В настоящее время разработаны различные конструкции дробилок щековые, конусные, ударные и валковые.

Дробление в конусных дробилках дает больший эффект измельчения материала, чем дробление в других типах дробилок, например в щековых или ударных. Степень дробления в конусных дробилках, доходящая до 30--40, во много раз выше, а удельный расход энергии на дробление ниже, чем в дробилках, работающих на другом каком-либо существующем в настоящее время принципе дробления.

Конусные дробилки отличаются высокой производительностью, приходящейся на единицу их веса. Они также экономичны. Стоимость их на единицу производительности в 1,5--2 и в 3,5--5,5 раза ниже, чем валковых и щековых дробилок, а вес соответственно в 4 и в 4,5--5 раз меньше, также в 1,1 и в 1,5--2 раза ниже установочная мощность их электродвигателя.

Конусные дробилки универсальны, т. е. пригодны для крупного, среднего и мелкого дробления самых различных материалов как мягких, так и твердых пород. Они рекомендуются также для дробления вязкого глинистого материала с повышенной влажностью, который в дробилках с качающимися рабочими поверхностями прессуется.

В связи с этим в работе проведён расчёт конусной дробилки.

Конусные дробилки предназначаются для крупного, среднего и мелкого дробления руд и нерудных пород и в соответствии с этим делятся на четыре группы:

I. Дробилки для первичного крупного дробления предназначены для дробления кусков размером от 400 до 1500 мм и выше. Загрузочные щели дробилок этой группы на открытой стороне равны 70--350 мм.

II. Редукционные дробилки для вторичного крупного дробления. Применяются для понижения крупности кусков после первичного крупного дробления и получения более равномерного продукта, когда он является конечным продуктом дробильной фабрики.

III. Дробилки для среднего дробления, в которых дробится материал после одной или двух стадий дробления.

IV. Дробилки для мелкого дробления, которым обычно заканчивается процесс дробления и подготовка руды к измельчению.

Расчетная схема дробилки составляется на основании кинематической схемы и чертежей деталей дробилки. Расчетная схема должна учитывать, кроме кинематической взаимосвязи между деталями дробилки, маховые массы этих деталей и жесткости их, а также направление силовых потоков в кинематической цепи.

Расчетная схема не учитывает второстепенные параметры, влияющие на расчетные нагрузки. Ее составление поэтому сводится к нахождению такой схемы, которая с принятой при расчете точностью была бы эквивалентна реальной машине.

Поэтому в зависимости от точности, принятой при расчете, реальная машина может быть представлена различными неэквивалентными расчетными схемами.

Одним из основных параметров расчетной схемы являются маховые массы деталей дробилки. Под маховыми массами деталей можно понимать инертность этих деталей; при этом величина инертности, естественно, зависит от вида движения, которое предполагается быть придано этой детали. Например, при поступательном движении детали мерой ее инертности может служить ее масса. При вращательном движении тела относительно произвольной оси мерой инертности является момент инерции этого тела относительно оси вращения.

Другим элементом расчетной схемы является жесткость детали -- способность под действием нагрузки сопротивляться образованию деформации. Жесткость детали численно характеризуется коэффициентом жесткости с.

Таким образом, коэффициент жесткости -- это величина силового фактора, которая вызывает деформацию детали единичной величины.

Элементы деталей испытывают различные виды деформаций и нагружений, поэтому коэффициент жесткости может иметь различную размерность.

Для облегчения дальнейших выводов удобно ввести понятие податливости тела как величины, обратной жесткости. Физический смысл коэффициента податливости -- это деформация под действием единичного силового фактора.

После того как кинематическая схема машины дополнена данными маховых масс и жесткости деталей, можно приступить к составлению приведенной расчетной схемы.

Физический смысл приведения маховой массы одного вала к другому, кинематически связанному с первым, заключается в замене маховой массы фиктивной, которая при передаче движения от первого вала ко второму будет обладать такой же инерционностью. Другим критерием приведения маховых масс может служить равенство кинетических энергий действительной и приведенной маховой массы, т. е.

J· = J_пр·

или

J_пр = ·J = i²·J, (1)

где J и w -- момент инерции и угловая скорость вращения массы;

J_пр и w_пр -- приведенный момент инерции и угловая скорость вращения вала приведения;

i -- передаточное число (для замедленных передач i > 1, для ускоренных передач i < 1).

Для большей точности при приведении маховых масс необходимо учитывать к. п. д. механизма от рассматриваемого вала к валу приведения з. При этом при приведении маховых масс в направлении силового потока вследствие того, что силы трения уменьшают его величину, уравнение (1) примет вид

J_пр = з·i²·J, (2)

При приведении маховых масс в направлении, противоположном силовому потоку

J_пр = ·J, (3)

По аналогии с предыдущим поступательно движущиеся массы можно приводить на основании равенства кинетической энергии к вращающемуся валу, а именно:

= , (4)

где m и v -- масса и скорость поступательного движения ее.

Приведенная жесткость может быть определена из равенства потенциальной энергии деформации детали, находящейся под действием нагрузки и фиктивной детали под действием приведенной нагрузки. Например, жесткость вала I, кинематически связанная с валом II, может быть приведена к валу II на основании следующих расчетов:

Потенциальная энергия деформации вала I под действием крутящего момента

П = ·Мц,

где ц -- угол закручивания вала I под действием момента М. Приведенный момент к валу II

М_пр = i·M,

где i -- передаточное число между валами I и II.

Деформация вала I, приведенная к валу II

ц_пр = ,

Потенциальная энергия вала I, приведенная к валу II

П_пр = = П = ·ц·M,

Приведенную жесткость определим как отношение приведенной нагрузки к приведенной деформации

с_пр = = = i²·c. (5)

Уравнение (5) с учетом к. п. д. передачи по аналогии с предыдущим примет вид:

при приведении в направлении силового потока

с_пр = i²·з·c, (6)

при приведении в направлении против силового потока

с_пр = , (7)

Составление расчетной схемы всегда связано с принятием некоторых допущений. Значимость упругого элемента при расчетах динамических нагрузок определяется величиной потенциальной энергии деформации этого элемента при нагружении. Поэтому при определении возможности исключения из расчетной схемы жесткости некоторых деталей, как не влияющих на характер протекания динамического процесса, необходимо учитывать не только приведенную жесткость деталей, но и величину нагрузок, действующих на эти элементы. Так как в разбираемом случае при пуске дробилки вхолостую на дробящий конус действуют только силы инерции и силы трения в опорах, которые незначительны, то жесткостью дробящего конуса и эксцентрика можно пренебречь, считая эти детали абсолютно жесткими.

В качестве примера дан расчет приведенной схемы конусной дробилки мелкого дробления 1750.

Результаты расчета сведены в таблицу 20, возможная приведенная схема дана на рисунке 9.

Таблица 20 Данные расчета приведенной схемы дробилки КМД 1750

а -- расчетная схема; б -- приведенная пятимассовая трехсвязная расчетная схема

Рисунок 9 Расчетная и приведенная расчетная схема конусной дробилки

Передаточное число от эксцентрика к дробящему конусу при работе на холостом ходу можно выразить равенством

i = = ctg г = 114,6 (при в = 90^о, г = 30ґ),

где w_э и w -- угловые скорости эксцентрика и дробящего конуса;

г -- угол между осями дробящего конуса и осью дробилки.

В расчете к. п. д. ременной передачи принят равным 0,97; к. п. д. конической передачи 0,94.

В данном случае маховыми массами дробящего конуса можно пренебречь, так как они невелики.

На рисунке 9, а показана расчетная схема конусной дробилки. Маховые массы ременной передачи являются распределенными; на рисунке 9, б показан вариант приведенной расчетной системы -- пятимассовой трехсвязной.

Размеры рассчитанной дробилки КМД 1750 соответствуют диаметру нижнего основания дробящего конуса -- 1750 мм. В таблице 21 и на рисунке 10 показаны размеры дробилок КСД-2200А, КСД-2200Б, КСД-1750Б, КМД-2200-400 и КМД-1750.

Таблица 21 Габаритные размеры дробилок в мм

Рисунок 10 Габаритные размеры дробилок КСД-2200А, КСД-2200Б, КСД-1750Б, КМД-2200-400, КМД-1750

Характерные особенности конусных дробилок средного и мелкого дробления следующие:

регулирование разгрузочной щели дробящего пространства осуществляется при помощи поворота неподвижного конуса с регулирующим кольцом в резьбовом соединении;

пружинная амортизация;

наличие распределительной тарелки дробящего конуса, которая предназначена для равномерного питания дробящего пространства;

гидравлическое уплотнение нижней части корпуса дробилки.

Гидравлическое уплотнение дробящего конуса образуется воротником последнего, постоянно погруженным в водяную ванну опорной чаши. Для предотвращения попадания пыли в ванну дробящий конус снабжен пылеотбойным резиновым кольцом, а для предотвращения вытекания из сферической поверхности опорной чаши масла в водяную ванну последняя имеет маслоотбойное кольцо. Втулки эксцентрикового узла и сферический подпятник изготовляются из стали с баббитовой наплавкой или из высокооловянистой бронзы.

Смазка трущихся поверхностей дробилки централизованная, от отдельной смазочной системы. Система обеспечивает смазку и охлаждение подшипников привода, эксцентрика, вала дробящего конуса, сферического подпятника и конической зубчатой передачи.

Дробилки снабжаются системой сигнализации, которая позволяет контролировать работу привода и смазочной системы.

В приводах дробилок используются асинхронные электродвигатели с корошозамкнутым ротором.

Технические характеристики конусных дробилок среднего и мелкого дробления приведены в Приложении.

Схема конусной дробилки представлена на рисунке 11

1 распределительная тарелка, 2 неподвижный конус с регулирующим кольцом, 3 опорное кольцо, 4 подвижный дробящий конус, 5 амортизационные пружины, 6 сферический подпятник, 7 большая коническая шестерня, 8 станина, 9 цилиндрическая втулка, 10 вал эксцентрик, 11 конусная втулка, 12 подпятник, 13 вал дробящего конуса, 14 малая коническая шестерня, 15 корпус привода, 16 приводной вал, 17 опорная чаша, 18 воротник дробящего конуса, 19 броня неподвижного конуса, 20 эластичная муфта

Рисунок 11 Конусная дробилка КМД-1750

2.6 Определение класса опасности отхода известняка

С целью совершенствования системы обращения с отходами, выбора стратегии управления качеством окружающей среды необходимы сведения о наличии опасных компонентов в отходе. Проблема состоит не только в опасных свойствах отдельных веществ. Опасными могут оказаться смеси различных соединений, каждое из которых в отдельности не является опасным.

Поэтому актуальность и новизна научно-технической продукции многократно возрастает в условиях формирующегося рынка отходов и вовлечения их в хозяйственный оборот в качестве сырья, при учете, контроле и нормировании в области обращения с отходами, лицензировании деятельности в области обращения с опасными отходами.

В связи с этим, определён класс опасности известняка, образующегося после использования его в качестве геохимического барьера для очистки сточных вод Учалинского ГОКа.

Исходными данными служат «Критерии отнесения опасных отходов к классу опасности для окружающей природной среды», введенные в действие приказом МПР России от 15 июня 2001 года № 511.

Основой расчета служит статистическая модель, разработанная с применением вероятностного подхода и учитывающая мировой опыт экспериментальных исследований по опасности химических веществ.

Класс опасности рассчитан для образцов известняка, полученных при изучении процесса очистки интенсивно загрязнённых тяжёлыми металлами сточных вод Учалинского ГОКа в лабораторных условиях.

2.6.1 Определение токсичных примесей в отходе

Валовое содержание тяжёлых металлов анализировали методами, допущенными для целей государственного экологического контроля отходов, осадков, донных отложениях. Содержание сульфатов рассчитано по изменению концентрации SO₄^2- в образцах сточных вод, пропущенных через навеску известняка.

Результаты определения основного состава загрязняющих веществ в отходе представлены в таблице 22

Таблица 22 Результаты анализа отхода известняка исследованных образцов

2.6.2 Методология определения класса опасности отхода расчетным методом

Класс опасности отхода, рассчитывался по результатам определения химического состава в соответствии с «Критериями отнесения опасных отходов к классу опасности для окружающей природной среды», введенных в действие приказом МПР России от 15 июня 2001 года № 511.

Относительный параметр опасности компонента отхода для i-го компонента отхода (Xi) связан с унифицированным относительным параметром экологической опасности (Zi) следующим соотношением:

Z_i = 4 X_i/3 1/3

2.6.3 Определение степени опасности компонентов отхода известняка по первичным показателям опасности

Показатели степени опасности отдельных компонентов отхода рассчитывают по формулам:

К₁ = С₁/W₁; К₂ = С₂ / W₂;……….К_n = С_n /W_n

где: W₁, W₂, ….W_n - коэффициент степени экологической опасности i- го компонента отхода (мг/кг).

С₁, С₂, …..С_n - концентрация i- го компонента в отходе (мг/кг)

В случае, если состав отхода качественно и количественно представлен в виде соединений (например, NiO - 5%, CuSO₄ - 5%), то концентрация (С) каждого отдельного компонента пересчитывается на опасный элемент.

Показатель степени опасности отхода определяют как сумму показателей степени опасности отдельных компонентов отхода:

К = К₁ + К₂ + …..+ К_n;

где: К - показатель степени опасности отхода,

К₁, К₂, ….К_n - показатели степени опасности отдельных компонентов отхода.

Следует обратить внимание на то, что обязательно должно быть соблюдено следующее условие:

С₁ + С₂ +…….+ С_n = 10⁶ (мг/кг)

Это условие полного учета всех компонентов, входящих в отход.

Класс опасности отхода определяется на основе значений показателя степени опасности отхода (К) в соответствии с таблицей 23.

Таблица 23 Зависимость класса опасности отхода от степени опасности его для ОПС

Анализ компонентного состава отхода.

1. Компоненты отходов, состоящие из таких химических элементов как железо, марганец в концентрациях, не превышающих их содержание в основных типах почв, относятся к практически неопасным компонентам со средним баллом(Xi), равным 4, и, следовательно, коэффициентом степени опасности для ОПС (Wi), равным 10⁶.

2. Остальные компоненты могут представлять определенную опасность для окружающей среды и к ним необходимо применить расчетный метод.

Коэффициенты (Wi) для меди, свинца, цинка, хрома, никеля, кадмия, ртути (как наиболее распространенных компонентов опасных отходов) приведены в «Критериях отнесения опасных отходов к классу опасности для окружающей природной среды», утвержденных Приказом МПР России от 15.06.2001г. № 511.

Для сульфатов, к которым применен расчетный метод, из справочной литературы находили первичные показатели опасности и составлена соответствующая таблица.

3. Исходя из значений первичных показателей опасности и в соответствии с таблицей 2 «Критериев отнесения опасных отходов к классам опасности для окружающей природной среды», проставляем соответствующие им баллы.

4. Определяем показатель информационного обеспечения как сумму первичных показателей по каждому компоненту отхода, и по этой сумме - соответствующий балл.

5. Рассчитываем относительный параметр опасности компонента отхода для окружающей природной среды (Х) (пункт 9 «Критериев ….»).

6. По найденным относительным параметрам опасности Х определяем в соответствии с «Критериями …» (пункт 10) коэффициенты степени опасности W для каждого компонента отхода.

7. Определяем показатели степени опасности К для каждого компонента отхода (пункт 11 «Критериев …») и их сумму (таблица 4).

8. Исходя из значения показателя степени опасности отхода, по таблице 3 «Критериев …» определяем его класс опасности.

Таблица 24 Расчет класса опасности отхода для окружающей природной среды

На основании результатов расчета показателей степени опасности компонентов отхода рассчитаем суммарный показатель степени опасности:

К=? Кi = 11

Так как, К=11 > 10, то в соответствии с таблицей 2 отход известняка, оставшегося после пропускания через него сточных вод Учалинского ГОКа может быть отнесен к 4-му классу опасности.

3 ПОЖАРОВЗРЫВОЗАЩИТА

3 Пожаровзрывозащита на Учалинском горно-обогатительном комбинате при пожаре пролива дизельного топлива склада ГСМ

Пожары разлитий с участием ЛВЖ представляют большую опасность вследствие уничтожающего воздействия поражающих факторов (таких как тепловое излучение) и могут привести к значительным материальным и невосполнимым людским потерям.

В данном разделе осуществлена проработка вопросов пожаровзрывозащиты на Учалинском ГОКе, произведено прогнозирование возможной пожарной обстановки, построено дерево отказов, приведён расчёт критериев пожароопасности и их оценка с точки зрения поражающего воздействия на людей и окружающие объекты.

3.1 Краткое описание чрезвычайной ситуации

Для прогнозирования возможной пожарной обстановки применён, широко используемый в настоящее время, метод анализа безопасности в эргатических систем так называемого «дерева отказов».

По своей сути, представление процессов возникновения или предупреждения происшествий в виде дерева является графической иллюстрацией условий, направленных либо на появление предпосылок и перерастание их в причинную цепь происшествия, либо на обеспечение таких свойств исследуемого объекта и системы обеспечения безопасности его функционирования, которые исключают указанные условия [43].

На территории Учалинского ГОКа произошло повреждение котла ёмкости склада ГСМ и образование пробоины. Вследствие чего началась утечка дизельного топлива марки “А” (ГОСТ 305-82) с последующим возгоранием от внешнего источника зажигания.

На расстоянии 100 м от аварии расположены отвалы нефтешлама, в 50 метрах находится служебное помещение (рисунок 12). Показатели пожаровзрывоопасности дизельного топлива различных марок представлены в таблице 22.

Таблица 22 - Показатели пожаровзрывоопасности дизельного топлива различных марок

Рисунок 12 Схема расположения склада ГСМ и близлежащих объектов

Моделирование аварийных ситуаций проводится с целью прогнозирования аварий и возможных разливов. Это является сложнейшей физико-математической задачей, так как на их проявление влияет значительное число факторов.

3.2 Моделирование пожара пролива дизельного топлива склада ГСМ УГОКа с помощью дерева отказов

На территории Учалинского ГОКа произошло повреждение котла ёмкости склада ГСМ и образование пробоины. Вследствие чего началась утечка дизельного топлива марки “А” (ГОСТ 305-82) с последующим возгоранием от внешнего источника зажигания.

Под пожаровзрывоопасными понимают события, реализация которых приводит к образованию горючей среды и появлению источника зажигания. Конечные события, приводящие к образованию горючей среды (разгерметизации резервуара) и появлению источника зажигания (инициирование пожара), сведены в пять групп:

1) сквозное разрушение;

2) повреждение внешним воздействием

3) природное инициирование пожара

4) техногенное инициирование пожара

5) самовоспламенение.

Составленное дерево отказов представлено на рисунке 13. Данные по вероятностям исходных событий приведены в таблице 23.

Таблица 23 - Вероятности исходных событий дерева отказов

Рисунок 13 Дерево отказов для случая пожара пролива дизельного топлива склада ГСМ УГОКа

Модальные значения нечетких чисел и коэффициенты размаха для событий, объединенных условиями логического сложения и перемножения, вычисляются по следующим формулам:

1) для логического «и»:

(1)

(2)

2) для логического «или»:

(3)

(4),

где m_p - модальные значения нечетких чисел;

б_р - коэффициенты размаха для событий.

Для расчета модального значения нечеткого числа и коэффициентов размаха для головного события необходимы соответствующие данные для промежуточных событий, которые рассчитываются по вышеприведённым формулам:

Вероятность дефекта:

m_J = 1 - (1 - m_J1) • (1 - m_J2) • (1 - m_J3) = 1 - (1 - 6,2 • 10^-3) • (1 - 4,1 • 10^-3) • • (1 - 5 • 10^-3) = 1,5 • 10^-2;

Вероятность сквозного разрушения:

m_D = m_J • m_F = 1,5 • 10^-2 • 3 • 10^-3 = 4,5 • 10^-5;

б_J = б_J1 • (1 - m_J2) • (1 - m_J3) + б_J2 • (1 - m_J1) • (1 - m_J3) + б_J3 • (1 - m_J1) • (1 - m_J2) = 3,4 • 10^-4 • (1 - 2,7 • 10^-4) • (1 - 2,2 • 10^-4) + 2,7 • 10^-4 • (1 - 3,4 • 10^-4) • (1 - 2,2 • 10^-4) + 2,2 • 10^-4 • (1 - 3,4 • 10^-4) • (1 - 2,7 • 10^-4) = 8,1 • 10^-4;

б_D = б_J • m_F + б_F • m_J = 8,1 • 10^-4 • 3 • 10^-3 + 1,6 • 10^-4 • 1,5 • 10^-2 = 4,8 • 10^-5

Аналогичным образом рассчитываются остальные вероятности отказов. Тогда вероятность конечного события, т.е. для случая пожара пролива дизельного топлива склада ГСМ УГОКа составит 1,2 • 10^-6

Таким образом, мера возможности пожара пролива дизельного топлива склада ГСМ УГОКа определяется следующим триплетом:

P_A = (m_A, б_A, в_A) = (1,2 • 10^-5, 1,71 • 10^-6, 1,71 • 10^-6)

Результаты, полученные с помощью нечеткого подхода, показывают, что мера возможности неблагоприятного события оценивается диапазоном изменения соответствующей частоты от 0,0000137 до 0,0000102, при наиболее вероятном ее значении 0,000012. Причем вероятность проявления аварийной ситуации складывается в основном из происшествий D и К, т.е. из-за сквозного разрушения и техногенного инициирования пожара.

3.3 Расчёт зон аварийного разлива легковоспламеняющейся жидкости

Разлив нефтепродуктов в случае аварии характеризуется площадью разлива и толщиной слоя разлившейся жидкости. При разливе жидкости часть её уходит в балласт, а часть - в дренаж. В расчётах наличие дренажа не учитывается, как наиболее опасный вариант по количеству жидкости в зоне аварийного разлива.

Примем толщину слоя разлившегося нефтепродукта h_сл = 0,18 м. По оценкам в балласт уходит около 0,08 т/м² при толщине балласта - 250 мм.

Таким образом, количество пролитой жидкости, образующей возможную площадь горения, будет составлять:

М_в = М₀ • (1 - К_б) • (1 - К_д), кг, (5)

где: М₀ - общая масса пролитого продукта, кг;

К_б = 0,24 - коэффициент, учитывающий уход разлитого продукта в балласт.

К_д - коэффициент, учитывающий уход разлитого продукта в дренаж (как оговорено выше принимается равным нулю).

Площадь разлива (пожара) оценивается по следующей формуле:

S_p = М_в / (h_сл • с_ж), м², (6)

где: с_ж - плотность жидкости, кг/м³.

Таким образом, в случае повреждения ёмкости с дизельным топливом вместимостью 6 т (степень заполнения 85%), количество пролитой жидкости, образующей возможную площадь горения, будет составлять:

М_в = 5100 • (1 - 0,24) = 3876 кг

Площадь разлива (пожара) находим по формуле (6):

S_p = 3876 / (0,18 • 788) = 27 м².

Таким образом при полном истечении дизельного топлива из ёмкости площадь пожара (разлития) составит 27 м².

3.4 Расчёт интенсивности теплового излучения при пожарах проливов ЛВЖ

Произведём расчёт интенсивности теплового излучения при пожаре пролива дизельного топлива “А” согласно ГОСТ Р 12.3.047-98 (Пожарная безопасность технологических процессов) на расстояниях 100, 50 и 30 м от геометрического центра пролива и сделаем оценку степени поражения согласно таблице 24.

Таблица 24 - Предельно допустимая интенсивность теплового излучения пожаров проливов ЛВЖ и ГЖ

Интенсивность теплового излучения q, кВт/м², рассчитывают по формуле

q = E_f F_q , (7)

где E_f -- среднеповерхностная плотность теплового излучения пламени, кВт/м²;

F_q -- угловой коэффициент облученности;

-- коэффициент пропускания атмосферы.

E_f принимают на основе имеющихся экспериментальных данных. Согласно ГОСТ Р 12.3.047-98 для дизельного топлива среднеповерхностная плотность теплового излучения пламени, соответствующая диаметру очага 19 м равна 32 кВт/м².

Для определения F_q необходимо найти ряд величин.

Определяем эффективный диаметр пролива d по формуле

, где S -- площадь пролива, м².

Находим высоту пламени по формуле

где т -- удельная массовая скорость выгорания топлива, кг/(м с);

_в -- плотность окружающего воздуха, кг/м³;

g-- ускорение свободного падения, равное 9,81 м/с².

Принимая

т = 0,04 кг / (м² с) согласно ГОСТ Р 12.3.047-98, g = 9,81 м/с² и _в = 1,2 кг/м³:

Определяют угловой коэффициент облученности F_q по формуле

,

где ,

где А = (h² + + 1) / 2S₁ ,

S₁ = 2r/d (r-- расстояние от геометрического центра пролива до облучаемого объекта),

h = 2H/d;

,

B = (1+) / (2•S₁)

Находим угловой коэффициент облученности F_q по вышеуказанным формулам, принимая r = 100 м:

h = 2 6 / 6 = 2

S₁ = 2 100 / 6 = 33,3

А = (2² + 33,3² + 1) / (2 33,3) = 5,51

B = (1 + 33,3²) / (2 33,3) = 5,30

Определяем коэффициент пропускания атмосферы по формуле

= exp [-7,0 10 ^-4 ( r - 0,5•d)]

Подставив значения получим:

= exp [- 7,0 10 ^-4 (100 - 0,5 6)] = exp [-0,06335] = 0,93861

Находим интенсивность теплового излучения q по формуле (3):

q = 32 0,08828 0,93861 = 2,65 кВт/м².

Согласно ГОСТ Р 12.3.047-98 (таблица 3) такое численное значение интенсивности теплового излучения не является опасным, поскольку самое низкое значение интенсивности теплового излучения из рассматриваемых в стандарте равно 1,4 кВт/м²_, степень поражения которой характеризуется отсутствием негативных последствий в течение длительного времени. Другими словами людям, находящимся во время аварии возле отвалов нефтешламов, которые расположены в 100 м от места аварии, не угрожает опасность получить ожоги. Но здесь возможно возгорание самих отвалов.

Произведём аналогичные вычисления для расстояния 30 м от геометрического центра пролива.

Находим угловой коэффициент облученности F_q по вышеуказанным формулам, принимая r = 30 м:

h = 2 6 / 6 = 2

S₁ = 2 30 / 6 = 10

А = (2² + 10² + 1) / (2 10) = 2,43

B = (1 + 10²) / (2 10) = 1,73

F_v = - 0,072848467

F_H = 2,639194208

= exp [- 7,0 10 ^-4 (30 - 0,5 6)] = exp [-0,01435] = 0,98575

Находим интенсивность теплового излучения q по формуле (3.3):

q = 32 2,64019 0,98575 ? 83 кВт/м².

Согласно ГОСТ Р 12.3.047-98 (таблица 3) при таком численном значении интенсивности теплового излучения люди на расстоянии 30 м от геометрического центра пролива получат ожоги 1 и 2 степени, также произойдёт воспламенение древесины, окрашенной масляной краской по строганой поверхности, воспламенение фанеры, расположенные в радиусе 30 м могут воспламениться, тем самым распространяя пожар.

Произведя аналогичные вычисления для расстояния 50 м от геометрического центра пролива получили интенсивность теплового излучения q = 33 кВт/м². Согласно ГОСТ Р 12.3.047-98 и приложению такое значение интенсивности будет вызывать ожоги у человека через 12-16 секунд, при воздействии на незащищённые участки тела.

3.5 Категорирование помещений по взрывопожарной и пожарной опасности. Критерии пожаровзрывоопасности

В настоящее время основополагающим документом, устанавливающим степень пожаровзрывоопасности помещений, является НПБ 105-03.

По взрывопожарной и пожарной опасности здания и помещения подразделяются на категории А, Б, В1 В4, Г и Д. Определение категорий помещений следует осуществлять путем последовательной проверки принадлежности помещения к категориям от высшей (А) к низшей (Д).

Критериями при выборе категории зданий и помещений по пожаровзрывоопасности являются характеристика материала по пожаровзрывоопасности температура вспышки и избыточное давление взрыва.

При расчете значений критериев взрывопожарной опасности в качестве расчетного следует выбирать наиболее неблагоприятный вариант аварии или период нормальной работы аппаратов, при котором во взрыве участвует наибольшее количество веществ или материалов, наиболее опасных в отношении последствий взрыва.

3.5.1 Определение категории помещения по пожаровзрывоопасности

На складе ГСМ ёмкость объёмом 8 м ³ с дизельным топливом. Площадь помещения 25*12 м², Н=5 м. Отключение ручное. Диаметр трубопровода 0,05 м; длина подводящего и отводящего трубопровода 10 м и 12 м. Расход дизельного топлива 0,017 м³/с. Температура в помещении и в аппарате 20С. Максимальная температура 36С. Плотность дизельного топлива 788 кг/м³. Давление насыщенных паров дизельного топлива Р_н=0,72 кПа. Максимальное давление при сгорании стехиометрической газо-воздушной смеси дизельного топлива в замкнутом объеме Р_мах=572 кПа. Кратность воздухообмена аварийной вентиляции 4 1/ч. Скорость воздушного потока 0,2 м/с.

Расчет избыточного давления ведется по формуле:

, (1)

где p_max=572, р₀ = 101 кПа

_{г, п} -- плотность газа или пара при расчетной температуре t_р, кг/м³:

кг/мі (2),

где М=172,3 кг/кмоль;

v₀ =22,413 м³/кмоль;

t_р = 36°С

V_св= 0,8•25•172=3440 м

% (об.) (3),

где (4)

n_с, n_н, n_о, n_х -- число атомов С, Н и галоидов в молекуле горючего;

Кн = 3, z = 0,3

т =m_p+m_емк+m_св.окр = 11,08 кг (5)

где m_p -- масса жидкости, испарившейся с поверхности разлива, кг;

m_емк =0 -- масса жидкости, испарившейся с поверхностей открытых ёмкостей, кг;

m_св.окр=0 - масса жидкости, испарившейся с поверхностей, на которые нанесен применяемый состав, кг. При этом каждое из слагаемых в формуле определяется:

m=WS_иТ=1,14•10^-4•27•3600=11,08 кг (6),

где W - интенсивность испарения, кг/(с•м²):

10^-6•3,57•13,1•24,54=1,14•10^-4 кг/(с•м²) (7),

где ?=3,5 - коэффициент, принимаемый по таблице, в зависимости от скорости и температуры воздушного потока над поверхностью испарения;

М = 172 -- молярная масса ацетона, г/моль;

p_н = 24,54 -- давление насыщенного пара при расчетной температуре жидкости t_р, определяемое по справочным данным, кПа.

S_и = 27 м² -- площадь испарения, определяемая в зависимости от массы жидкости т_п, поступившей в помещение (происходит испарение с поверхности разлившейся жидкости. Площадь испарения при разливе на пол определяют, исходя из расчета, что 1 л жидкостей разливается на площади 1 м² пола помещения);

Т= 3600 с - длительность испарения жидкости принимают, равной времени ее полного испарения (но не более 3600 с).

В случае обращения в помещении ГГ, ЛВЖ или ГЖ допускается учитывать работу аварийной вентиляции, если она обеспечена резервными вентиляторами, автоматическим пуском при превышении предельно допустимой взрывобезопасной концентрации горючих газов и паров и электроснабжением по первой категории надежности (ПУЭ) при условии расположения устройств для удаления воздуха из помещения в непосредственной близости от места возможной аварии.

При этом массу т горючих газов, паров легковоспламеняющихся или горючих жидкостей, нагретых до температуры вспышки и выше, поступивших в объем помещения, следует разделить на коэффициент К, рассчитываемый по формуле:

К = АТ + 1= 1,1•10^-3•300+1=1,33 (8),