Проверка устойчивости незакрепленной горной выработки. Часть 3

Страницы 1 2 3

---

8. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ

Все электроснабжение шахты осуществляется от существующей под-станции ГПП-100/6кВ с двумя трансформаторами по 6300 кВ. Эта под-станция подключена двумя высоковольтными линиями ВЛ-110кВ от ЛЭП-110кВ.
Питание подземных горных выработок производится от ГПП-100/6кВ через клетьевой ствол высоким напряжением с помощью двух вы-соковольтных кабелей ЦСКН – 6кВ.
Для питания электроприемников приняты следующие напряжения:
1. 6кВ – для распределения электроэнергии между подстанциями отдельных площадок, ЦПП и для электродвигателей мощностью более 2000кВт;
2. 380В – для электродвигателей мощностью до 200кВт в подземных выработках (с изолированной нейтралью);
3. 380В и 220В с заземленной нейтралью для электродвигателей мощностью до 200кВ на поверхности и для освещения зданий и террито-рий промышленной площадки;
4. 127В – для стационарных подземных осветительных сетей, для питания электрооборудования.
5. 36В для освещения очистных и проходческих забоев, дистанци-онного оборудования, для осмотра и ремонта оборудования /переносное освещение/.

Мероприятия по электробезопасности:
• Аппаратура в исполнении РВ;
• Применение специальных бронированных устройств;
• Камеры с электрооборудованием оснащаются металлическими решетчатыми дверями;
• устройство двух главным заземлений (зумор, водосборник);
• устройство общей сети заземления, причем ее сопротивление не должно превышать 20м;
• устанавливается реле утечек;
• защита от перенапряжения.

Расчет шахтного освещения
Основным методом расчета освещения подземных выработок шахт является метод расчета по нормативному расстоянию между светильника-ми.
Напряжение в осветительной сети 127В, светильники типа РН-60-2, расстояние между светильниками lсв = 10м. Длина квершлага Lкв = 2800м.
Тогда количество светильников составит:
nсв = Lкв/lсв = 2800/10 = 280шт.
Определяем мощность светильного трансформатора:
Sосв = (nсв*Pсв*10-3)/(cosφcв*ηcв*ηc), кВА, где:
Рсв – мощность светильника Рсв = 60Вт;
cosφcв = 0,6÷0,8 – коэффициент мощности светильника;
ηcв = 0,8÷0,95 – КПД светильника;
ηc = 0,95 — КПД осветительной сети.
Sосв = (280*60*10-3)/(0,6*0,9*0,95) = 32,7 кВА.
Для питания осветительной сети принимаем пусковой агрегат АП-4 (АПШ-1). Освещение квершлага питается от трансформаторных подстан-ций через трансформаторы 380/127, встроенных в агрегаты АП.
Количество пусковых агригатов:
Na = Sосв/Sтр = 32,7/4,0 = 8,1 шт
Принимаем 8 агрегатов АП-4 (АПШ-1):
Uтр = 133В, Wтр = 4кВА.

Расчет осветительной кабельной сети
Вся осветительная кабельная сеть будет защищена от 8и агрегатов. Каждый участок будет иметь длины: lуч = Lкв/8 = 2800/8 = 350м.
Количество светильников на каждом участке одной ветви составит:
mВуч = lв/lсв = 350/10 = 35шт.
Каждый участок разбит на 2а плеча:
Lп = 350/2*10% = 192м.
Кабель выбираем по условию нагрева (длительно допустимый ток):

Принимаем ГРШЭ 3х4 – 1х2,5.

Проверка кабельной сети на потерю напряжения
Расчет ведется из условия допустимой потери, для рудных шуахт:
ΔUдоп = 0,08Uтр = 0,08*133 = 10,64В
Потери напряжения в ветви кабеля равны:
ΔUосв В = (nсв*Рсв*lВуч*100)/(4*γ* *V2н), %, где
nсв – число светильников;
lВуч – длина ветви освещения, м;
γ = 50 м/Ом*мм2 – удельная проводимость жил лидного кабеля;
Sк = 4мм2 – сечение дил кабеля;
ΔUосв В = (18*60*192*100)/(4*50*4*1272) = 1,61%
Ток двухфазного к.з. в сетях 127В рассчитан по упрощенному мето-ду, для трансформаторов встроенных в агрегат АП-4
для 192м: Jк.з. = 67А;
к = Iкз/Iч = 67/40 = 1,6 > 1,5
Условие выполняется.

Расчет электроснабжения проходческого участка

Наименование и характеристика токоприемников

 

Расчетная нагрузка

 

Расчетная мощность трансформатора:

Ксм = 0,9÷0,95 – коэффициент совмещения максимума нагрузки;
Рм – расчетная мощность.

Выбираем ТСВП 400/6-0,5
Коэффициент загрузки трансформаторов по мощности:
β = Sтр ρ/Sтр н = 246,9/400 = 0,617
Оптимальный коэффициент загрузки:
βопт = 0,6÷0,8

Расчет кабельной сети
Определение сечения кабелей по допустимому нагреву:
1. Для отдельных двигателей

Принимаем кабель ГРШЭ 3х10 1х10 – 2 шт.

Принимаем кабель РРШЭ 3х50 и 1х10 – 22 шт.
2. Для магистрального кабеля

Принимаем два кабеля по S = 95мм2 ЭВТ 3х95 1х10

Определение потери напряжения в кабельной сети при нормальном режиме
Максимально допустимые потери напряжения в сети от трансформа-тора до самого удаленного электроприемника с учетом потерь:
ΔUдоп = Uтрн-Umin
U = 0,95*Uн = 0,95*380 = 361В
ΔU = 400-361 = 39В.
Суммарная потеря напряжения для самого удаленного электропри-емника не должна превышать допустимой величины:
ΔUдоп ≥ ΔUтр+ ΔUпг+ ΔUзк.
ΔUмк = (kc*ΣHy*lнк*103)/(γ*Sмк*Uн), В;
ΔUмк = (0,67*284*200*103)/(50*95*2*380) = 10,5 В;
ΔUзк = (142*100*103)/(50*2*70*380) = 5,3 В;
ΔUзк = (110*100*103)/(50*2*50*380) = 5,9 В

ΔUдоп ≥ 10,5+5,3+5,9+7,98 = 29,68 В
ΔUдоп ≥ ΔU
39 ≥ 29,68
Условие выполняется.

Расчет токов короткого замыкания по приведенным длинам
Длина магитсрального провода Lна = 200м. Длина гибкого кабеля до вентилятора Lчк = 100м, до погрузочной машины Lчк = 100м.
Токи двухфазного к.з. в сетях 660В рассчитанные по упрощенному методу. Расчетный магистральный ток двухфазного к.з. при мощности трансформатора 400 кВ*А [Дзюбан].
— для 100м = Jкз min = 4819А;
— для 200м – Jкз min = 3124А.
Но так как у нас напряжение в сетях 380В, мы табличные величины делим √3
Jкз = 4819/(1,73*0,5) = 5571А – вентилятор;
Jкз = 4819(1,73*0,36) = 7737А – погрузочные;
Jкз = 3124/(1,73*0,27 = 6688А – магистр.

Выбор пускателей и автоматических выключателей
Магнитные пускатели:

 

Технико-экономические показатели
1. Рассчитываем мощность трансформатора:
Sp = ΣPp/cosφ = 191/0.9 = 272.85 кВ А;
2. Удельный расход электроэнергии:
W = Wr/Qr, (кВт*ч)/т, где:
Wr – годовой расход активной энергии кВтч;
Qr – годовая добвка, т;
Wr = Pmax*Tн*Кс;
Wr = 191*6300*0,67 = 806211 кВт
Qr = SквLгод = 20,4*70*12 = 17136
3. Стоимость электроэнергии за год:
Cэ = a*ΣРм+b*Wr, где
а – годовая оплата 1кВт максимальной нагрузки, руб.,
а = 1774руб 78,5коп = 1774,785 руб.
b – стоимость 1кВтч активной энергии, руб.
b = 16,3коп = 0,163 руб.
Сэ = 1774,785*191+0,163*806211 = 470396,32 руб.
Электровооруженность труда:
ЭВ = Wr/(N*t*n) = 806211/(652*6*1008) ≈ 0,205 кВтч/чел. ч., где:
N – списочный состав трудящихся,
t – продолжительность смены,
n – число смен в году.

9. ВЫБОР ОБЩЕШАХТНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

Подъемное оборудование
Исходные данные:
1. Глубина скипового ствола Нш = 1190м
2. Диаметр ствола вчерне Двч = 7,7м
3. Скорость проходки Спр = 55м/мес
4. Время работы подъема в сутки по выдаче породы t = 12час
5. Число рабочих дней в месяц t = 21дн
6. Максимальная скорость движения бадьи Vmax = 10м/с
7. Коэффициент неравномерности работы подъема K1 = 1,15÷1,50
8. Коэффициент неравномерности работы
погрузочных машин К2 = 1,15÷1,30
9. Коэффициент разрыхления пород Кр = 1,5÷2,2
10. Коэффициент заполнения бадьи К3 = 0,9÷0,95
11. Коэффициент пустот в барьере Кп = 0,5÷0,6

Выбор подъемного сосуда
В качестве подъемных сосудов в шахтном строительстве при про-ходке стволов применяются проходческие бадьи. Для получения макси-мального производительности проходческой подъемной установки необ-ходимо определить такую вместимость бадьи, которая бы обеспечивала заданную скорость проходки ствола при соблюдении требований ПБ.
Определим часовую производительность проходческой подъемной установки:
Qчас = (Cпр*Sвч*К1*Кр)/(t*n);
Qчас = (55*46,54*1,2*2)/(12*21) = 24,38 м3/час
Исходя из полученной производительности определяется необходи-мая вместимость бадьи:
Vб = (QчасНш*α*К2)/(3600*Vmax*К3) =
= (24,38*1190,3,35*1,15)/(3600*10,0*0,95) = 3,27м3, где:
α – множитель скорости, величина которой определяют из кривых
α = f (Нш, Vmax), α = 3,35
Принимаем бадью БПС-4
Характеристика бадьи БПС-4
Вместимость 4м3
Диаметр корпуса 1600мм
Масса, кН 1280кН
Полезная 7400кН
Рамки и прицепного 1000кН
Концевая нагрузка
(рамка, прицепное устройство, груженая бадья) 9600кг

Выход проходческого копра
Под высотой копра понимают высоту от отметки устья ствола до оси направляющего шкива
Нк = hp+hб+hпер+Rшк, м, где:
hp – высота разгрузной бадьи (6-10м);
hб – полезная высота бадьи с поднятой дужкой с учетом высоты при-цепного устройства и направляющей рамки;
hпер – высота переподъема;
Rшк – радиус шкива, который может быть равен радиусу барабана ПМ.
Для выбора ПМ выбираем Rшк = 1÷3м, причем большее значение со-ответствует большей глубине и вместимости бадьи
Нк = 8+7,5+3+3 = 21,5м.
По найденному Нк и его диаметру Двч принимаем копер ВНИИОМ-ШСа – «Север-1»
Техническая характеристика «Север-1»
Глубина ствола 1200м
Диаметр ствола 8,0м
Высота копра 22м
Размеры подшкивной площадки 6х8м
Масса металлоконструкции копра 86т

Выбор подъема каната
Для проходческого подъема принимают стальные некрутящиеся круглопрядные канат, а также закрытой конструкции. Подъемные канаты рассчитывают на наибольшую статическую нагрузку в момент нахождения бадьи на конечной глубине.
Предельная концевая нагрузка бадьи БПС-4,0 составляет Qконц = 9600.
Длина отвеса каната, когда сосуд находится на конечной глубине бу-дет равна:
Но = Нш+Нк = 1190+22 = 1212м
Расчет массы 1м каната:

σ – временное сопротивление канату разрыву; σ = 200Н/мм2;
m = 7,5
γф – фиктивная плотность массы, Н/м3 принимается в зависимости от конструкции канатов.
Для круглопрядных канатов γ = 96800

Концевая нагрузка для бадьевого подъема в кН: 9600*9,81 = 94176 Н.
Принимаем канат ЛК – РО6х36(1+7+7/7+14)+1ОС
Диаметр канта 42мм
Фактическая масса каната, 1м
Р1мф = 6,75кг.
Суммарное взрывное усилие всех проволок в канате QΣр = 1365000Н Для маркировочной группы σк = 2000н/мм2.
Принятый канат проверяем на соответствие требованиям ПБ. Дей-ствительный запас прочности принятого каната составит:
mg = QΣр/(Qk+Р1мф*Н0) = 1365000/(94176+6,75*9,81*1212) = 7,825 > 75
Что соответствует ПБ.

Выбор подъемной машины
Для подъема принимаем барабанную одноканатную подъемную ма-шину. В соответствии с ПБ и ЕПБ, диаметр барабана проходческой ПМ должен выбираться из соотношения.
Дб ≥ 60dk
Дб ≥60*42 = 2520мм.
Расчетная ширина барабана ПМ:

Н – высота подъема, Н = 1212м
l3 – запас длины каната предназначенный для испытаний, l3 = 30÷40м.
Zтр – число витков трения, для барабанов с деревянной футеровкой,
Zтр = 3;
σ – зазор между витками, σ = 2÷3мм
nсл – число слоев навивки принимается в соответствии с ПБ и ЕПБ,
nсл ≤ 3;

Проверим барабан на статические нагрузки. Максимальное статиче-ское натяжение каната:
Тст max = (Qп+Qс+pHк)*g, кН
Тст max = (9600+6,75*1212)*9,81 = 1724431,61 Н
Максимальная разность статических натяжений канатов:
Fст max = (Qп+рНк)g, кН
Fст max = (7400+6075*1212)*9,81 = 152849,61 Н
Принимаем подъемную машину
Ц3,5х2,4.
Ее характеристика:
Диаметр барабана, м 3,5
Ширина барабана, м 2,4
Статистическое напряжение, 196кН
Максимальная разность статистического напряжения, кН 196кН
Максимальный диаметр каната 43,5мм
Высота подъема:
1го слоя навивки 485м
2го слоя навивки 1070м
3го слоя навивки 1570м
Скорость подъема 10м/с
Мощность двигателя 2х630 кВт

Расположение ПМ относительно ствола шахты
Подъемные машины должны быть расположены так, чтобы они не занимали площадей, предназначенных под строительство постоянных зда-ний и сооружений. Расчет геометрической схемы подъема сводится к опре-делению длины струны каната, угла наклона струны канта к горизонту и углов девиации.
Длина струны каната zстр представляется собой часть подъемного каната, находящуюся между направляющим шкивом и органа навивки по вщирной линии:

где:
Со = 0,6÷0,8м – превышение оси барабана ПМ над нулевой отмет-кой;
Е – удаление ПМ от ствола шахты
Еmin = 0,6Нк+Дб+3,5
Еmin = 0,6*22+3,5+3,5 = 20,2м

Угол наклона струны к горизонту можно определить по формуле:
φ = arctg[(Нк-Со)/(Е-Rшк)], град;
φ = arctg[(22-0,8)/(20,2-2,5)] = arctg 1,2
φ = 390
Углом девиации называется угол отклонения, образованный край-ними положением струны каната на барабане с плоскостью направляюще-го шкива, перпендикулярной оси барабана.
Различают внутренний αв и наружный αн углы девиации, которые для одноконцевого подъема могут быть определены

αв = αн = 1030’
Схема расположения подъемной машины относительно ствола шах-ты представлена на рисунке.

Выбор электродвигателя ПМ
Для привода проходческих подъемных установок в основном при-меняются асинхронные электродвигатели с фазовым ротором. Мощность двигателя для однобадьевой ПУ определяется:

где:
к – грузовой коэффициент дл проходческого подъема к = 1,1;
ηред = 0,85÷0,92 – КПД редуктора;
Кд = 0,9÷1,1 – коэффициент динамического режима.

Необходимая скорость вращения двигателя:

где: i – передаточное отношение редуктора, принимается из характе-ристики ПМ

По расчетной мощности N и скорости вращения nдв выбираем асин-хронный двигатель с фазовым ротором АКН-2-16-57-8УЧ
N = 1250кВт;
nдв = 740об/мин;
η = 95,2%;
cos * = 0,88;
m = 7,45*103кг.

Технико-экономический показатель проходческой подъемной
установки
К технико-экономическим показателям проходческой ПУ относятся расход электричества энергии и КПД ПУ. Они определяются на конец проходки ствола, так как по мере проходки ствола они меняются во вре-мени.
Полезный расход электроэнергии на один подъем:
Wн = (Qгр*Н)/(102*3600), кВтч;
Wн = (7400*1212)/(102*3600) = 24,4 кВтч.
Фактический расход электроэнергии на один подъем для однобадь-веой ПУ:

где:
ηдв – КПД двигателя,
Т – время цикла подъема, с
Т = 2t+θ, с;
где: θ – пауза на маневровые операции;
θ = 70÷90с;
t – чистое время подъема.
t = tн+ tв+ tп
В начале подъема tн = 25*0,5 = 12,5с;
В конце подъема tв = 32*0,8 = 25,6с;
Разгрузка бадьи tр = 12,035 = 4,2с;
t = 12,5+25,6+4,2+(1212-57)/10 = 157,8с.
Т = 2*157,8+90 = 405,6с.

Определение КПД проходческой подъемной установки, для заданной глубины ствола:
η = (Wп/Wф)*100, % η = (24,4/135)*100 = 18%
Водоотлив
Ожидаемый приток воды при проходке скипового ствола шахты «Красная шапочка» не более 8м3/час. При нагрузке породы подъем воды будет производится в бадьях вместе с породой. Подача воды в бадьи будет производиться переносными забойными насосами Н-1м.
Техническая характеристика насоса Н-1м:
Подача, м3/час 25
Давление водяного столба, мПа 0,4
Расход воздуха, м3/мин 6
Масса насоса, кг 30
Производительность водоотлива в бадьях:
Qбв = (3600*Vб*Кб*Кп)/(К1*Т), м3/час, где:
Vб = вместимость бадьи, Vб = 4,0м3;
Кб – коэффициент заполнения бадьи, Кб = 0,95;
К1 – коэффициент неравномерности работы карьера, К1 = 1,2;
Кп = 0,6 – коэффициент заполнения пустот водой в загруженной по-родой бадье;
Т – продолжительность цикла подъема, Т = 405,6с, при использова-нии 2х ПМ, Т = 202,8с;
Qбв = (3600*4*0,95*0,6)/(1,2*2,2,8) = 33,7 м3/ч.
Бадьевый водоотлив удовлетворяет данным условиям. На случай внезапного прорыва воды в ствол предусматривается резервный подвес-ной проходческий наос ВП-3с, который подвешивается под проходческим полком.
Техническая характеристика ВП-3с
Производительность, м3/час 50
Давление водяного столба, мПа 3,6
Число рабочих колес, шт. 6
Ожидаемый приток в шахту в период строительства горизонтов. Во-допритоки при сооружении базового горизонта – 860м составит до 750м3/час. Откачка воды будет производится на горизонте 500м, где рас-положена перекачная станция.

Выбор насоса
Выбор насоса производится по минимальной производительности водоотливной установки
Qmin = 24Qн/Тв, м3/час, где:
Qн – нормальный приток воды в шахту, м3/час;
Тв – время работы водоотливной установки в сутки, час
Qmin = (24*750)/900м3/час.
Манометрический напор насоса:
Нм = Нг/ηтр, м, где:
Нг = 360м – геодезическая высота подачи воды насосом;
ηтр – Кпд шахтного трубопровода, ηтр = 0,9
Нм = 360/0,3 = 400м.
принимаем 4 насоса ЦНС-500х400 (2а рабочих, 1 резервный, 1в ре-монте).
Техническая характеристика ЦНС-500х400
Подача, м3/ч 500
Напор водяного столба, МПа 4
Число колес, шт. 5
Электродвигатель «Украина 630L-ЧУ5»
Напряжение, В 6000
Мощность, кВт 1000
Частота вращения, с-1 25

Расчет емкости водосборника
Согласно ЕПБ ля строящихся и реконструируемых шахт и новых горизонтов, емкость водосборников главного водоотлива должна быть рассчитана не менее, чем не 4х часовой нормальный приток.
Для шахты «Красная шапочка» при нормальном притоке воды Qн = 750 м3/час. Емкость водосборника составит:
Vв = 4*Qн = 4*750 = 3000м3.

Снабжение сжатым воздухом
Требуемая производительность компрессорной станции определяет-ся по формуле:
Vкс = Σaр*Kн*bп*Vп+Vут*L, где:
ар – коэффициент одновременности работы потребителей сжатого воздуха, ар = 1;
Кн – коэффициент износа потребителей;
Vп – нормальный расход воздуха потребителем;
Vут – допустимая утечка воздуха на один километр воздухопровода.
Условия расчета:
В стволе работает бурильная установка БУКС-1М, погрузочная ма-шина КС-1МА, забойный пневматический насос Н-1М.
Vкс =

Расход сжатого воздуха на утечки из трубопровода определяется:
Vксу = (V*L)/Vкс*100, %
Vксу = (5*1,2)/209,5*100 = 2,8%

По правилам допускается до 20% утечки сжатого воздуха. Рабочее давление компрессорной станции определяется:
Ркг = Р+0,3L+0,3 = 5+0,3*1,2+0,3 = 5,66 МПа, где:
Р – рабочее давление компрессорной станции потребитель сжатого воздуха МПа. Для подачи сжатого воздуха в забой принимаем компрессор 4ВМ10 – 120/9 три штуки. (2а рабочих + резервный)

Техническая характеристика
Производительность, м3/мин 124,5
Мощность компрессора, кВт 666
Масса без двигателя 12900
Электродвигатель СОК2-16-44-10КУХЛ4
Частота вращения, об/мин 600
Мощность, кВт 800
Напряжение, В 6000
Масса, кг 3770

Диметр трубопровода определяется:

где: L – длина трубопровода, L =1200м;
V – объемный расход воздуха при нормальных условиях;
ΔРд – потери давления на определенном участке, ΔР = 0,15МПа

Сжатый воздух подается в забой по трубам диаметром 350мм. Со-единение труб, фланцевое, трубопровод заканчивается распределительным устройством, от которого к машинам проложены резиновые рукава.

11. ОХРАНА ТРУДА

Все горнопроходческие работы при строительстве шахты должны выполняться в полном соответствии с «Едиными правилами безопасно-сти».
Обслуживание механизмов выполняется рабочими, прошедшими обучение и имеющие соответствующее удостоверение.
До начала работ они должны получить инструктаж по технике без-опасности, а также на предприятии должно быть в наличии:
1. Санитарно-бытовые шахты с помещением для нужд трудящихся, занятых на подземельных работах и пользующихся основным помещением для хранения чистой одежды и спецодежды;
2. Пыле-вентиляторная лаборатория для контроля состояния шахт-ного воздуха;
3. Освещение всех действующих выработок и очистных забоев ста-ционарными и передвижными электрическими светильниками.
4. Снабжение всех подземных рабочих индивидуальными источни-ками свето-переносными головными аккумуляторами.
5. Снабжение доброкачественной водой в бочках устраиваемых в местах скопления рабочих.
6. Подогрев подаваемого в холодное время года в подземные выра-ботки воздуха до +40 С.

Охрана труда, техника безопасности и противопожарные
мероприятия
Охрана труда разработана в соответствии с инструкцией ВСН-08*83 «О составе и порядке разработки мероприятий по охране труда в проек-тах цветной металлургии» утвержденной Минцветметом в июне 1983г.
руда по скиповому стволу транспортируется скипами с перегрузкой в копре на ленточные конверты и подачи ее на шахтный склад руды. Там руда грузится в думпкары экскаватором СЭ-3 и подается на центральный шахтовый склад руды.
На складе руда выгружается с эстакады высотой 6,0м, шихтуется и перемораживается посредством перелопачивания экскаваторами типа ЭКТ-4,6, а затем грузится в полувагоны МПС или думпкары ВС-60 (соб-ственность БАЗа) и отправляется потребителям.
Порода в скиповом стволе из скипов выгружается в бункер; из бун-кера посредством питателя грузится в автосамосвалы марки Белаз -540 и транспортируется в отвал. Руда и порода поступают во влажном состоя-нии, потому орошения водой узлов перегрузки не предусматривается.
Пылящие материалы закладной установки при транспортировки по галереи (галерея герметизируется) орошаются водой, также предусматри-вается гидроуборка полов помещения. Габариты приближения помещений приняты в соответствии с требованиями ГОСТ 9238-83.
Для предотвращения падения транспортного оборудования на авто-мобильном отвале шахтных руд пород, по бровке отвала должен отсы-паться предохранительный вал высотой не менее 0,7м и шириной 1,5м. Автосамосвал должен выгружаться до призмы обрушения. Отвал должен иметь угол не менее 30, направленный от бровки откоса в глубину отвала.
На отвале организуется систематический контроль за устойчивостью отвала. Площадки, места работы погрузочных механизмов, рабочие пло-щадки отвалов, места основного прохода людей и проезда транспорта имеют стационарное электрическое освещение.
Для уборки территории, дорог тротуаров предусмотрена специаль-ная техника. В местах пресечения автодорог с железнодорожными путями, в одном уровне устраиваются переезды, которые ограждаются знаками, согласно правилам движения.
Проезжая част автодорог в зимнее время очищается от пыли грязи. Движение на автодорогах регулируется стандартными знаками правил дорожного движения.
Продольные уклоны железнодорожных путей не превышают руко-водящего уклона существующих путей СУБРа -170 , что обеспечивает без-опасное движение поездов. Продольные и поперечные уклоны автодорог приняты согласно действующего СНиП 2.05.07-85.
В целях пожарной безопасности и борьбы с пожарами в проекте предусмотрены противопожарные разрывы между зданиями согласно СНиП II-89-80 «Генеральные планы промышленных предприятий», с уче-том степени огнестойкости и категории производства.
К зданиям предусмотрены подъезды пожарных машин. Шахту об-служивает пожарное депо, расположенное в городе Североуральске. Кро-ме того, на площадках запроектированы закольцованные водоводы, по-жарные станции пожаротушения с резервуарами запаса воды.

Мероприятия по охране труда
1. Строительство санитарно-бытовых комбинатов шахт с помещени-ем для нужд трудящихся, занятых на подземных работах и пользующихся помещениями для хранения одежды и спецодежды, сушки и обеспылива-ния спецодежды, прачечной, умывальников, душевых, санузлов;
2. Лаборатории для контроля за состоянием шахтового воздуха;
3. Освещение всех действующих выработок и очистных забоев ста-ционарными и переносными электросветильниками;
4. Снабжение всех рабочих индивидуальными источниками света;
5. Снабжение всех рабочих индивидуальными пакетами;
6. Снабжение кипяченой водой в бочках, установленных в местах скопления рабочих;
7. Устройство подземных уборных на каждом горизонте;
8. Подогрев подаваемого воздуха в холодное время года до +20С.

Мероприятия по предотвращению производственного травматизма
1. Предусматриваются специальные инженерно-технические меро-приятия для предохранения бурильщиков от вибрации;
2. Для предотвращения травматизма взрывников предусмотрено применение счетчиков числа взорванных зарядов;
3. Применения на всех работах, где это необходимо, предохрани-тельных поясов, защитных очков, рукавиц и резиновых перчаток;
4. Снабжение рабочих и ИТР самоспасателями и там, где это необ-ходимо, противопыльными респираторами. Рабочие должны снабжаться исправными инструментам и доброкачественной одеждой и обувью;
5. Устройство аварийной производственной и транспортной сигна-лизации;
6. Телефонная, диспетчерская связь всех подземных объектов с внешней связью;
7. Тщательное заземление всех электромеханизмов, установленных под землей;
8. Автоматизация вентиляторных установок и реверсирования вен-тиляторной установки.
Администрация предприятия должна строго выполнять весь ком-плекс профилактических мероприятий, требуемых ЕПБ, и в первую оче-редь, проводить инструктаж всех трудящихся шахты по технике безопас-ности.
В плане ликвидации и предупреждения аварий предусматривается:
1. Мероприятия по спасению людей, застигнутых аварией в шахте;
2. Мероприятия по ликвидации аварий в начальной стадии, а также действия ИТР и рабочих при возникновении аварии;
3. Действия ВГСЧ в начальной стадии аварий;
4. Вентиляционный режим и использование его при аварии;
5. Способы быстрого оповещения всех руководителей.
План ликвидации аварий разрабатывается.

Борьба с вибрацией
В целях снижения вредного воздействия вибрации при работе с руч-ными перфораторами необходимо соблюдать условия:
1. Каждый перфоратор должен иметь технический паспорт, в кото-ром отмечается дата изготовления, данные о параметрах вибрации, сроки проведения профилактического ремонта.
2. Тип используемой пневмоподдержки или автоподатчика должны соответствовать типу перфоратора и обеспечивать оптимальное осевой усилие.
Работа без виброгасящих устройств запрещена. За эффективной ра-ботой виброгасящих устройств должен быть организован специальный надзор.
3. При бурении колонковыми перфораторами не допускается нахож-дение рабочих на вибрирующей поверхности оборудования
4. Рукоятка вибрирующих инструментов должна облицовываться виброгасящими материалами;
5. Организационные и лечебно-профилактические мероприятия;
а) поступающие на работу, связанную с воздействием вибрации, должны пройти обязательный медосмотр;
б) режим труда должен обеспечить длительность контакта рабо-чего с вибрирующими поверхностями на более ⅔ продолжительности ра-бочего дня;
в) имеющие контакт с вибрационными поверхностями находятся под диспансерным наблюдением для своевременного выявления вибробо-лезни;
г) работающие с вибрационным оборудованием обеспечиваются профилактическими леченем

Борьба с шумом
Практически все технологические процессы горных предприятий — источники шума. По своей природе шумы разделяют на механические, аэродинамические и магнитные.
Для снижения механического шума применяют детали из нешумев-ших материалов. При невозможности снижения шума в самих источниках его образования они заключаются в звукопоглощающие кожухи. Для за-щиты о воздействия высокочастотного шума применяют экраны из фане-ры, листового металла, стекла и пластмасс.
Снижение аэродинамического шума осуществляется при помощи присоединенных или встроенных глушителей, которые делятся на актив-ные, реактивные и комбинированные. В активных глушителях звуковая энегрия поглощается звукопоглощающим материалом, которым облицо-ваны каналы. Простейшим видом активного глушителя являются камер-ные и резонаторные глушители.
Для рабочих предусмотрены средства индивидуальной защиты: ан-тифоны, беруши, шумозащитные наушники и шлемы.

Борьба с рудничной пылью
Основным источником пыли в подземельных условиях являются сле-дующие производственные операции:
1. Бурение шпуров;
2. Взрывные работы;
3. Погрузочно-разгрузочные операции;
4. Транспортные операции.
На шахте предусмотрены следующие виды инженерных мероприя-тий по борьбе с пылью:
а) Мероприятия по борьбе с пылью общего характера:
Искусственная вентиляция шахты, помимо общего санитарно-технического назначения, используется как основное мероприятие в общей схеме противопылевой борьбы. Для проветривания тупиковых забоев предусматривается вентиляторы местного проветривания с дистанцион-ным управлением;
б) Борьба с пылью:
Противопылевой службой предусмотрены следующие требования:
• бурение шпуров должно вестись с промывкой;
• бурение рекомендуется вести при максимально допустимом давлении сжатого воздуха, что заметно снижает пылеобразо-вание
• в забой, где трудно достичь эффективной вентиляции и подве-сти воду, бурение должно осуществляться с применением пы-леулавливателей;
в) Борьба с пылью при погрузке, разгрузке и транспортировке по-роды
При работе погрузочных машин при проходке черных выработок преду-сматривается орошения. Для снижения выноса пыли при движении, транс-порта, людей и воздуха рекомендуется периодически орошать водой стен-ки и кровлю выработки. Кроме того, на стенки главных водопадающих выработок предусмотрены водяные завесы.

Пожаробезопасность. Общие требования
На всех шахтах, находящихся в эксплуатации, строительстве и ре-конструкции должны быть выполнены противопожарные мероприятия, предотвращающие возникновение пожаров в горных выработках, а также позволяющие быстро ликвидировать или локализовать их.
Копры и надшахтные здания при стволах, штольнях, а также шур-фах, подающих свежий воздух, должны сооружаться из несгораемого ма-териала. Устья должны иметь металлические ляды, а устья штолен – ме-таллические двери. Эти устройство должны легко и плотно закрывать се-чения выработок и содержаться в исправном состоянии.
В проектах противопожарной защиты шахт должно предусматри-ваться использование для целей пожаротушения всех действующих водо-отливных магистралей, водопроводов, оросительных систем. Во всех про-тивопожарных трубопроводах давление воды в пожарных кранов должно быть не менее 4или не более 10атмосфер. Средства пожаротушения – огне-тушитель, песок и другое, должны быть расположены не далее 3м от входа в камеру.
Шланги и пожарные рукава с пожарными стволами должны разме-щаться в специальных опломбированных ящиках непосредственно над от-водами возле камер.
Всё оборудование и средства противопожарной защиты шахты, их местонахождения и порядок использования указываются в планах ликви-дации аварий.
Каждая шахта должна иметь на противопожарном складе на поверх-ности запас огнетушителей в размере 10% от числа имеющихся в выработ-ках и по три заряда на каждый находящийся в выработке огнетушитель.
Все устройства и средства противопожарной защиты в шахте должен ежемесячно проверять начальник пылевентиляционной службы в присут-ствии представителя ВГСЧ.

Мероприятия по борьбе с горными ударами
Основные принципы:
1. Выбор оптимального порядка отработки шахтного поля;
2. Необходимо обеспечить минимальную изрезанность массива
3. Учет геохимической структуры шахтального поля (геологические нарушения, складки и т.д.)

12. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

Предохранительные устройства
Для обеспечения ритмичной работы горных предприятий (шахт, рудников) необходимо своевременное вскрытие нижележащих горизонтов. Эти работы сопряжены с углубкой вертикальных стволов, которая в большинстве случаев осуществляется без прекращения работ эксплуатаци-онных подъемов. ПО сравнению с проходкой стволов углубка имеет ряд специфических особенностей, которые осложняют производство работ: углубка ствола производится на эксплуатационной шахте, что обуславли-вает необходимость подчинения углубочных работ режиму работ дей-ствующему на шахте; малая протяженность шага углубки; ограниченные возможности размещения проходческого оборудования усложняют при-менение высокопроизводительного горнопроходческого оборудования; осложняются условия транспортирования выдаваемой из забоя породы, вентиляции, водоотлива, спуска бетонной смеси, спуска и подъема людей, материалов и оборудования.
При углубке стволов необходимо сооружать, а после углубки лик-видировать предохранительные устройства, характеризующиеся нетехно-логичностью, материалоемкостью и значительными затратами. Для мон-тажа проходческого оборудования необходимо проводить временные вы-работки, по объему иногда превышающие объем углубленных стволов. Темпы углубки и производительность труда в 2-3 раза ниже аналогичных работ при проходке ствола. Продолжительность работ составляет 30-50% общего времени подготовки горизонта.
Согласно Правилам безопасности, при совмещении работ по углубке вертикальных стволов шахт с работой эксплуатационных подъемов для защиты рабочих в углубляемой части ствола от падения подъемных сосу-дов, их содержимого, оборудования, требуется сооружение предохрани-тельных устройств, представляющих собой специальные инженерные со-оружения.
Применение того или иного вида ПУ определяется крепостью пород, схемой углубки, массой подъемного сосуда, первоначальной глубиной ствола.
В настоящее время средняя глубина подземной обработки место-рождений достигала 810-900м.
При таких глубинах углубки стволов шахт осуществляется с рабо-чих или углубочных горизонтов.
В отечественно практике углубки стволов преобладают породные предохранительные целики (ППЦ), отличающиеся минимальными затра-тами, как на их сооружение, так и на ликвидацию. В нашем случае берется цельный породный целик.

Расчет ППЦ
Исходные данные те же:
Lц = 7,7м – для всего сечения ствола, Lпр = 0,33, Lц = 2,54;
lп = 6,9м;
T0 = 5000кН*м
Опрделение массы породного целика
P1 = Sц*hц*γп = πR2*Hц*γп = 3,14*3,852*8*2,75 = 1023,94т
Определение КПД удара

τр = 0,167*Rдин*(hч*ln)-1
τр = (0,167*36,87*10-4)/(8*6,9)
1,1 МПа < 2,42 МПа
При одинаковых горно-геологических условиях и размерах, глухой породный целик имеет на 30% больше запас прочности.
Породные целики представляют собой массив породы, который пе-рекрывает сечение ствола. Верхняя часть целика покрывается бетоном и обычно служит водосборником. Нижняя часть целика бывает плоская или сферическая. При плоской нижней грани устраивают сплошной настил из двутавровых балок. Пространство между двутавровыми балками и цели-ком заполняется накатником из бревен. Настил исключает падение в за-бой углубляемого ствола отслоившихся кусков породы и усиливает грузо-несущую способность целика.
При сферической форме нижней грани в виде полого параболоида горизонтальные напряжения в целике снижаются до минимума, а осевые имеют нулевые значения. При такой форме нижняя грань может быть за-креплена анкерами с металлической сеткой и набрызгбетоном.
В породных целиках с бадьевым проемом, место расположения ба-дьевого проема зависит от расположения в сечении ствола отделения углубочного подъема. Бадьевой проем крепят железобетоном дерево, ред-ко — анкерами. Крепь бадьевого проема должна быть выше уровня воды, собирающейся над породным целиком.
В случаях, если породный целик перекрывает половину или близкую к ней часть сечения ствола по обнаженной вертикальной стороне целика и над целиком устраивается вертикальная стена из двутавровых балок, уло-женных через 0,5-0,37м, которая обшивается с внутренней стороны листо-вой сталью толщиной 8-10мм. Породные целики проводят в крепких (f>5÷6), монолитных не склонных к внезапным выбросам и размоканию породах. Основные достоинства породных целиков по сравнению с предо-хранительными искусственными полками – меньше затраты ( на строи-тельство и ликвидацию) времени, средств, труда и материала (металличе-ские балки, лес); недостаток – ограниченная по крепости пород область применения.
Достоинства сооружения породного целика через бадьевой проем упрощает подъем породы и спуск материалов, исключается проходка вспомогательных горных выработок. Главный недостаток этого способа – сооружение предохранительного целика лежит на критическом пути обще-го комплекса работ, что удлиняет время углубки ствола.
Главное достоинство предохранительного породного целика – рабо-ты по строительству – породного целика производят параллельно и не за-висимо от оснащения углубляемого подъема, что сокращает время подго-товительных к углубке ствола работ в 1,5-2,0 раза. Недостаток – необхо-димо проходить вспомогательные выработки, осложняется подъем породы и спуск материалов.

Ликвидация ПЦ
Настоящим проектом производства работ предусматривается ликви-дация породного целика во вспомогательном стволе 15 Бис. Породный це-лик расположен в стволе между отметками -740метра и до отметки – 750.600м, то есть общая величина целика равна 10,6м.
Ниже породного целика ствол углублен до -860м, заармирован и в нем навешаны проводники. Выше целика ствол забетонирован, в нем вы-полнена армировка и сделано ходовое отделение. Зумфовая часть ствола очищена от ила и породы.
Спуск и подъем материалов ниже целика предусмотрен с помощью лебедки ЛППГ-1,5, установленной на подшкивной площадке – ниже 710 отм. Подъемного оборудования для выдачи породы не предусматривает-ся, а породу намечено перепускать по трубе ø1 метр в камеру разгрузки и выдавать ее скипам по строительному уклону.

Организация труда
Работы по ликвидации породного целика разделены на:
1) Работы по проходке восстающего с -751,2м;
2) Работы по расширению восстающего до проектных раз-меров сечения ствола с возведением постоянной бетонной крепи.

На время проходки восстающего работы организуются из расчета выполнения двух циклов в сутки.

Подготовительные работы
В стволе следует выполнить:
• Ограждающую стенку из шпального бруса толщиной 140мм на подшкивной площадке;
• Смонтировать трубу диаметром 1м от подшкивной площадки до камеры разгрузки. Трубу необходимо смонтировать для пропуска по-роды от проходки восстающего;
• Установить лебедку ЛЛЛГ-1,5 на подшкивной площадке для подачи материалов при проходке восстающего;
• Нарастить течку для пропуска породы на 860гор;
• Сдемонтировать 5 балок n30 перекрытия ствола под породным целиком для засечки восстающего.
Монтаж трубы для перепуска породы, демонтаж балок перекрытия ведутся с временных полков.

Технология работ
Предусматриваются основные положения:
1. Проходка восстающего сечением 5м2 (2500 ммх2000м) снизу-вверх с отметки -756,6 до -740м с общей длиной 10,6м. Сбойку с зумпо-ром ствола следует выполнять в соответствии с п.208 «Единых правил безопасности при взрывных работах»;
2. После сбойки восстающего сверху — вниз проходятся ствол на участке породного цикла с одновременным возведением бетонной крепи ствола.
параллельно с проходкой допускает установка элементов армировки с устройством ходового отделения.

Проходка восстающего
Проходка восстающего начинается с засечки его на высоту 4-6 мет-ров с перекрытия подшкивной площадки на отметке -756,6м. Затем в вос-стающем делается ходовое отделение.
В период засечки проходческие работы ведутся с временных полков устраиваемых на трех парах фигурных скоб через каждый метр проходки по всему сечению восстающего. Полки проходят снизу вверх после каж-дого взрывания забоя и разбираются в обратном порядке перед взрывом.
В проходческий цикл входят следующие работы: проветривание, осмор и очистка от породы ходового отделения, ремонт лестниц и бшивки, приведение забоя в безопасное состояние, устройство и разборка отбойно-го предохранительного и рабочего полков, устройство ходового отделе-ния, бурение, заряжание и взрывание шпуров.
Подъем людей в забой разрешается только после полного проветри-вания его. На распорках №1 и 2 первого яруса делается временный настил, с которого разбирается отбойный полок и убирается распорка №4.
Элементы полка складируются на верхней переходной площадке. На распорках №4 и 5 второго яруса делается второй такой же полок ,с кото-рого устанавливаются распорки №6, 7, 8 третьего яруса, делается предо-хранительный полок, отшивается породное отделение и наращивается лестница. Затем возводится рабочий полок.
Лесоматериал и фигурные скобы подаются на место работы вручную на веревках. Шпура для установки всех распорок(6, 7, 8, 9, 10, 11) третье-го, четвертого ярусов бурятся в процессе выполнения предыдущего цик-ла. Полки устанавливаются из досок толщиной 50мм и прибиваются к рас-поркам гвоздями.
При устройстве полков проходчики должны работать в закреплен-ных предохранительных поясах. После повторной оборки забоя и подъема перфораторов забой обуривается, а по окончанию бурения перфораторы, инструменты и шланги убираются на верхнюю переходную площадку, за-бой заряжается. Затем разбирается рабочие и предохранительные полки, укладывается распорка №4, делается отбойный полок и выполняется взрывание шпуров.
Отбойный полок предназначен для направления отбитой породы в породное отделение и для защиты ходового отделения, труб, кабеля и ин-струментов, находящихся на его полках. Полок делается из шпального бруса длиной 2,0-2,2 литра. Один конец бруса упирается в породную стенку восстающую, а 2й подшивается к дополнительным распорке.

Проходка ствола
Ликвидацию породного целика предусматривается выполнить за 7 отпалок. Подвигание забоя за каждый цикл – 1,5метра. После сбойки обе-их частей ствола люди передвигаются в забой с гор -740м или с гор-860м по имеющемуся в стволе ходовому отделению. Работы по бурению шпу-ров следует выполнять в испытанных и маркированных поясах. Во время бурения шпуров и крепления восстающей должен быть перекрыт либо ар-матурной сеткой из арматуры №32П с ячейкой 250х250мм, либо шпаль-ным брусом. В обоих случаях величина перепуска должна быть не менее 0,4-0,5м за все стороны восстающего. Паспорт БВР должен быть составлен так, чтобы в забое можно было заниматься только зачисткой почвы его.
Всю породу предусматривается перепускать в восстающей вручную или с использованием пневмомонитора переносного или ручного типа. При работе пневмомониторов необходимо соблюдать меры предосторож-ности по защите лица и рук от поражения породной мелочью и пылью.

Основные операции при ведении работ
I. Буровзрывные работы.
Проходка восстающего и ствола ведется с помощью буровзрывных работ шпуровым методом. При бурении шпуров по забою ствола исполь-зуется перфораторы типа ПР. При бурении шпуров по забою восстающего применяются перфораторы типа Т.П. Количество, глубина, направления шпуров должно соответствовать паспорту БВР.
ПО окончанию бурения по забою ствола перфораторы подняты на ходовое отделение ствола выше породного целика.
В качестве ВВ применяются аммиачно-селитренные ВВ.
II. Уборка породы.
При проходке восстающего порода собственным весом перепускает-ся по породному отделению восстающего и далее по металлической трубе ø1000м в камеру разгрузки. Из камеры разгрузки порода выдается на вышележащий горизонт скипом по строительному уклону. Из забоя ствола в породное отделение восстающего порода убирается вручную.
III. Постоянная крепь.
Крепление ствола выполняется монолитным бетоном. Проектом предусматривается отставание бетонной крепи от забоя не мене чем на 2 (до отбитой разрыхленной породы) метра.
Для возведения крепи предусмотрена деревометаллическая опалуб-ка. Кольца опалубки диаметром 6420мм металлические собранные из от-дельных сегментов из швеллера №18, обшивка опалубки доски 40мм. Ли-цевые соприкасающиеся с бетоном доски должны иметь одинаковую тол-щину. Опалубку изготовлять сплошной, чтоб не было утечки цементного молока. Ниже кольцо следует присыпать породой. Центрирование кольца осуществляется от центрального отвеса, имеющегося в стволе. Бетон за опалубку подается по бетонопроводу ø168мм заканчивающемся горшко-выми трубами.

IV. Вентиляция.
Проветривание забоя, восстающего и ствола осуществляется венти-ляторами осевыми типа СВМ. при проходке восстающего, для проветри-вания забоя предусмотрено из зумпфа ствола на отметке -756, 400м про-бурить три скважины, так чтобы они были расположены в площади сече-ния восстающего.
Свежий воздух подается по стволу 15БИС. Отработанная струя под-хватывается вентилятором СВМ и по прорезиненным рукавам ø 600мм сбрасывается в вентиляционный восстающий с исходящей струей.
V. Электроснабжение.
На время ликвидации породного целика между -756,6 до -740м во вспомогательном стволе электроснабжение сварочного аппарата, освеще-ние полков выполняется через федерный автомат АФВ-IА, установленный у вспомогательного ствола. ОТ АФВ-IА к электрооборудованию прокла-дывается гибкий кабель КРПСН-3*25+1*10. Освещение полков выполняет-ся светильникам напряжением 36В, от осветительного аппарата АБК 2,5; 380/36В.
VI. Связи и сигнализация.
Связь и сигнализация в двух местах:
1 – между горизонтом -860м и машинистом лебедки ЛППГ-1,5 на подшкивной площадке углубленного подъема, отметка 756,400м
2 – связь межу забоем ствола при ликвидации породного целика, начиная с 751м и машинистом лебедки ЛППГ-1,5; установленной у гори-зонта -740м.
Предусматривается светозвуковая сигнализация.
VII. Снабжении сжатым воздухом и водой.
Сжатый воздух на время проходки восстающего и ствола подается с горизонта по трубопроводу ø133(108)мм, проложенному по хоровому от-делению восстающего. Так же прокладывается водопровод ø108(57)м
Допускается подача воздуха и воды с -740м. Трубы прокладываются также в ходовом отделении с г-740 до забоя ствола.
Охрана труда и техника безопасности
1. До начала работ все рабочие и ИТР обязаны изучить проект про-изводства работ;
2. В составе бригады: проходчик, занятые спуском-подъемом мате-риалов, должны иметь права стропальщика;
3. Ежемесячно горный мастер знакомит членов звена под роспись в «Книге наряд-допуск» с объемом, порядком выполненных работ;
4. Пред началом работы горный мастер проверяет рабочие места, оборудование, лестницы ходового отделения. Полки переходные очищены от породы.
5. Работы по уборке породы из забоя ствола в восстающий разреша-ется выполнять только после перекрытия восстающего арматурной сеткой. Это же требование относится к перекрытию трубы на подшкивной пло-щадке до начала работ в восстающем.
6. Спуск и подъем людей в ствол для обслуживания водоотлива раз-решается после осмотра механиком проходки, состояния подшкивной площадки, шкивов, канатов, прицепы устройства, состояние всех перекры-тий. Результаты записывают в журналы.

Паспорт буровзрывных работ на проходку восстающего
• Диаметр шпуров 42мм;
• Количество шпуров на цикл – 24шт;
• Количество шпуров на 1м3 в массиве – 5шт;
• Количество шпурометров на цикл – 38,6 п.м.;
• Количество шпурометров н 1м3 породы – 7,6 п.м;
• КИШ = 0,8;
• Продвигание забоя за 1 цикл – 1,2п.м.;
• Выход горной массы – 4,8м3;
• В разрыхленном состоянии – 9,6м3;
• Тип ВВ – детонит;
• Расход ВВ за цикл – 24кг, на 1м3 – 5кг;
• Тип детонаторов №8М;
• Расход детонаторов за цикл – 24шт;
• Расход детонаторов на 1м3 – 5кг;
• Количество ОШ на 1м3 пор – 16,7 п.м.;
• На цикл – 81п.м.
• Источник тока КПМ-1А.

Паспорт БВР на проходку ствола
Расчет параметров
Исходные данные: Sв пр = 37,8м2;
Крепость пород – 12,7.
Тип применяемого ВВ – аммонал;
Диаметр патронов ВВ – 32мм;
Работоспособность Р = 430см;
Количество шпуров в забое:
N = 12,7*(УП/КЖД2) = 92 шт., где:
У – удельный расход ВВ, У1 = 0,1*Ф = 0,1*12,7 = 1,27;
к – коэффициент заполнения шпуров к = 0,7
ж – плотность ВВ, ж = 1г/см3;
У=У1*Кс*Кз*л, где:
У1 – коэффициент взрываемости породы.
Кс = 1,4 – коэффициент структуры породы;
К3 – коэффициент зажима,

Способности ВВ определяются: Л = 380/р = 380/430 = 0,88
N = (12,7*3,18*37,85)/(0,7*1*10,24) = 113

Принимаем 93 шпура.
Величина расхода ВВ на заходку определяется по формуле О = ПЛУ, кг;
О = 37,8*1,6*3,18 = 192кг. Принимаем 192кг.
Средняя величина заряда: Qср = O/N = 92/92 = 1,0
Заряды вспомогательных шпуров 1,0*58 шт = 58кг,
очистных 1,0кг*34шт = 34кг.
Способ взрывания – электрический.
Паспорт составлен на основании опытных взрывов.

Расчет электровзрывной сети
При проходке забоя ствола 15 БИС с отм.-756м схема соединения электродетонаторов и электровзрывной сети параллельно – последова-тельная, состоящая из 3х последовательно соединенных групп. В каждой группе ЭД соединяются параллельно, в 1й и 2й группе 30ЭдЮ в 3й – 32ЭД.
Кабель марки КГХЛ 3х10хГА длиной 400м Длина магистрального кабеля ВПСЛ-0,7 длиной 60м. Антенные провода принимаем из алюмини-евого провода диаметром 2мм, диаметр окружности антенны 6м и 4,5м. длина антенного провода соответственно будет lант = 3,14*9+3,14*4,5 = 33м вследствие изгибов проводов и неровностей длину антенных проводов принимаем 36м.
Источник тока – ВПС-2
Напряжение – 1000В
Сопротивление каждого ЭД-3Н принимаем – 3,40м

где: V = 1000м;
R – суммарное сопротивление проводников
R = β*(l/S)
Rк = (0,029/10)*2*400 = 232 Ом;
Rант = 0,29*(36/3,14) = 0,33 Ом.
γg – сопротивление ЭД = 3,4;
Rмаг = 0,103*(60/0,75) = 8,24;
R60нд = 0,026*(30/0,7) = 1,11 Ом;
Rк = 2,32+0,33+8,24+1,1 = 12 Ом.

13. ИСПОЛЬЗУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА

1. Справочник инженера шахтостроителя том 1, том 2. Москва «Недра» 1983г.
2. Методичка №32 кафедры шахтного строительства, 1990г.
3. Методичка №33 кафедры шахтного строительства, 1990г.
4. Методичка №37 кафедры шахтного строительства, 1990г.
5. Методичка №50 кафедры шахтного строительства, 1990г.
6. ЕПБ при разработке рудных, нерудных и рассыпных месторожде-ний подземным способом. Москва «Недра» 1977г.
7. Хаджиков Р.Н. «Горная механика» Москва «Недра» 1982г.
8. Картавый Н.Г. «Шахтыне стационарные установки» Москва «Недра» 1987г.
9. Дзюбаи В.С. Справочник энергетика Москва «Недра» 1983г.
10. ЕНиР Сборник Е36 горнопроходческие работы Москва «Недра» 1983г.
11. Смирняков В.В. «Технология строительства горных предприя-тий» Москва «Недра» 1989г.
12. СНиП Сборник №35 том 1, том 2. Горнопроходческие работы. Москва «Стройиздат» 1983г.
13. Федюкин В.А. Реконструкция горных предприятий. Москва «Недра» 1988г.

---

Страницы 1 2 3