельное сцепление бетона с породой, Па, =1 МПа,

m1 — коэффициент условий работы замка, равный при сухом шпуре 0,9, при влажном шпуре 0,75 и при капеже из шпура 0,6, (m1 = 0,9)

Н

— дальнейший расчет веду по наименьшей несущей способности:

— плотность расстановки анкеров в кровле выработки,

где

qн — нормативное давление на крепь со стороны кровли, определяемое по формуле, qн = 16,9 кПа,

nп = 1,2 — коэффициент перегрузки, Ра — расчетная несущая способность анкера (наименьшая из значений Рс и Рз) ,

тогда, ,

— расстояние между анкерами в кровле при их расположении по квадратной сетке

м, Принимаю установку анкеров в кровле по сетке 1,30×1,30

— длина анкера в кровле:

где

— расстояние до трещины отрыва, (высота свода возможного обрушения) =, м,

lзг = 0,3 — 0,4 м — заглубление анкера в менее трещиноватую зону пород,

lп = 0,05 — 0,02 м — длина выступающей части анкера, зависящая от его конструкции и толщины опорно-поддерживающих элементов.

м.

Учитывая что мы применили набрызгбетон по кровле и бокам произведем расчет комбинированной крепи (анкерная + набрызгбетон).

— рассчитаю интенсивность нагрузки на набрызгбетонную крепь при наличии анкеров:, кПа (1, стр. 254)

— толщину набрызгбетонной крепи определяю по формуле: (1, стр. 247)

где

mб — коэффициент условий работы, равный 0,85 для неармированного набрызгбетона и 1,0 — для армированного, ур — расчетное сопротивление набрызгбетона растяжению для проектных марок 300, 400, 500 соответственно 1,2; 1,4; 1,6 МПа при наличии армирования и 1,0; 1,2; 1,35 МПа при отсутствии армирования.

мм

мм Принимается толщина набрызгбетонного покрытия по кровле и бокам 40 мм.

Для производства работ по монтажу анкерной крепи применяют:

— комплект оборудования ПН -1 для заполнения шпуров раствором. Он состоит из трех контейнеров для транспортирования сухой смеси и пневмонагнетателя. Смесь загружают в бак пневмонагнетателя, где она перемешивается винтовыми лопастями и по резиновому шлангу подводится к трубе длиной 1 м, которая вводится в шпур. Железобетонные анкеры, установленные с помощью комплекса ПН — 1, приобретают несущую способность до 50 кН через 3,5 часа после их возведения. Бурение шпуров осуществляется тем же оборудованием что и под взрывные работы.

Для устройства набрызгбетонного покрытия применяю бетономашины БМ-60, БМ-68, которые загружают бетонной смесью вручную или с помощью загрузочных устройств. В настоящее время предпочтение отдается машинам импортного производства марок «АЛИВА»

6. Буровзрывные работы При проведении подземных горных выработок буровзрывным способом выполняется комплекс периодически повторяющихся проходческих операций, составляющих проходческий цикл. Важнейшей из них являются буровзрывные операции. Под взрывом понимается процесс освобождения большого количества энергии в ограниченном объеме за весьма короткий промежуток времени. Взрывание шпуровых зарядов проводят с целью: создания за счет взрыва первых зарядов дополнительной обнаженной поверхности для обеспечения наиболее благоприятных условий для разрушительного воздействия на породу взрывов других зарядов; разрушения породы до определенной степени кусковатости; обеспечения компактности развала породы и условий для эффективной работы погрузочного оборудования; исключения повреждения крепи и оборудования; образования сечения выработки, по форме и размерам близкого к проектному, с минимальными переборами; исключения нарушения массива за контуром сечения выработки и т. д.

Для достижения указанных результатов заряды ВВ размещают в шпурах различного назначения, образующих шпуровой комплект. Он состоит из шпуров врубовых, отбойных и оконтуривающих. Врубовые шпуры, взрываемые раньше других, формируют врубовую полость, отбойные ее расширяют, оконтуривающие — формируют проектную форму и размеры поперечного сечения выработки.

Для проходки горизонтальной выработки с проектной площадью поперечного сечения S вч = 10,5 мІ, шириной 4,0 м., прямоугольно-сводчатой формы, по породе с коэффициентом крепости f = 12, принимаю (5, стр. 55) призматический вруб с прямыми шпурами. Он применяется в выработках любого сечения по породам средней крепости и крепким. Шпуры вруба длиной 2,5 — 4 метра располагают на расстоянии 0,1 — 0,2 метра друг от друга. Они образуют во взрываемой породе трехгранную или многогранную призму.

Выбор типа ВВ:

По таблице 9.4 (1, стр. 92) выбираем аммонал скальный № 3 (смесь негранулированной селитры с тротилом и алюминиевой пудрой, выпускается только в патронированном виде), в бумажных патронах так как коэффициент крепости пород 12, водопритока нет со следующими техническими характеристиками (таблица 7) :

Таблица 7

Расчет глубины и длины шпуров:

Глубина и длина шпуров, пробуренных перпендикулярно плоскости забоя, совпадают.

С учетом требуемых темпов проходки выработки глубина шпуров определяется по формуле:

м, где

L — проектная длина выработки, м, L = 500,0 м;

n — число рабочих дней в месяце, n = 30, (непрерывный режим работы предприятия),

mчисло рабочих смен в сутки, m = 4;

kчисло проходческих циклов за смену, k = 1;

— коэффициент использования шпуров — это отношение подвигания забоя в каждом цикле к средней глубине шпуров, для пород крепости f = 7 15 значение з в пределах от 0,75 до 0,85, принимаю = 0,80,

м, Глубину врубовых шпуров часто задают на 20 — 30 см больше глубины остальных шпуров с соответствующим увеличением заряда.

Принимаю: = 2,60 м; = 2,9 м, Выбор оборудования для бурения и зарядки шпуров:

Так как аммонал скальный № 3 выпускается только в патронированном виде, то зарядка шпуров будет производиться вручную.

Для бурения шпуров я выбрал буровую (каретку) установку СБКН — 2 М, таблица 1 с двумя бурильными головками типа ПК — 60, таблица 8 (1, таблица 16.7, стр. 284).

Таблица 8

Выбор бурового инструмента:

К буровому инструменту при бурении шпуров перфораторами относятся буровые штанги и съемные буровые коронки.

Выбираю буровые штанги — шестигранного сечения с диаметром вписанной окружности 32 мм, длиной 1600 мм с соединительной муфтой которые соединяются левой круглой или круглоупорной резьбой и съемного хвостовика.

Съемные буровые коронки — с резьбовым соединением типа КТШ. По породам с пределом прочности на сжатие от 90 до 200 МПа, требующего увеличения диаметра шпура на 7 мм (для патронов ВВ диаметром 36мм) будет равно 43 мм, тогда по таблице 16.12 (1, стр. 293) выбираю перфораторную коронку КТШ — 43 — 27, что означает коронка трехперая штыревая, диаметр головки 43 мм, диаметр резьбы 27 мм.

Расчет удельного расхода ВВ: (10)

Расчетный удельный расход ВВ определяю по формуле:

кг/мі, где

q0 — удельный расход эталонного ВВ на дробление породы в контурах воронки нормального выброса,

кг/мі,

— коэффициент крепости пород с поправкой проф. Л. И. Барона на их разрушаемость взрывом;

тогда

кг/мі,

— коэффициент, учитывающий структурные особенности породы, f=1,

— коэффициент относительной работоспособности ВВ;

— коэффициент, учитывающий влияние зажима пород;

тогда:, кг/мі,

Расчет количества шпуров в комплекте:

Определяю по формуле, рекомендованной СНиП: (5, стр. 59)

где

qр — удельный расход ВВ, кг/мі;

S — проектная площадь поперечного сечения выработки, мІ, S = 10,5 мІ;

свв — плотность ВВ в патроне, кг/мі, свв = 1000,0 кг/мі,

d — диаметр патрона, м, d = 0,036 м,

k3 — коэффициент заполнения шпуров. По таблице 17 (5, стр. 59) определяю, что k3 = 0,7.

тогда, = 36,0 штук.

Используя соотношение, nвр: nвс: nок = 1: 0,5: 2,5, получаем 9: 5: 22, то есть:

Nвр = 9 штук, Nвс = 5 штук, Nок = 22 штуки.

Расчет величин шпуровых зарядов:

Общий расход ВВ за цикл определяю по формуле: (6, стр. 103)

Qобщ = q Sвч lшп = 2,45×10,5×2,6 = 66,9, кг, Среднюю величину шпуровых зарядов определяю по формуле:

кг, (5, стр. 61)

Принимая массу заряда врубовых шпуров на 20% больше массы отбойных и вспомогательных шпуров получится:

кг,

Величину зарядов врубовых шпуров найду по формуле:

Qвр = 1,2Qок = 1,2×1,77 = 2,12, кг.

При использовании патронированных ВВ, найденные величины шпуровых зарядов, необходимо выразить числом патронов:

для врубового шпура:

шт.,

где, mп — масса патрона, мною выбрана: 250грамм, принимаю nвр = 8,5 патронов по 250грамм, (В сухих условиях количество патронов в шпуре может округляться до полпатрона) для оконтуривающих и вспомогательных:

шт.,

принимаю n = 7,5 патронов по 250грамм.

Определяю длину заряда по фактическому количеству патронов в шпуре:

lз = n lп, м, (5, стр. 64)

где,

n — количество патронов в заряде,

lп — длина патрона, м, lп = 0,25 м,

lз.вр = n lп = 8,5×0,25 = 2,125, м, принимаю 2,2 м,

lз.ок = n lп = 7,5×0,25 = 1,875, м, принимаю 1,9 м.

Определяю коэффициент заполнения шпуров:

,

Расчет фактического удельного расхода ВВ определяю по формуле:

кг,

кг,, кг, Определяю фактический расход ВВ:

кг,

кг,

кг,

кг.

Фактический удельный расход ВВ при проходке 1мі породы произведу по формуле:

кг/мі,

Определяю общий объем бурения в цикле:

м,

Определяю общий фактический расход ВВ на один метр бурения в цикле:

кг/м.

Выход породы за взрыв (в массиве) Выбор способа средств взрывания:

В настоящее время наиболее распространённым является электрический способ взрывания, который обеспечивает возможность:

— взрывать любое количество зарядов с любого расстояния;

— взрывать заряды в любой последовательности и с любыми интервалами между взрывами;

— вести взрывные работы в шахтах и рудниках опасных по пыли и газу;

— осуществлять перед взрывами проверку правильности монтажа взрывной сети.

Недостатками являются:

— относительная сложность выполнения работ;

— несколько большая стоимость средств взрывания.

К средствам электрического взрывания относятся электродетонаторы, проводники тока, контрольно-измерительные приборы и источники тока.

Электродетонатор (ЭД) представляет собой капсюль детонатор, в металлическую гильзу которого вмонтирован электровоспламенитель (ЭВ). По времени срабатывания ЭД могут быть мгновенного, короткозамедленного (от 15 до 500 мс) или замедленного действия (от 0,5 до 10 с).

Для безотказного срабатывания через каждый ЭД должен проходить ток определенной величины («гарантийный ток»), значение которого указывается на упаковке электродетонаторов.

По таблице 11 (5, стр. 35) выбираю:

· ЭД — 1 — 8 — Т, мгновенного действия, защищенные от воздействия блуждающих токов, сопротивлением 3,5 Ом;

· ЭД — 1 — 3 — Т, короткозамедленного действия с 23 ступенями замедления от 20 до 1000 мс, защищенные от воздействия блуждающих токов, сопротивлением 3,5 Ом.

Провода, применяемые при электровзрывании, (кроме выводных проводов электродетонаторов) подразделяются на соединительные и магистральные.

Соединительные провода служат для соединения ЭД или групп ЭД между собой, если длина выводных проводов недостаточна. Для этого используют специальные провода марок ЭВ, ВП, ВМ или одножильные изолированные провода марки ПРТО, АПРТО. Площадь поперечного сечения жилы медных соединительных проводов должна быть не менее 0,5 мм². Соединительные провода уничтожаются в процессе взрыва, то есть одноразового использования.

Магистральные провода прокладывают от места взрыва до пульта управления взрывом. В качестве магистральных проводов разрешается применять провода только с резиновой или пластиковой изоляцией, с площадью поперечного сечения жилы не менее 0,75 мм². Магистральные провода не уничтожаются в процессе взрыва и могут быть использованы многократно. Могут использоваться шахтные гибкие кабели ГРШЭ, ШВБЭ и другие.

По таблицам 38, 40 (6, стр. 84, 85) выбираем

— соединительные провода ВМП:

· диаметр жил …0,8 мм;

· площадь сечения жилы …0,5 ммІ;

· число проволочек медных … 1;

· сопротивление 1 км жилы при +20 … 40,0 Ом;

· материал изоляции жилы … полиэтилен;

· наружный диаметр провода … 2,3 мм;

· масса 1 км провода … 7,8 кг;

— магистральные кабели КРПСН 3×25 + 1×1,5, сопротивление одного километра одной жилы кабеля при + 20? С — 7,49 Ом.

При электрическом способе взрывания в качестве источника тока используются автономные приборы взрывания и сетевые взрывные приборы. Для данной работы я применяю конденсаторный взрывной прибор:

КВП-1/100м, РВ — для подземных работ в рудниках и шахтах, источниками питания которого служат — сухие элементы, допустимое сопротивление Rд — 320 Ом, допустимое число одновременно взрываемых ЭД — 100 шт., напряжение на конденсаторе — накопителе — 600 В, массой — 2,0 кг.

Для расчета сопротивления электрической цепи и силы тока, проходящего через каждый электродетонатор, принимаю следующие значения:

· соединение ЭД … последовательно-параллельная схема;

· расстояние от забоя до пульта управления взрывом … 1000 м;

· длина соединительных (участковых) проводов … 50 м;

Расчет:

Общее сопротивление сети: (6, стр. 87, 88)

Ом, где

iг — гарантийная сила тока ЭД, А, (величина гарантийного тока установлена ЕПБ не менее 1 А)

— сопротивление проводов, Ом,

m — число групп, (m = 4)

— сопротивление электродетонатора, Ом, (3,5 Ом)

— число ЭД в группе, (9,0 штук)

r мп — сопротивление магистрального провода, Ом,

r сп — сопротивление соединительного провода, Ом,

Ом,

Ом,

Ом,

Ом, Далее определяю величину тока в цепи I и ток, проходящий через каждый электродетонатор i. Ток, проходящий через каждый ЭД должен быть не менее гарантийного, то есть: i? iг:

для последовательно-параллельного соединения: (5, стр. 37)

А,

А, Условие безотказности взрыва соблюдается: 3,85? 1,0.

7. Проветривание выработки Для этого варианта наиболее подходящим является комбинированный способ проветривания, так как он особенно целесообразен для проветривания выработок протяженностью более 300 м с сравнительно большой площадью поперечного сечения, а также он не может применяться в выработках опасных по газу и пыли, что соответствует условиям моего варианта. (длина — 500,0 м, Sвч — 10,0 мІ, выработка не опасная по газу и пыли). Так же необходимо учесть, что проходка должна осуществиться в сжатые сроки (2 месяца) — будет применен скоростной метод проходки.

Недостатком способа является необходимость иметь два вентилятора и производства дополнительных работ по переносу нагнетательного вентилятора и перемычки, а также всасывающий вентилятор должен иметь производительность на 25 — 30% больше нагнетающего, при отсутствии перемычки.

Кроме того, на всех участках всасывающего трубопровода, где он работает в режиме разрежения воздуха внутри трубопровода, не могут быть использованы гибкие трубы.

Комбинированный способ проветривания (1. стр398) рекомендуется Правилами безопасности как основной.

При его использовании по всей длине выработки прокладывается только всасывающий трубопровод, а в призабойной части выработки — трубопровод, по которому в рабочую зону подается воздух из незагрязненной части выработки.

Нагнетательный вентилятор должен располагаться от забоя выработки на расстоянии не менее длины зоны отброса газов Lз.о.

Протяженность этой зоны определяется расчетным путем по формуле:

Lз.о =, (1, стр. 398)

где, А — масса одновременно взрываемого ВВ, кг, (69,75 кг)

— плотность горной породы, кг/мі; (2600,0 кг/мі);

— подвигание забоя за один цикл, м; (2,08 м. за один цикл);

— площадь поперечного сечения в свету, мІ (10,0 мІ)

Величина Lз. о обычно лежит в пределах 50−90м.

Lз.о =, м, Что в принципе соответствует требованиям, но для удобства, нагнетательный вентилятор расположим на расстоянии 80,0 метров от забоя.

Для ускорения проветривания на расстоянии 30−60м от забоя может устанавливаться дощатая или гибкая вентиляционная перемычка lп, (1, стр. 398).

В настоящем варианте, выбираем гибкую вентиляционную перемычку, установленную на расстоянии 40,0 метров от забоя.

— малая вероятность разрушения при ведении взрывных работ,

— простота и легкость передемонтажа при уходке забоя,

— выполнение других операций горнопроходческого цикла без демонтажа перемычки.

Рассчитываю необходимую максимальную подачу свежего воздуха в забой выработки:

Подача свежего воздуха рассчитывается по оксиду углерода, ядовитым и взрывоопасным газам (если их выделение из горных пород или шахтных вод имеет место в конкретном случае), по газам от взрывных работ, вредным компонентам выхлопных газов от применяемого оборудования с ДВС, по пыли и наибольшему количеству одновременно работающих в выработке людей.

Расчет подачи воздуха с целью разжижения вредных газов от взрывных работ при комбинированном способе проветривания определяю: (1, стр.408)

— у забоя нагнетательным вентилятором (мі/мин):

Qз =, где

t — продолжительность проветривания, мин (в соответствии с ПБ t30мин) (для данного варианта t принимаем равную 20 минутам);

А — масса ВВ, взрываемого в одном цикле проходки, кг (69,75 кг);

S — площадь поперечного сечения выработки в свету, мІ (10,0 мІ);

L — длина зоны отброса газов при взрыве или расстояние от забоя до вентиляционной перемычки, м; (40,0метров)

b — фактическая газовость ВВ, т. е. объем условной окиси углерода, выделяемой при взрыве 1 кг ВВ, л/кг (при взрывании по породе принимается равной 40 л/кг, по углю — 100 л/кг).

мі/мин,

— расход воздуха у забоя всасывающим вентилятором, при отсутствии перемычки;

Qз.вс. = 1,30 · Qз = 1,30 · 87,9 = 114,3 мі/мин;

Для эффективного выноса пыли из выработки скорость движения воздуха по выработке должна быть не ниже 0,3 м/с. С учетом этого подачу воздуха по пылевому фактору рассчитаю по формуле:

Q = 0,3 · 60 · Sсв = 18 · 10,0 = 180,0, мі/мин;

Предположим, что оборудование с дизельным приводом в выработке не применяется, рассчитаю подачу воздуха по наибольшему количеству людей, находящихся в выработке, мі/мин:

Q = 6 Nл где

6 — подача воздуха должна составлять не менее 6 мі/мин на каждого человека,

Nл — количество людей находящихся в выработке (предположим звено состоит из шести человек), тогда

Q = 6 Nл = 6 · 6 = 36,0 мі/мин, Из всех полученных значений Qз., за окончательное принимается наибольшее. Для данного варианта, наибольшее значение подачи воздуха в выработку, принимаем: 180,0 мі/мин. 180,0 / 60 = 3,0 .

Выбираю тип вентиляционных труб, диаметры трубопроводов.

Для проветривания тупиковых выработок применяются как жесткие, так и гибкие вентиляционные трубы. (1 стр. 403).

Жесткие трубы изготовляют из металла, пластмасс или дерева (фанера). Они более долговечны, прочны, могут применяться как при избыточном, так и при недостающем давлении в трубопроводе. К недостаткам относятся большая масса, трудности при транспортировке, большое число стыков, что усложняет монтаж и приводит к повышенным утечкам воздуха.

Металлические трубы изготавливают методом сварки из листа толщиной 2 или 2,5 мм. Длина труб 2,5−4м, диаметр от 0,3 до 1 м и более. Между собой их соединяют с помощью фланцев и болтов или поясов. Для герметичности используют резиновые прокладки. Для присоединения трубопровода к вентилятору применяют переходные патрубки, на поворотах применяют колена с углами поворота 90, 60, 45, 30 и 15 градусов которые могут обеспечить все многообразие возможных поворотов. Масса 1 м в зависимости от диаметра и толщины листовой стали составляет 24−70кг.

Подвешивают металлический трубопровод, в верхней части сечения у одного из боков с помощью хомутов к крепи или на специальных анкерах, заделываемых в горную породу.

Гибкие трубопроводы имеют основу из хлопчатобумажной, лавсановой, капроновой или комбинированной ткани с односторонним или двусторонним покрытием из негорючей резины или полихлорвинила. В таблице 20.7 (1, стр. 403) приведена характеристика некоторых типов гибких труб.

Гибкие трубы выпускаются диаметром 0,4; 0,5; 0,6; 0,8; и 1 м. Длина основного рабочего звена для труб диаметром до 0,6 м составляет 20 м, диаметром более 0,6м — 10 м. Разменные звенья выпускаются длиной 5 и 10 м. Для стыковки гибких труб между собой в их концы вмонтированы стальные пружинящие кольца. При соединении пружинное кольцо одного звена сжимают и вводят внутрь другого, при включении вентилятора стык самоуплотняется.

Подвешивают гибкий трубопровод к протянутому вдоль выработки тросу, с помощью вмонтированных в один из швов специальных крючков.

При площади сечения более 6 м² применяются трубы диаметром 500 и 600 мм, реже диаметром 800 мм.

Для этого варианта при комбинированном способе проветривания и учитывая достаточно большую площадь поперечного сечения (10,0мІ) и сравнительно большую длину проходимой выработки (500м) выбираем:

— металлические трубы диаметром 600 мм, длина каждой трубы — 4,0 м, для всасывающего трубопровода, соответственно переходные патрубки, и колена для необходимого градуса (угла поворота) после выбора вентилятора и места его установки;

— для нагнетательного трубопровода — тип трубы ЧЛХР, тканевая основа — комбинированная, покрытие — двухстороннее негорючей резиной, диаметром 500 мм, при массе 1м — 1,1 ч 1,2 кг. Соответственно длина каждой трубы составляет 20 м, а разменные звенья для наращивания их по мере продвигания забоя 5 м. (1, стр. 403, таблица 20.7)

Проверка выбранного диаметра трубопровода на скорость движения воздуха :

— по выработке:, м/с, 0,3 = 0,3,

— по трубопроводу:, м/с Рассчитываю аэродинамические параметры трубопроводов для проектной длины выработки:

Аэродинамическими параметрами трубопровода являются:

— аэродинамическое сопротивление,

— воздухопроницаемость,

— депрессия.

Аэродинамическое сопротивление трубопровода для круглого сечения определяется по формуле: (1, стр. 403)

(НсІ/м), где б — коэффициент аэродинамического сопротивления. Он зависит от степени шероховатости внутренней поверхности труб и их диаметра, а также (для гибких труб) от наличия неровностей труб, связанных с качеством натяжения трубопровода. Значение коэффициента аэродинамического сопротивления выберу из таблицы 8, (3, стр30)

— для труб из прорезиненной ткани (тип текстовинитовые) диаметром 0,5 м б=0,0016 НсІ/м;

— для металлических диаметром 0,6 м, табличное значение б=0,0030;

L — длина трубопровода, м; (для всасывающего 490,0 м, для нагнетательного 75,0 м);

d — диаметр трубопровода, м, (0,5 — 0,6 м)

— для нагнетательного трубопровода:

(НсІ/м),

— для всасывающего трубопровода:

(НсІ/м),

Воздухопроницаемость трубопровода оценивается коэффициентом, который при всасывающем режиме называется коэффициентом подсосов, а при нагнетательном — коэффициентом утечек.

— для гибких трубопроводов коэффициент воздухопроницаемости должен определяться с учетом воздухопроницаемости одного стыка, общего числа стыков и диаметра трубопровода. С увеличением диаметра трубопровода kу немного уменьшается. Приближенно kу можно определить по числу стыков в трубопроводе: (согласно таблицы (3, стр31))

Для данного варианта гибким трубопроводом является нагнетательный трубопровод длина его 75,0 м и он состоит из трех трубопроводов длиной 20 м и трех длиной 5 м, соответственно имеет шесть стыков, диаметр трубопровода 500 мм.

Согласно таблицы (3, стр. 31) при количестве стыков равном 6 и Lт = 75 м, kу = 1,07

— для металлического (всасывающего) трубопровода он определяется по формуле:

;

где

kпкоэффициент, характеризующий плотность соединения звеньев трубопровода; при хорошем качестве сборки kп = 0,001−0,002;

d т — диаметр трубопровода, м; (0,6 м)

L т — длина трубопровода, м; (490,0 м)

l — длина одного звена трубопровода, м; (4,0 м)

R — аэродинамическое сопротивление трубопровода, НсІ/м; (122,5)

;

Депрессия вентиляционного трубопровода — это потери напора. Общая депрессия, которую должен преодолеть вентилятор, складывается из трех составляющих (Па):

hтр = hст+hм+hд, где

hст — статическая депрессия;

hм — депрессия за счет местных сопротивлений (уменьшение диаметра, повороты трубопровода);

hд — динамическая депрессия.

Статическая депрессия герметичного трубопровода рассчитывается по формуле:

hст = RQІ;

В действительности в трубопроводе из-за утечек расход воздуха по длине трубопровода непостоянен, поэтому целесообразно при расчете пользоваться среднегеометрическим значением Q:

hст = R ()І = R kуQ, (1, стр. 405)

— для нагнетательного:

hст н = R kуQ = 24,88 · 1,07 · 3,0І =239,6; (Па)

— для всасывающего трубопровода:

hст вс = R kуQ = 122,5 · 1,18 · 3,0І =1300,95; (Па) Депрессия на преодоление местных сопротивлений в гибком трубопроводе зависит от степени турбулентности воздушного потока (числа Рейнольдса) и количества стыков между отдельными звеньями. Приближенно депрессия на преодоление местных сопротивлений в гибком трубопроводе может приниматься равной 20% от статической депрессии:

hм = 0,2 hст = 0,2 · 239,6 = 47,9, (Па) В металлическом трубопроводе депрессия на преодоление сопротивлений на стыках невелика и ею можно пренебречь.

Динамическая депрессия и для жестких и для гибких трубопроводов рассчитывается по формуле:

hд = хс/2, (1, стр. 406)

где хтр — скорость движения воздуха в трубопроводе, м/с, с — плотность воздуха, кг/мі, согласно таблицы 9 (3, стр32) выбираю при температуре 20єС и барометрическом давлении 760 мм рт.ст., с = 1,199;

h д. вс = 10,7· 1,199 / 2 = 68,7 (Па)

h д. н = 15,2· 1,199 / 2 = 138,5 (Па) Тогда, общая депрессия будет равна:

— для всасывающего трубопровода:

hтр = hст+hм+hд, = 1300,95 + 0 + 68,7 = 1369,7 Па = 137 даПа

— для нагнетательного трубопровода:

hтр = hст+hм+hд, = 239,6 + 47,9 + 138,5 = 426,0 Па = 42,6 даПа Выбираю типы вентиляторов При комбинированном способе проветривания расчет параметров нагнетательной магистрали производится по принципу как для коротких выработок.

При подборе вентилятора для короткой выработки по депрессии трубопровода из справочника или каталога выбирают тот тип вентилятора, который, создавая напор, равный депрессии трубопровода hтр, обеспечивает подачу Q, которая будет не меньше требуемой Qв, при этом режим работы вентилятора должен характеризоваться значением КПД, лежащим в оптимальной зоне.

Для нагнетательной магистрали при Q — 180 мі/мин (3,0 мі/сек) и hтр — 42,6 даПа пользуясь таблицей 20.6 (1, стр. 400) и аэродинамическими характеристиками рисунок 20.7 (1, стр. 402) наиболее подходящим является вентилятор марки ВМ — 5 М (техническая характеристика которого приведена в таблице 5 настоящего проекта) с КПД з = 0,45.

Проверочный расчет мощности привода вентилятора выполняю по формуле: (3, стр. 34)