Проверка устойчивости незакрепленной горной выработки. Часть 2

Страницы 1 2 3

---

7. СТРОИТЕЛЬСТВО ПОДЗЕМНЫХ ВЫРАБОТОК.

7.1. Проектирование забойных процессов

Выбор способа проходки ствола.
Проходка ствола ведется обычным способом, с помощью буро-взрывных работ по современной схеме, работы по выемке породы и воз-ведению постоянной крепи при использовании данной схемы частично совмещаются.
После проведения буровзрывных работ порода частично убирается и выравнивается. Устанавливается опалубка и производится укладка бето-на на высоту 1 м. и производят нагрузку из центральной части ствола. Остальную породу грузят через 1 час, после набора бетоном прочности 0,8 МПа.

7.2. Проходка устья ствола и участков технологического отхода

Так как применяется совмещенная схема проходки с использованием породопогрузочных машин с механизированным вождением грейфера, глубину технологического отхода применяем 45 м. Технологическая схема проходки устья ствола предусматривает проходку верхней его части в наносных породах открытым способом, возведение на дне котлована же-лезобетонного основания под крепь верхней части устья и заделки крючь-ев – подвесок для временной крепи нижней части, проходку устья ниже наносов – буровым способом с использованием кранов ля погрузки и вы-дачи породы. Котлован устья разрабатывается экскаватором – дроллай-ном. По окончании разработки котлована выставляется опалубка, возво-дится промежуточный опорный железо-бетонный венец и бетонный ого-ловок устья. Для бетонирования устья используется бетон класса В15. По-сле набора бетоном прочности опалубка разбирается и производится об-валовка устья ствола грунтом, вынутым при проходке ствола. Обваловка производится бульдозером С-100. Далее устье проходится буровзрывным способом уборка породы осуществляется пневмо-погрузчиком КС-3, подъем породы в бадьях БП-1 краном на гусеничном ходу РДК-25.

7.3. Буровзрывной комплекс работ. Общие положения

Буровзрывной комплекс работ занимает от 30 до 60% от общего времени проходческого цикла. При проведении горных выработок буро-взрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму попе-речного сечения выработки, точное оконтуривание ее профиля, качествен-ное дробление породы и сосредоточенный отброс ее от забоя. Эти требо-вания соблюдаются при условии правильного выбора параметров буро-взрывных работ: типа ВВ, величины и конструкции его заряда в шнуре, числа и расположения их в забое, способа и очередности взрывания, типа бурового оборудования и установочных приспособлений, организации работ.

Выбор типа ВВ и определение удельного заряда ВВ
Исходя из условий проведения взрывных работ к использованию принимаем аммонал скальный №3. В качестве средств инициирования принимаем электродетонаторы ЭД-З-Н с временем срабатывания 20, 50, 100 мс.
Характеристика ВВ
Идеальная работа взрыва, кДж/кг – 4420
Коэффициент взрывной эффективности – 1,18
Работоспособность, см3 — 450
Диаметр патрона, г -200, 250, 300

Определяем удельный расход ВВ
g =2g1fcem, кг/м3, где
g1 — расход ВВ зависящий от степени взрываемости пород, g1 = 10;
fc — коэффициент структурного ослабления, fc = 1,6;
е — коэффициент работоспособности ВВ; е = 380÷450+0,84;
m – коэффициент, учитывающий диаметр патронов ВВ; m = 36 ÷45 = 0,8
g = 2*1,0*1,6*0,8*0,84 +2,05 кг/м3

Определяем количество шпуров на 1 цикл

где: gвв — удельный расход ВВ, кг/м3;
α = 0,5 коэффициент заполнения шпуров;
Δ — плотность ВВ, кг/м3;
dn — диаметр патронов; м.

Определение глубины шпуров.
Глубина шпура определяется в зависимости от типа бурильных ма-шин, физико-механических свойств пород и организации работ.
Для обурования забоя применяется бурильная установка типа БУКС – 1м., что обеспечит максимально быстрое обуривание забоя и высокую эффективность буровзрывных работ.
Характеристика БУКС – 1 м.
Число бурильных машин – 4
Диаметр шпура – 50 мм.
Глубина бурения – 4,2 м.
Масса установки – 10,2 т.
Принимая во внимание характеристику бурильной установки, мак-симальная глубина шпуров будет составлять 4,0 м.
Расположения шпуров в забое.
В стволах круглой формы поперечного сечения шпуры располага-ются по концентрическим окружностям и разделяются на врубовые, от-бойные и оконтуривающие.
Определение диаметра окружности врубовых шпуров:
Двр = (0,3÷0,25)*Двч
Двр = 0,3*7,7 = 2,31

Определение диаметра отбойных окружностей:
Дотв = 0,45*Двч, м;
Д11 = 0,6*Двч, м;
Д111отб = 0,8*Двч, м;
Док = 0,94*Двч, м.
Определение пробивного расстояния между окружностями и шпура-ми:

Определение количества отбойных окружностей:

Принимаем 3 отбойных окружности:
Д1отб = 0,45*7,7 = 3,465м;
Д11отб = 0,6*7,7 = 4,62м;
Д111отб = 0,8*7,7 = 6,16м;
Док = 0,94*7,7 = 7,24м.

Определение расхода ВВ.
Определение средней величины заряда на 1м шпур:

Определение величины заряда во врубовом шпуре:
gвр = (1,2÷1,25) gшср;
gвр = 1,2*3,31 = 3,98кг.
Определение величины заряда в оконтуривающих шпурах:
gок = (0,8÷0,85) gшср;
gок = 0,8*3,31 = 2,65кг.
Величину заряда в отбойных шпурах принимаем gотб = 3,3кг.
Определение фактического расхода ВВ на цикл:
Qф = Σgвр + Σgотб + Σgок;
Qф = 6*3,9*70*3,3+3,8*2,7 = 357 кг/цикл
Определение расхода ВВ на 1п м ствола:

Определение расхода на 1м3:

Расчет эл. взрывной сети
Общая длина взрывной сети:
l = 11*Н = 1,1*1190 = 1309м.
Определение сопротивления взрывной сети:

где: = 0,0175 (Ом·м) удельное сопротивление медных проводов;
S = 0,2 мм2 площадь поперечного сечения соединительных проводов;
S = 0,75мм2 – магистральных проводов;
R = 0,0175*(1190÷0,75) = 27,77 Ом;
Rсоед = 0,0175*(116÷0,2) = 10,15 Ом.
Сопротивление 1го электродетонатора при расчете сети, принимает-ся
R = 2.0 Ом;
Rобщ = Rмаг+Rсоед+ ΣRэд;
Rобщ = 27,77 + 1015 + 2-115 = 267,92 Ом.

Проверочный расчет электровзрывной сети
При параллельном соединении ЭД проверка производится по фор-муле:

При соблюдении условия i = J/n ≥ iб при переменном токе iб = 2,5А.
n – число параллельно включенных групп электродетонаторов при смешанном соединении.

Условие выполняется.
Проверочный расчет показал правильность выбранной электро-взрывной сети и целесообразность ее применения при сооружении горной выработки.

Выбор конструкции вруба
Для вышеописанного горно-геологических условий при проведении БВР для увеличения эффективности принимаем цилиндрический вруб с центральным расположением шпура уменьшенной длины, который не за-ряжается.

Заряжание и взрывание шпуров
В процессе подготовки и проведения взрывных работ производится ряд следующих операций:
1. Изготовление патронов-боевиков;
2. Спуск ВМ и СИ в забой ствола;
3. Заряжание шпуров;
4. Монтаж и проводка электровзрывной сети.
Патроны-боевики изготовляются в специально отведенном помеще-нии на проплощадке шахты, находящегося на расстоянии не менее 100м от ствола.
Спуск патронов ВВ в ствол производится в ящиках размещенных в бадье при скорости 2м/с (при наличии направляющих). Патроны – боеви-ки спускаются мастером-взрывником в сумке.
Заряжание шпуров производится взрывником с помощью проходчи-ков, имеющих единую книжку взрывника. Перед заряжанием все ненужное оборудование и инструмент выдается из забоя.
По окончанию заряжения монтируется взрывная сеть и проверка ее сопротивления с помощью прибора ВНС-1 (непосредственно в забое или с полка). Далее на подвесном полке замыкается двухполюсный выключа-тель, и взрывник с помощниками выезжает на поверхность. Полог подни-мают на безопасную высоту (30-40м), на нулевой площадке открывают все ляды, а также ворота и двери в конре. Люди располагаются в специ-альном безопасном месте.

7.4. Приведение забоя в безопасное состояние

После проветривания забоя ствола с малой скоростью, опускается сменный мастер, взрывник и бригадир. При спуске производится тщатель-ный осмотр ствола и оборудования, анализ воздуха и с помощью длинных реек порода, заброшенная на полок или опалубку сбрасывается в забой.
Забой ствола тщательно осматривается с целью выявления «отка-зов». При отсутствии «отказов» дается разрешение на дальнейшее произ-водство работ.

7.5. Погрузка породы

По окончании проветривания ствола и приведения забоя в безопас-ное состояние осуществляется погрузка и подъем взорванной породы на поверхность.
Эта технологическая операция занимает до 40% продолжительности проходческого цикла. Для погрузки породы принимаем грейферный груз-чик типа КС-1МА с механизированным вождением.
Характеристика КС-1МА
Диаметр ствола в свету 6,5-8м
Вместимость грейфера 1,25м3
Производительность 100-120 м3/ч
Рекомендуемая вместимость бадьи 3-5м3
Масса 21,6т

7.6. Возведение постоянной крепи

Возведение монолитной бетонной крепи производится после первой фазы погрузки породы
Технология возведения крепи включает в себя: спуск и центрирова-ние опалубки, укладку за опалубку бетонной смеси.
Для возведения монолитной бетонной крепи принимаем к примене-нию секционную самоцентрирующуюся опалубку.
Бетонная смесь подается за опалубку с поверхности по двум трубо-проводам, которые на конце через гаситель скорости соединяются с гиб-ким трубопроводом.
Определение объема бетонной смеси укладываемой за цикл проход-ки:
Vб = (NSвч-Sсв) ηlшп, где:
N = 1,1 – коэффициент излишка сечения,
Vб = (1,1*46,54-33,17)*0,9*4 = 64,88м3
Определение продолжительности укладки
tб = Vб/Рб, где:
Рб – производительность укладки бетона,
Бб = 10÷12 м3/час
Tб = 64,88/12 = 5,4 часа
Операция по обрыву, спуску и центрированию опалубки равна 2-3 часа.

7.7. Армирование ствола

Армирование включает в себя такие работы, как: по установке рас-стрелов проводников, Турб, кабелей.
Основные требования к армированию:
1) обеспечение вертикального движения сосудов в стволе;
2) большой срок службы;
3) создание малого аэродинамического сопротивления;
4) служить опорой для труб, кабелей, оборудования.
Расстрелы выполняются из коробчатого профиля 170х160х12, шаг армирования – 4 метра. Армирование ствола проводим по последователь-ной схеме. Сначала в направлении сверху вниз на всю глубину ствола устанавливают расстрелы, затем снизу вверх монтируют проводники.
Расстрелы устанавливают с подвесного полка, у которого расстояние межу этажами соответствует расстоянию между ярусами расстрелов.
Разделку лунок в стволе производят с нижнего этажа полка в то вре-мя, когда другая часть звена проходчиков находящиеся на верхнем этаже, устанавливает расстрелы.
Размеру лунок выполняют шаблоном. Глубина заделки расстрелов, а, следовательно, и глубина лунок должна быть равна ⅔ толщины крепи, но не менее высоты расстрелов.
Для механизации работ по разделке лунок в бетонной крепи стволов применяем специальную машину типа СБЛ. Машина размещается на ниж-нем этаже полка, в центре которого монтируется опора вращения, а по его периферии — круговой монорельс.
Подготовленные на поверхности главные расстрелы спускают в ствол на крюке подъемного каната.
После завершения работ по установке расстрелов разбираются, и выдает на поверхность подвесной полок, а на поверхность подвесной по-лок, а затем приступают к монтажу проводников в направлении снизу вверх, подвешиваемых на канатах тихоходных лебедок одновременно в нескольких отдельных ствола.
Люлька имеет несколько этажей с расстоянием между ними, равным расстоянию между ярусами расстрелов. Высота люльки принимается не-сколько большая длины проводника. На верхнем е этаже установлен по-воротный кран, предназначенный для приема проводника, опускаемого в ствол, опускания, подъема и расстрелам и к ранее установленным провод-никам.

Выбор проходческих лебедок
В процессе строительства ствола все оборудование (опалубка, полок, кабели и т. д.) подвешено в стволе и перемещается вслед за забоем с по-мощью проходческих лебедок установленных на поверхности шахты, во-круг контура. Перечень лебедок задействованных в проходческом про-цессе сведен в таблицу:

 

7.8. Проветривание ствола

Общие сведения
Проветривание осуществляется с целью удаления из ствола продук-тов взрыва: СО, СО2, NO, N2O5, SO2.
После проветривания содержание кислорода в атмосфере ствола должно быть не менее 20%, а углекислоты менее 0,5%, температура возду-ха не более 260С при влажности 90%.
Наиболее распространение при проходке стволов получила нагнета-тельная схема проветривания.

Расчет параметров проветривания
Расчет параметров проветривания включает в себя определение не-обходимого количества воздуха, подаваемого вентилятором и депрессии вентилятора, достаточной для доставки воздуха в забой с необходимой интенсивностью. Принимаем нагнетательный способ вентиляции с распо-ложением вентилятора на поверхности в 50м от устья ствола и подачей воздуха в забой по металлическому трубопроводу. Отставание от забоя 1 = 20м.
Выбираем диаметр трубопровода 1,2м, коэффициент аэродинамиче-ского сопротивления трения α = 0,0025 кг/м3. длина одного звена трубо-провода принимаем равной 3м. Качество сборки труб предусматриваем хорошее, Ку = 0,001.
Общая длина трубопровода в конце проходки составит
50+110-200 = 1190м;
В начале проходки: 50+50 -20 = 80м.
Определяем коэффициент утечки воздуха из трубопровода в начале и конце проходки ствола:

В начале проходки:

В конце проходки:

Находим площадь поперечного сечения в свету и объем ствола:
Sсв = ПД2/4 = 33,17м2
V = 33,17*1190 = 39472,3м3
Определяем количество воздуха, необходимого для проветривания ствола по расходу ВВ в начале проходки:

Критический объем ствола:

Находим длину трубопровода при объеме ствола, равным 49228,42м3
L = 50+(49228,42÷3317)-20 = 1514,12м
Определяем коэффициенты утечки воздуха при длине трубопровода
L = 1514,12м

Рассчитываем критический объем ствола при р = 1,44

Определяем количество воздух, необходимого для проветривания ствола по расходу ВВ в конце проходки:

По числу работающих: Q3 = 8*0,1 = 0,8м3/с
По минимально допустимой скорости вентиляционной струи:
Q3 = 33,17*0,15 = 4,97 м3/с
По пылевому фактору: Q3 = 33,17*0,4 = 13,27м3/с

Определяем ожидаемую температуру в забое ствола на глубине 1190м:

По тепловому фактору: Q3 = 1/3*0,15*33,17 = 1,66м3/с
Из приведенных ниже расчетов следует, что наибольшее количество воздуха для проветривания ствола в начале проходки требуется по пыле-вому фактору, в конце проходки – по расходу ВВ.
Определяем минимальное и максимальное значение требуемой про-изводительности вентилятора:
Qвmin = 1,0*13,27 = 13,27м3/с
Qвmax = 1,3*22,89 = 29,76м3/с
Находим скорость выхода из трубопровода при Q3 = 13,27м3/с и
Q3 = 29,76м3/с
Vвmin = (4*13,27)/(3,14*1,22) = 11,74 м/с

Режим работы вентилятора на заданный трубопровод

Vвmaх = (4*29,76)/(3,14*1,22) = 26,3 м/с
Рассчитываем минимальное и максимальное значение депрессии вен-тилятора:
hmin = (6,48*0,0025*80)/(1,*1,25)*13,272+(1,2*11,742)/2 = 174,44 Па
hmax = (6,48*0,0025*1190)/(1,3*1,25)*29,762*(1,2*26,32)/2 = 5693,5 Па
Исходя из полученных значений выбираем центробежный вентиля-тор ВЦП-16/1470. Чтобы обеспечить работу вентилятора с высоким КПД в начале эксплуатации, следует увеличить сопротивление трубопровода с помощью мибера.
Характеристика ВЦП-16/14470
Диаметр рабочего колеса 1600мм
Частоты вращения 1470мин-1
Подача в рабочей зоне 10-46м3/с
Статистическое давление в рабочей зоне 2000-9400Па
Максимальный КПД 0,87
Потребляемая мощность в рабочей зоне 160-245кВт

7.9. Техника безопасности. Охрана труда

При проведении вертикального ствола, по технике безопасности, устье ствола должно быть перекрыто «нулевой рамой» с лядами. Ляды «нулевой рамы» открываются только ля пропуска бадьи и на период про-ветривания. Проходчики, занятые на сооружении выработки, обеспечива-ются спецодеждой и средствами индивидуально защиты. Каждый рабочий обязан пройти первичный, очередной, внеочередной инструктаж, а так же ознакомиться под роспись с правилами безопасности при выполнении сменной задачи.
При перемещении полков и наращивании ставов труб работа в забое ствола запрещается. Работы по перемещению полка, подвесного оборудо-вания, подвесной металлической опалубки и наращиванию труб должны производиться в присутствии лица технического надзора. Перемещаться полок должен по специальным сигналам. Между подвесным полком и за-боем должна быть двухсторонняя сигнализация. Все рабочие, занятые в проходке и креплении ствола должны знать сигналы и уметь их подавать.

7.10. Организация работ

Наиболее эффективной формой организации труда при проходке стволов является организация по цикличному графику, в котором отра-жается взаимосвязь и последовательность выполнения проходческих опе-раций, увязанных в единый технологический процесс.
Продолжительность проходческого цикла зависит от конкретных горнотехнических условий и режима горнопроходческих работ, опти-мальные параметры которые должны обеспечивать наименьшие затраты времени всех последовательных не совмещенных операций на проходку 1м ствола.
Определим продолжительность цикла:
Тц = (tc*a*ncl)/Vотес, где
tc – продолжительность смены, tc = 6ч;
а – количество дней в месяц;
nc – количество семн в сутки;
l – продвижение забоя за цикл;
Vм – заданная месячная скорость проходки;
Тц = (6*2,2*4*4*0,9)/52,8 = 36 часов.
36 часов = 6 смен.
Определим объем работы по процессам проходческого цикла:
Бурение шпуров:
Vбур = N*1шп = 115*4 = 460шп/м
Погрузка породы
Vп = lшп*η*Sвч*Кр, где:
Кр – коэффициент разрыхления породы, Кр = 1,8
Vп = 4,0*0,9*46,54*1,8 = 301,58м3
Разрыхленная взрывом порода занимает свободный объем в зоне за-боя и частично в зоне опалубки. Порода поднимается на высоту около 6,5м.
Объем породы первой фазы погрузки составит:
Vф1 = 176,8м3 — эта порода убирается для установки опалубки;
Высота опалубки: Ноп = 3,8м;
Объем породы во второй фазе:
Vф11 = 30158 – 176,8 = 124,78м3
Объем бетона на одну заходку:
Vб = (*Sвч-Sсв)*3,8 = (1,1*46,540-33,17)*3,8 = 68,49м3, где
= 1,1 – коэффициент изменения сечения
Норма времени на бурение 10м шпуров: БУГС – 1м Нвр бур = 1,7.
Норма времени на погрузку 1м3 породы: Нпогр = 0,6
Норма времени на 1м3 бетона: Нкреп = 1,15
Трудоемкость выполнения отдельных операций: gi = V*Нвр
gбур = (460/10)*1,7 = 78,2 чел. час;
gпогр = 301,58*0,6 = 180,9 чел. час;
gпогр1 = 176,8*0,6 = 106,08 чел. час;
gпогр11 = 124,78*0,6 = 74,82 чел. час;
gкреп = 68,49*1,15 = 78,76 чел. час.
Суммарная трудоемкость выполнения операций:
Σ gi = gбур+ gпогр+ gкреп, чел. час;
Σ gi = 78,2+180,9+78,76 = 337,8 чел. час.
Исходя из суммарной трудоемкости на одни цикл и продолжитель-ности цикла, определяем число проходчиков на смену:
nсм = Σ gi/Тц = 337,8/36 = 9,38 чел.
Принимаем 8 человек в смену. Коэффициент выполнения:
Кв = nсм/Пф = 9,38/8 = 1,17, то есть,
Каждый рабочий должен превышать норму на 17%, что находится в допустимых пределах 1,0≤Кв≤1,25.

Время на подготовительно вспомогательные операции
Они включают в себя:
1. Заряжание шпуров и монтаж ЭВС. Время заряжания одного шпу-ра патронами диаметром 45мм и монтаж электросети:
t3 = 4+1,1lшп = 4+1,1*4 = 8,4мин
Общее время заряжания и взрывания:
Т3 = (Nш*t3)(l3*Пз)+tn3, где
l3 – коэффициент одновременности работы по заряжанию, l3 = 0,83
n = 8 – численность человек, проводящих заряжание.
tn3 – время подготовительно-заключительных работ, tn3 = 30 мин
Т3 = (115*8,4)/(0,83*8)+30 = 175,48
2. Спуск и подъем людей и инструменты 20мин
3. Спуск ВВ 30 мин
4. Выезд взрывника и рабочих 20 мин
5. Взрывание и проветривание 30 мин
6. Приведение забоя в безопасное состояние 20 мин
7. Спуск оборудования 30 мин
8. Наращивание бетонопроводов 50 мин
9. Отрыв, спуск и центрирование опалубки 90 мин
10. Промывка бетонопровода 30 мин
11. Подъем погрузочной машины 20 мин
Σ 516 мин
Определение продолжительности выполнения отельных операций
ti = (gi*α)/(Пф*Кв), где:
α – коэффициент, учитывающий сокращение времени на выполнение основных процессов цикла; α = (Тц-То)/Тц, где:
То – время на подготовительно вспомогательные операции;
α = (36-8,6)/36 = 0,76
tбур = (78,2*0,76)/(8*1,17) = 6,35ц = 381 мин
t1погр = (106,08*0,76)/(8*1,17) = 8,61ц = 516,6 мин
t11погр = (74,82*0,76)/ (8*1,17) = 6,04ц = 362,4 мин
tкреп = (78,76*0,76)/(8*1,17) = 6,4ц = 384 мин.
Общее время цикла с учетом времени на проведении забоя в без-опасное состояние, проветривание, спуск опалубки и другое:
Σtц = tбур+ t1погр+ t11погр+ tкреп+To, мин
Σtц = 381+516,6+362,4+384+516 = 2160 мин = 360 часов.
Наращивание труб вентиляции, сжатого воздуха производится одни раз в два цикла с отставанием от забоя.

7.2.1. Буровзрывной комплекс работ

При проведение горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечении выработки, точное оконтуривание ее профиля, качественное дробление породы и со-средоточенный отброс ее от забоя; уменьшение коэффициента излишка се-ления; высокий коэффициент использования шпуров.
Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора па-раметров буровзрывных работ.
Определение параметров взрывных работ.
Выбор взрывчатых материалов
При выборе взрывчатых материалов руководствуются требованиями безопасного производства взрывных работ, регламентированных «еди-ными правилами безопасности при взрывных работах» с учетом физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий. К ис-пользованию применяем Аммонит №6 ЖВ.
Характеристика Аммонит №6 ЖВ
Идеальная работа взрыва, кДж/кг 3561
Плотность в патронах, Г/см3 1,0-1,2
Коэффициент взрывной эффективности 1,0
Диаметр патрона, мм 36
Масса патрона, г 250
Длина патрона, мм 250
Так как шахта является не опасной по взрыву газа и пыли, то к при-менению выбираем электродетонатор ЭД-3-Н.
Характеристика ЭД-3-Н
Интервал замедления 20-100 мс
Безопасный ток 0,18 А
Количество 1-23 шт.

Выбор типа вруба и глубины шпуров
К использованию принимаем прямой эллиптический вруб. Прямые врубы представляют собой комбинацию параллельных заряженных шпу-ров, взрыв которых работает на компенсационную полость, создаваемую холостым шпуров или скважиной. Взрыв последующих шпуров расширя-ет врубовую полость до размеров, достаточных для отбойки вспомога-тельными шпурами с постоянной и предельной линией сопротивления с учетом конкретных горнотехнических условий. Наиболее ответственными являются первый шпур или серия шпуров, взрываемых на компенсацион-ную полость холостого шпура.
Расстояние между компенсационной полостью и серией шпуров, взрываемых первыми, и одновременно – пробивное расстояние W1 реко-мендуется принимать для шпуров диаметром 42мм при аммоните №6 ЖВ в патронах диаметром 36мм [по табл. 1.6 М33].
W1 = 10см
W2 = 28см [по табл. 1.8 М33] W3 = 56см [по табл. 1.9 М33] W4 = 50см [по табл. 1.10 М33] Предельное пробивное расстояние для вспомогательных и оконтури-вающих шпуров при их диаметр 42мм, аммоните №6 ЖВ в патронах диа-метром 36мм, 65см.
После расчета параметров прямого вруба определяется площадь вруба по забою выработки, что необходимо для определения количества остальных шпуров по забою.
Глубина холостого и заряженных шпуров прямого вруба должна приниматься больше не 10% по сравнению с оконтуривающими и вспомо-гательными шпурами.
Определение удельного заряда ВВ:
g = 0,1ff1Ve-1, где:
g – удельный заряд ВВ, кг/м3;
f = 12, коэффициент крепости;
f1 = 1,6, коэффициент структуры породы;
V – коэффициент зажима породы;
V = 6,5/√Sвч = 6,5/√20,4 = 1,44
е – коэффициент взрывной эффективности заряда ВВ
е = Qудρ/Qудэρэ = 1
g = 0,1*12,1,6*1,44*1 = 2,78 кг/м3

Определение количества шпуров

Где: g – удельный заряд;
d – диаметр патрона, см;
ρ – плотность ВВ в шпурах, г/см3;
γ – коэффициент заполнения шпура.

Среднее расстояние между оконтуривающими и вспомогательными шпурами:

Определение расхода ВВ на цикл
Q = Qвр+g(Sвч-Sвр)*lшп, где
Qвр – количество ВВ во врубовых шпурах
Q = 10*2,0+2,76(20,4-1,1) = 2,5 = 153,17кг
gвр = 0,0785*d2ργLвр, где:
d – диаметр патрона, см;
ρ – коэффициент заполнения шпуров;
γ – плотность ВВ в заряде;
Lвр – длины врубовых шпуров.
gвр = 0,0785*3,62*1*0,8*2,5 = 2,03кг/м3
Средняя величина заряда на один шпур:
g1ср = Q/N =153,17/75 = 2,04кг/м3
gок = 0,9* = 0,9*2,04 = 1,8кг
Фактический расход ВВ на цикл:
Qф = 10*2+36*2+29*1,75 = 142,75 кг/цикл
Расход ВВ на погонный метр выработки:
Qм = Qф/lшп*η = 142,75/(2,5*0,9) = 63,44 кг/п.м.
Удельный расход на 1м3 взорванной породы:
gр = Qф/Sпр*lшп*η, где:
Sпр = Sвч = 20,4 – площадь проходки;
η = КИШ = 0,9 – коэффициент использования шпуров.
gр = 142,75/(20,4*2,5*0,9) = 3,1 кг/м3
Расход ЭД на 1м3 выработки:
Nм = Ng/(lшп*η) = 7,5/(2,5*0,9) = 33,3шп.
Удельный расход ЭД на 1м3 взрывной породы:
Np = Nэр/(Sпр*lшп*η) = 75/(20,4*2,5*0,9 = 1,63шп/м3
Расчет электровзрывной сети
Определение сопротивления сети:
R = ρ*(l/S), где:
R – сопротивление провода, Ом;
ρ – удельное сопротивление для медных проводов, ρ = 0,0175 Ом*м;
l = 150м, длина проводов;
S = 0,8, сечение проводов;
R = 0,0175*(150/0,8) = 3,28 Ом.
Сопротивление 1го электродетонатора 2,0 Ом
Rобщ = 3,3+2*75 = 153,3 Ом.
Проверочный расчет электровзрыной сети при последовательном
соединении
J = E/(R+rm), I = J≥iб, где:
J – сила тока в элетровзрывной сети, А;
Е – электродвижущая сила источника тока, В;
R – сопротивление, Ом;
J = 500/153,3 = 3,2 А 3,2А≥1А
Применяем ВМК-500. Проверочный расчет показал правильность выбранной электровзрывной сети и целесообразность ее применения при сооружении горной выработки.
Для бурения шпуров принимаем бурильную установку СБУ-2К
Характеристика СБУ-2К
Коэффициент крепости 16
Глубина бурения 4м
Число бурильных машин 2
Обуривание с одной позиции: ширина 6,2м
высота 5,8м

7.2.2. Проветривание тупиковых забоев

Выбор схемы проветривания
Проветривание горных выработок в процессе проходки очуществля-ется, как правило, с помощью вентиляторов местного (частичного) про-ветривания.
Существует три схемы проветривания тупиков выработок: нагнета-тельная, всасывающая и комбинированная.
Мы выбираем нагнетательную схему, при которой в призабойное пространство по вентиляционным трубам подается свежий воздух, ско-ростной напор струи способствует интенсивному перемешиванию ядови-тых газов со свежим воздухом, и забой сравнительно быстро освобождает-ся от вредных продуктов взрыва. При нагнетательной схеме можно при-менять как жесткие, так и гибкие трубы, что является достоинством схемы.
Для предотвращения рециркуляции ядовитых газов вентилятор необходимо устанавливать в выработке со свежей струей воздуха на рас-стоянии не менее 10м от проветриваемой выработки.
Применяем осевой вентилятор, что позволяет быстро освобождаться от вредных газов.
Производительность (подача) вентилятора местного проветривания не превышает 30% от количества воздуха, проходящего по сквозной вы-работке. Расстояние от конца вентиляционных труб до забоя не должна превышать 8м (для газовых шахт), а в нашем случае (в негазовых) – 10м.

Нагнетательная схема

Определение количества воздуха
Количество воздуха, необходимое для проветривания выработки, определяется, согласно существующему положению, по пяти факторам: га-зовыделению, количеству одновременно взрываемого ВВ, числу работа-ющих людей, минимальной скорости движения воздуха и тепловому фак-тору.
Наша шахта считается не опасной по выделению газа, значит, расчет по газовыделению не проводим.
Расчет расхода воздуха при нагнетательном проветривании по коли-честву взрываемого ВВ.

где: t = 30 мин – время проветривания выработки;
Vвв – объем ядовитых газов, образующихся при взрыве, л;
Vвв = 100*А1 (взрывание по углю), а наш случай по породе
Vвв = 40*А2, где 40 – газовость ВВ при взрывании по породе, л/кг;
А2 – количесвто взрываемого ВВ, кг
А2 = 142,75кг Vвв = 40*142,75 = 5710л.
L – длина выработки, м; L = 700м;
Kобв – коэффициент обводненности К = 0,6
Кут = 2,63 – коэффициент, учитывающий утечки в трубопроводе.

Расчет по пылеулавливанию:
Qзп = 0,5*16,7 = 8,35м3/с
Расчет расхода воздуха по наибольшему числу одновременно рабо-тающих в выработке: Qзп = 6n
6м3/мин – норма одного человека;
n – число работающих
Qзп = 6*(3/60) = 0,3 м3/с
Расчет расхода воздуха по минимальной скорости движения возду-ха.
Производится для обеспечения турбулентности и исключения обра-зования и «застойных» зон.
Vmin = 0,25 м/с
Qзп = 16,7*0,25 = 4,17 м3/с

Выбор диаметра вентиляционных труб
Проветривание тупиковых горизонтальных выработок осуществля-ется, как правило, с применением труб, изготовленных из натуральных материалов: МУ, ПХВ — из ткани чефер с покрытием из негорючей резины и полихлорвинила.
Принимаем диаметр 0,8м с длинной звена 10м.
Гибкие трубы соединяются между собой стыкованными кольцами и подвешиваются к тросу, протянутому по выработке. Трос крепят к версня-ку крепи.
Выбор вентилятора
Вентилятор местного проветривания должен обеспечить расчетную подачу воздуха и расчетную депрессию при наибольшем КПД.
Расчетная подача вентилятора определяется:
Qв = Qза*Кут,
Qв = 8,35*2,63 = 21,96м3/с
Депрессия вентилятора:
h = R*Qв2,где
R – сопротивление прямолинейных, нормально собранных трубо-проводов с учетом утечек, R =5,2 при длине 700м;
h = 5,2*21,962 = 2507,6 Па
Выбираем вентилятор ВМ-12М.
Характеристика ВМ-12М
Подача в оптимальном режиме 20м3/с
Подача в рабочей зоне 10-31м3/с
Депрессия в оптимальном режиме 3 кПа
рабочей зоне 3,8-0,8 кПа
КПД вентилятора 0,82
Масса 2000кг
Тип электродвигателя ВРМ 280L4

Характеристика вентилятора и трубопровода

7.2.3. Водоотлив при проведении выработок

Для выдачи воды при проведении и эксплуатации горизонтальных выработок сооружают водоотводные канавки, по которым самотеком направляется в водосборник околоствольного двора или к промежуточной насосной станции.
Обычно продольный уклон канавки совпадает с уклоном рельсового пути и составляет 0,003-0,005. Для обеспечения стока воды в канавку, поч-ве выработки придают поперечный уклон 0,002. Нормальная скорость движения воды в канавках 0,4-0,6 м/с.
В слабых и средней крепости породах водоотливные канавки крепят деревом, бетоном, железобетонными и асбоцементными лотками. При проведении выработок буровзрывными способами в месте водоотводной канавы бурят один – два наклонных шпура. После взрывания и уборки породы канавку оформляют до проектного сечения отбойными молотка-ми.

7.2.4. Освещение при проведении горных выработок

Освещение горных выработок и особенно призабойной зоны имеет большое значение в части повышения производительности, безопасности и качества работ. Для освещения выработок вслед за подвешиванием забоя наращиваются отставанием не менее 20м постоянную осветительную сеть.
Призабойная зона освещается светильниками мощностью 100 Вт, по-вешенные через 4 – 6м, и светильниками, установленными на бурильных и погрузочных машинах и комбайнах.
Для освещения выработок применяют светильники РН-60-2, РН-50-1, РП-60. Для питания подземных светильников должно применяться напря-жение не более 200 В, а светильники встроенные а горные машины – не более 3127В. Все подземные рабочие должны иметь индивидуальные ак-кумуляторные светильники. Эти светильники должны быть включены при спуске рабочих в шахту, перемещении по выработкам и производстве ра-бот.

7.2.5. Маркшейдерское обслуживание горнопроходческих работ

Контроль за сооружением горных выработок осуществляется марк-шейдерской службой предприятия.
Одной из задач маркшейдерской службы является выполнение ком-плекса работ по геометрическому обеспечению проведения горных выра-боток в соответствии с технической проектной документацией, подтвер-жденной в установленном порядке.
При проведении горных выработок маркшейдерская служба обеспе-чивает:
1) Контроль соответствия проведения горных выработок проек-том, календарным планам, объемам и скоростям проходки;
2) Задание проектных направлений и уклонов горных выработок;
3) Систематическую проверку направления, уклона, профиля, раз-меров выработки;
4) Выполнение ежемесячных маркшейдерских замеров и контроль-ный учет объемов выполненных работ;
5) Ведение обязательного установленного комплекса геофизической и маркшейдерской документации и пополнения этой документации в уста-новленные сроки.
6) О всех отклонениях от технической документации маркшейдер-ская служба дает указания линейному персоналу, которые заносят в жур-нал «Журнал геодезического и маркшейдерского контроля».
Направление выработки в горизонтальной плоскости задается теодо-литом и обозначается отвесами или при помощи лазерного указателя ЛVН-3.
Для контроля направления выработок в вертикальной плоскости ис-пользуют ватерпасы, которые устанавливают на укладываемые рельсы; направления в вертикальной плоскости обозначают также осевыми, боко-выми рапирами или лучом лазерного указателя.
Весьма эффективный контроль направления выработок в вертикаль-ной плоскости (оснащаемой рельсовой откаткой) обеспечивается нивели-рами в процессе укладки очередного звена рельсового пути.

7.2.6. Рельсовый транспорт при проведении выработок

Призабойный транспорт (рельсовый) включает в себя организацию перегрузок породы в транспортные средства и маневры транспортных средств в призабойном пространстве.
К эксплуатации принимаем электровозную откатку вагонеток с при-менением контактного электровоза К-10.
Характеристика К-10
Сцепной вес 100кН
Колея 600, 750, 900мм
Тяговое усилие 16,60кН
Скорость при часовом режиме 12,2км/ч
Суммарная мощность двигателей 6,2 кВт
Сила тока при часовом режиме 145х2А
Высота подвески контактного провода должна быть не менее 2м от головки рельса.
В месте подвески расстояние контактного провода от верхняка крепи должна быть не менее 1,2м.
Для уборки взрывной породы необходлимо3и состава по семь ваго-неток ВД-4.
Разгрузка вагонеток на промежуточных горизонтах и в около-ствольных дворах основных горизонтах осуществляется круговыми опро-кидывателями с пропуском электровоза на одну вагонетку 4,0м3. Под опрокидывателем для дробления крупных кусков над грохотными решет-ками установлены бутобой БП-2. Вагонетки в опрокидыватели подаются электровозом.
Откатка горной массы из подготовительных, нарезных и горно-капитальных выработок осуществляется аналогично. Вагонетки ВГ-4,0у в забоях подготовительных работ загружаются погрузочной машиной типа БНП-3к. Общее время погрузки состава с маневрами составляет примерно 130 минут. Движение электровоза в ОД и перегрузочных узлах по кольце-вой схеме.
Откаточные пути на штреках укладываются из рельсов Р33, по квершлагам и околоствольным дворам из рельсов Р33.
Для текущего ремонта и осмотра электровозов на каждом горизонте оборудуется электровозное депо.
Перевозка людей в специальных пассажирских вагонетках ВП-18 вместимостью по 18 человек. Для посадки людей и стоянки пассажирского состава в течение смены в ОД вертикальных шахт укладывается специаль-ный путь с посадочной платформой.
Откатка мса и материалов, оборудования производится на специаль-ных платформах в течении рабочей смены.

Схема обмена вагонеток в двухпутевых выработках
Наличие двух путей облегчит маневренные операции по замене гру-женых вагонеток на порожние и исключает необходимость сооружения разлиновок.
В нашем случае обмен груженых вагонеток на порожние произво-дится с использованием симметричной переносной стрелки.
Характеристика смены обмена вагонеток
1) Расстояние от забоя до пункта обмена не более 20м
2) Время обмена вагонеток 1,0-2,0мин
3) Область применения двухпу-тевые
4) Грузоподъемность вагонеток, т любая

7.2.7. Техника безопасности при проведении горизонтальных
выработок

1. Материалы, применяемые для крепления выработок, должны отвечать требованиям ГОСТа;
2. Крепление всех горных выработок должна производиться своевременно и в соответствии с утвержденным для них паспортом креп-ления;
3. Все горизонтальные выработки, по которым производится транспортирование грузов, должны иметь зазоры;
4. При перевозке людей в специальных вагонетках скорость не должны превышать 18км/ч;
5. Запрещается проезд людей на локомотивах в необорудованных грузовых вагонетках на платформах.
6. Места посадки людей в поезда и выходы из них должны быть освещены.
7. при проведении уклонов должны быть пройдены ходки для пе-редвижения людей.
8. Все рабочие и ИТР шахты, занятые на проходке и креплении выработок должны быть изучены паспорта и проекты под роспись;
9. Допуск людей в забой после взрывных работ разрушается по-сле получения нормальной пробы воздуха, взятой из забоя экспресс — ана-лизатором, но не ранее, чем через 30 мин после взрыва.
10. Все рабочие должны проходить инструктаж по безопасности труда

7.2.8. Организация труда

Определение продолжительности цикла:
Tц = (tc*a*nc*l)/Vмес, где:
tc – продолжительность смены, tc = 6ч;
a – количество дней в месяц, а = 22см;
nc – количество смен в сутки, n = 4;
l – продвижение забоя за цикл;
Vм – заданная месяцная скорост прокладки.
Tц = (6*22*4*2,5*0,9)/64,5 = 18ч
Тц = 18 часов = 3 смены.
Определяем объемы работ по процессам проходческого цикла.
Бурение шпуров:
Vбур = N*lшп = 75*2,5 = 187,5 шп метр.
Погрузка породы:
Vпогр = S*N*lшп*η, м3, где:
N = 1,1 – коэффициент излишка сечения;
η = 0,9 – коэффициент использования шпура.
Vпогр = 1,1*20,4*2,5*0,9 = 50,49м3
Объем работы бурения шпуров под анкерную крепь:
Vанк кр = (lзах/Lа)*lан*Nан, где:
La – расстояние между анкерами (шаг установки) La = 1,46м;
Lан – длина анкера Lан = 1,78м;
Nан – количество анкеров, шт.
Vан бур = 2,25/1,46*1,78*6 = 15м.
Так как породы достаточно устойчивые, имеют высокий коэффици-ент крепости, основную крепь возводят отдельно, с отставанием от забоя.
Норма времени по ЕНиР
Нвр бвр = 0,17 на 1м
Нвр креп = 0,17
Нвр погр = 0,52
Трудоемкость выполнения операций проходческого цикла
gi = Vi*Hврi ч.час;
gбур = 187*0,17 = 31,87
gпогр = 50,49*0,52 = 26,25
gкреп = 15*0,17 = 2,55
Σgi = 60,67
Исходя из суммарной трудоемкости, на 1 цикл и продолжительность цикла определяем число проходчиков на смену:
nсм = 60,67/18 = 3,37
Принимаем численность проходчиков 3 человека в смену:
Кв = 3,37/3 = 1,12,
то есть каждый рабочий должен перевыполнять норму на 12%, что находится в пределах нормы 1 ≤ Кв ≤ 1,25.
Продолжительность выполнения каждой операции проходческого цикла: ti = (gi*α)/(nпр*Kв), час, где:
α – коэффициент учитывающий сохранение времени на выполнение основных процессов цикла
α = (Тц-Т0)/Тц, α = (18-2,83)/18 = 0,84
Определение времени вспомогательных процессов:
Т0 = t3+tn
t3 = (75*8)/4 = 150мин =2,5ч
tn = 20 мин по нормам ТБ
Т0 = 150+20 = 170мин = 2,83ч
tбур = (31,87*0,84)/(3*1,12) = 7,97 = 478,2 мин;
tпогр = (26,25*0,84)/(3*1,12) = 6,564 = 393,6мин;
tкреп = 2,55*0,84/(3*1,2) = 0,64 =38,4мин.
Общее время цикла с учетом времени на привидение забоя в без-опасное состояние, заряжание и взрыванием
Σt = tбур+ tпокр+ tкр+Т0, мин
Σt = 7,97+6,56+0,64+2,83 = 18 часов.

---

Страницы 1 2 3