Технология проведения горной выработки

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Форма и размеры поперечного сечения выработки

2. Расчет физико-механических свойств пород

3. Оценка напряженного состояния пород, расчет параметров устойчивости и выбор крепи

4. Расчёт горного давления

5. Расчет крепи

6. Выбор способа проходки и комплексной механизации работ

7. Технология проведения выработки

7.1 Составление паспорта буровзрывных работ

7.2 Определение производительности погрузочных средств

8. График организации работ

9. Техника безопасности при проведении выработки

Список использованной литературы

Введение

Значение горной промышленности в развитии народного хозяйства нашей республики трудно переоценить. Объектом производственной деятельности горных предприятий являются месторождения полезных ископаемых. Основной задачей разведчиков недр является открытие месторождений для горной промышленности, определение количества и качества полезного ископаемого изучение геологических условий его залегания.

Главными задачами в области горнопроходческих работ на ближайший период являются: завершение внедрения комплексной механизации, широкое применение способов приведения горных выработок при отсутствии или малом числе людей, резкое улучшение техника - экономических показателей (в первую очередь повышение скоростей проведение производительности труда и снижение стоимости работ).

Для претворения в жизнь главной задачи необходимо последовательно повышать уровень образования и квалификацию трудящихся, повысить оснащенность предприятий современными средствами.

Одним из путей технического перевооружения подземных рудников является широкое внедрение самоходного оборудования на проходческих работах: бурильные установки, погрузочные машины, скреперные установки и погрузчики, комплексы для проходки восстающих и аккумуляторные и троллейные электровозы.

Применение самоходного оборудования позволило повысить скорость проведения горных выработок в 2-2,5 раза (до 150 метров). Производительность труда проходчиков в 3-4 раза (до 15 куб.м \ чел смен.) в конструкциях современных машин используется новейшие достижения машиностроения, автоматики, электроники. Эти машины непрерывно совершенствуются, становятся все более мощными и сложными.

Развитие техники, совершенствование технологий проведение горных выработок и организации работ приводят коренным изменениям и характере труда. Основным его видом становится механизированный труд. До сорока процентов горных выработок проводится с использованием проходческих комбайнов, число которых достигает (2000) двух тысяч.

Самоходное оборудование при добыче руды и проведении горных выработок в отрасли освоили шестьдесят наиболее крупных рудников и пятнадцати специализированных шахтопроходческих трестов и управлений.

На сегодняшний день Корпорация Казахмыс является качественным новым предприятием, крупнейшим производителем меди в Казахстане, а по объему её производства она входит в число мировых лидеров. Был освоен новый вид продукций - золото в слитках более 5 тыс.кг., серебра в гранулах- 650 тонн в год.

Все говорят о том, что горная промышленность будет развиваться, будут открываться новые шахты, разрабатывается новые рудники и открываться еще более богатые месторождения.

1. Форма и размеры поперечного сечения выработки

В комплексе работ по строительству горных предприятий одним из наиболее сложных и ответственных в техническом отношении этапов строительства является сооружение вертикальных стволов шахт. Шахтный ствол является основным сооружением в общем комплексе подземных выработок и должен удовлетворят определенным требованиям, которые сводятся к следующему, крепь ствола не должна деформироваться под давлением окружающих ее пород, срок службы ствола должен быть рассчитан на весь срок ведения геологоразведочных работ. Ствол должен обладать наименьшим сопротивлением движению воздуха, необходимого для проведения подземных выработок. Основными формами поперечного сечения вертикальных стволов в настоящее время является круглая и прямоугольная. Наименьшее сопротивление имеют стволы круглой формы, закрепленные монолитной бетонной крепью. Кроме кровли применятся и прямоугольная форма поперечного сечения. /3/

Геологоразведочных организаций в настоящее время проходят в основном стволы 12,7² и более. Проходят и более глубокие стволы до 1000 м. стволы глубинной более 100-150 м имеют обычно круглое сечение. В практике горно-разведочных работ стволы шахт первого типоразмера проходят глубиной до 100 метров. Стволы шахт второго типоразмера сооружают глубиной до 200 метров и четвертого типоразмера - до 300 метров. Стволы шахт третьего типоразмера практически не применяются, так как при глубине более 100 метров сооружать их затруднительно при наличии больших водопротоков и невозможности использования подвесных насосов из-за небольшой площади сечения ствола. Определения наиболее выгодной формы поперечного сечения стволов с экономической точки зрения должно производится с учетом не только первоначальных затрат, но их проведения шахты. Стволы разведочных шахт прямоугольной формы крепятся сплошной венцовой деревянной крепью.

Формы поперечного сечения выработок бывают:

а) круглые;

б) прямоугольные, трапециевидные;

в) прямоугольно - сводчатые;

Выпускаемые в настоящее время неопрокидные шахтные клети имеют другие меторазмеры: 1НВ 140-2,2, расчитанные на вагонетку ВГ 0,7-600 и 1НВ 200-4,0 для вагонеток ВГ 1,2 - 600 и ВГ 1,2-850. Поэтому при определении размеров ствола в свету для клети 1НВ 200-4,0 следует применять клеть 1 НВ 255-3,2 которые имеют ширину 1020 мм и длину 2250мм.

В последнее время при сооружении стволов разведочных шахт проходят также стволы диаметром с свету 5 и 5,5 м, которые оборудуются клетями 1НВ 255-3,2.

Длоя армировки принимаем расстрелы в виде коробчатых балок размером 250 х 100 х 10 проводники - 200 х 190 х 16 и 160 х 160 х12 мм. Зазоры между клетями и расстрелами принимаем по ЕПБ.

Центр окружности ствола находим таким образом, чтобы от скошенных углов подъемных сосудов до окружности ствола в свету было не менее200 мм.

Графическое построение показывает, что можно принять ствол диаметром м.

2. Расчёт физико-механических свойств пород

Прочностные характеристики гонных пород под которыми обычно понимают значения их временного сопротивления элементарным видам напряжений - сжатию и растяжению, позволяют дать общую оценку поведения пород в частности при проведении горных выработок и определить расчетные значения горного давления.

Предел прочности при растяжении значительно ниже пределов прочности при сжатии. Для получения прочностных характеристик массива через предел прочности пород в образце в расчеты вводят коэффициент структурного ослабления массива К_с, показывающий отношение предела прочности пород массива к пределу прочности пород в образце.

Коэффициент длительной прочности о показывает уменьшение прочности породы в результате длительного воздействия нагрузки.

Определяем предел прочности образцов горных пород на сжатие.

, МПа (1)

где f =14 коэффициент крепости пород.

МПа.

Определяем предел прочности образцов горных пород на растяжение.

МПа (2)

МПа.

Для получения плотностных характеристик массива горной породы через прочность образцов определяем коэффициент структурного ослабления по интенсивности трещиноватости:

 (3)

Значение К_с определяем по графику зависимости коэффициента структурного ослабления от интенсивности трещиноватости. Принимаем коэффициент длительной прочности пород при .

Рассчитываем предел прочности массива на растяжение (для кровли горизонтальных выработок).

, МПа (4)

МПа

Рассчитываем предел прочности массива на сжатие (для стенок).

, МПа (5)

МПа.

Определяем коэффициент и угол внутреннего трения пород упрощённым расчётом по значениям прочностей образцов на одноосное сжатие и растяжение .

, (6)

.

.

Таким образом в результате вычисления физико-механических свойств горных пород коэффициент внутреннего трения пород составил 0,8, а угол внутреннего трения пород ц = 38?.

3. Оценка напряжённого состояния пород, расчёт параметров устойчивости и выбор крепи

Оценка устойчивости контура выполняется для одноосного напряженного состояния, поскольку для большинства скальных пород отсутствуют экспериментальные данные для сложного напряженного состояния. Такой подход можно считать правомочным, так как в качестве критерия оценки устойчивости применяется запас прочности (устойчивости пород), в котором прочность массива и напряжения принимаются для одноосного напряженного состояния.

Под устойчивостью горных пород понимают их способность сохранять равновесие при обнажении. Вблизи пустот, трещин и выработок действующее в массиве горных пород поле напряжений искажается - изменяется величина и направление главных напряжений, однако ортогональность между ними сохраняется. Возникают зоны повышенных и пониженных напряжений; могут появиться растягивающие напряжения. Величина напряжений в значительной мере зависит от конфигурации выработки и расположения её в массиве. /5/

Повышение и понижение оценивается через коэффициент концентрации напряжения, под которым понимают отношение величины действующего на контуре к величине напряжений, существовавших в той же точке до проведения выработки.

В качестве критерия оценки устойчивости применятся запас прочности пород, которые определяют для одноосного напряженного состояния. Запас прочности численно показывает, во сколько раз допускаемые напряжения меньше предела прочности массива горных пород. Запас прочности вводится для расчета устойчивости обнажений горных пород в выработке по предельному состоянию, под которым понимают такое состояние, при котором выработка перестаёт удовлетворять заданным требованиям (находиться без крепи на период эксплуатации).

Для обеспечения безопасной эксплуатации выработки необходимо учитывать изменчивость нагрузок механических свойств и условий работы массива как строительной конструкции.

Оцениваем величину максимальных вертикальных напряжений на стенки выработки

На контуре горизонтальной и наклонной выработки в массиве упругих пород напряжённое состояние вне зоны влияния очистных работ, крупных пустот и тектонических трещин определяется величиной максимальных сжимающих для боков и минимальных растягивающих напряжений в кровле:

- для боков

, Па (7)

где - коэффициент концентрации сжимающих напряжений при f = 12;

кг/м³ - плотность горных пород;

Н = 760 м - глубина заложения выработки;

МПа;

- для кровли

, Па (8)

где - коэффициент концентрации сжимающих напряжений при f = 12;

МПа;

Коэффициент бокового распора определяется по формуле:

, (9)

где м = 0,3 - коэффициент Пуассона.

;

Для выбора типа крепи в вертикальных горных выработках определяется критерий устойчивости пород

С=, (10)

где k_сб=1 коэффициент воздействия на ствол.

С=

В породах I категории, состояние устойчивости среднеустойчивое порода

В породах II и III категорий устойчивости толщину бетонной крепи устанавливают расчетом, но она должна быть не меньше 200мм.

4. Расчёт горного давления

Горные породы, находящиеся на различных глубинах, испытывают давление от вышележащих пород. Чем больше глубина, тем больше давление. Горное давление проявляется в виде давлений на крепь со стороны пород, потерявших сплошность (силы сцепления между структурными блоками). При отсутствии крепи наличие горного давления визуально определяется отслоениями не вывалами породы. Если действующие на контуре выработки напряжения не превышают прочности породного массива, то проявления горного давления может и не быть, хотя напряженное состояние пород может быть значительным.

В результате концентрации напряжений горные породы вокруг выработки деформируются, особенно на обнаженных поверхностях.

Если напряжение не превышает предел упругости данной породы, то деформации будут упругими, а снабжения устойчивыми. /5/

Если напряжение превышает предел упругости данной породы, то деформации становятся пластическими, а снабжения неустойчивыми.

Горное давление вызывается массой гонных пород над выработкой, а также тектоническими силами и температурными изменениями. Проявляется горное давление в виде прогиба, растрескивания, различного рода сдвижение, деформаций и разрушений пород вокруг выработки нагрузки на крепь. Различают горное давление первичное, установившееся, неустановившееся, вертикальное и боковое. Установившееся давление не изменятся с течением времени. Неустановившееся давление изменятся с течением времени вследствие ведения горных работ, ползучести пород и других причин. Горное давление зависит от глубины разработки, структуры и физико-механических свойств горных пород, мощности и угла падения, формы и размеров поперечного сечения, расположения выработок, способа, скорости и проведения их, а также механической характеристики крепи.

Существует несколько гипотез, объясняющих горное давление на крепь вертикальных выработок. По гипотезам М.М. Протодьяконова и П.М. Цимбаревича в сыпучих или условно сыпучих породах давление на крепь может быть определено согласно теории давления грунта на подпорную стенку высотой, равной глубине ствола. При натурных наблюдениях в стволах и на моделях выявлено, что с некоторой глубины давление на крепь мало меняется с глубиной, а больше зависит от свойств пород и размеров площади сечения ствола, то есть вокруг ствола образуется ограниченная кольцевая зона, которая и определяется нагрузку на крепь.

Рассчитываем нормативное горизонтальное давление пород на крепь:

при С?6 Р_н =10[(2С - 1) + Д], кПа (11)

где Д - при совмещенной схеме с неподвижной опалубкой при С?6 Д=2

Р_н = 10 [(2 М 0,16- 1) + 2]=13,2 кПа

Расчетное (радиальное) давление пород на крепь:

Р_п = n М m_у М n_н М P_н[1+0,1(r₀ - 3)], кПа (12)

где n = 1,3 - коэффициент перегрузки;

Р_п =1,3 М 0,8 М 1,75 М 13,2 М [1+0,1(2,5 - 3)]=156,2 кПа

В результате проведенных расчетов величина нормативного давления равна 13,2 кПа, и радиальное давление равно 1566,2кПа.

5. Расчёт крепи

Для крепления стволов круглой формы принимают монолитную бетонную крепь. Крепь горных выработок должна удовлетворять следующим основным требованиям:

- быть достаточно прочной, надежной и долговечной в работе, не заграждать выработку;

- по площади должна занимать в выработке как модно меньше места, не мешать выполнению производственных процессов, оказывать минимальное сопротивление движению воздуха;

- обеспечивать возможность механизации возведения крепи и изготовление её элементов;

- быть транспортабельной, не трудоемкой при возведении и ремонте, предусматривать возможность её максимального извлечения из погашаемых выработок и дальнейшего повторного использования;

- конструкции и материалы должны соответствовать сроку службы выработки.

В отдельных случаях крепь должна быть огнестойкая, морозостойкая, водо- или газонепроницаемой, сейсмостойкой.

Бетонную монолитную крепь применяют для крепления капитальных выработок при значительном, но установившимся горном давлении. Разновидностью бетонной крепи является крепь из торкрет - бетона и набрызгбетона. Отличительной особенностью этих крепей является способ приготовления бетонной смеси и способ её укладки.

Для изготовления бетонных крепей применяют бетоны марок от М150 до М500. Прочность бетона зависит от марки цемента и водоцементного отношения В/Ц.

Подбор состава бетонной крепи смеси производится в лаборатории. При этом преследуются цель: при наименьшем расходе цемента получить удобную для укладки бетонную смесь, обеспечивающую после твердения заданную прочность бетона.

Крепь возводят из забоя ствола с установкой секционной опалубки непосредственно на породе. После выполнения буровзрывных работ и проветривания забоя породу убирают на высоту опалубки. Затем опускают металлическую опалубку и центрируют её. После этого за опалубку укладывают бетонную смесь. Далее возобновляют уборку породы и проходческий цикл повторяется.

Монолитно-бетонная крепь обладает рядом достоинств: высокая прочность, долговечность, хорошая сцепляемость крепи со стенками ствола, монолитность, малое аэродинамическое сопротивление, огнестойкость, возможность почти полной механизации работ по возведению крепи.

Определяем толщину монолитной бетонной и набрызг-бетонной крепей.

d--=?m_уr₀ , мм?? (13)

где r₀ =3000 радиус ствола в свету, мм;

m_у = 1,25 - коэффициент условий работы крепи;

m₁=1 - коэффициент условий работы бетона, определяющий длительное воздействие нагрузки, для монолитного бетона;

m₃ =0,85 - коэффициент, определяющий температурные колебания (попеременное оттаивание и замораживание);

m₇ - коэффициент, учитывающий условия бетонирования. Для слоя бетонирования m₇ = 0,85;

R'_сж =9 расчётное сопротивление бетона сжатию

k_р=1 - коэффициент концентрации напряжений в конструкции крепи на протяжённых участках;

Р_п - расчетное давление, МПа

д_пб-толщина породобетонной оболочки, образующейся за счет проникновения бетона в окружающие нарушенные породы (для набрызга бетона принимается равной 50 мм,).

d--=?1,25 М 3000 мм

Окончательно принимаем толщину монолитно бетонную крепи 200мм.

м (14)

м

м²

Мной определены размеры клетевого ствола в проходке.

6. Выбор способа проходки и комплексной механизаций работ

При проходке вертикальных стволов последовательно выполняют следующие основные этапы: подготовительный период, включающий работы, выполняемые до начала проходки стволов; проходку устья, собственно проходку ствола, т.е. работы по выемке породы и возведению постоянной крепи; рассечку околоствольного двора или проведение сопряжения ствола с околоствольным двором; армирование ствола, т.е. работы по монтажу в стволе расстрелов и проводников, навеску труб и кабелей, устройство лестниц; переоснащение оборудования в стволе для сдачи шахты в эксплуатацию.

В зависимости от устойчивости и водообильности пересекаемых гонных пород вертикальные стволы проходят обычным или специальным способами.

Специальные устья стволов в рыхлых и неустойчивых породах при притоках воды в забой более 8м³/час, а также в скальных трещиноватых водообильных породах необходимо проходить специальными способами, обеспечивающими повышение устойчивости и водонепроницаемости горных пород. К наиболее часто применяемым специальным способом проходки относятся искусственное замораживание, цементация горных пород, шпунтовые ограждения, виброопускные колодцы и водопонижение. /2/

Обычные способы проходки применяют по малообводненными и устойчивым породам, когда вода из забоя может быть удалена на поверхность в проходческих бадьях вместе с породой или насосами, а стенки ствола до возведения постоянной крепи остаются устойчивыми.

Подготовительный период включает контрольную разведку пород, который должен пересечь ствол, строительство железнодорожных и автодорожных путей; обеспечение строительства электроэнергией, водой, телефонной связью, жильем, материалами, машинами и механизмами.

Устье ствола обычно проходят в наносных породах. В зависимости от мощности насосов устья проходят с использованием временного или постоянного проходческого оборудования и копра, который устанавливают до начала проходки устья.

Работы начинают с укладки рамы-шаблона, которую изготавливают из двутавровых балок и используют для деревянного настила. В настиле оставляют отверстие для пропуска бадей, труб и лестницы. Кроме того, рама шаблон служит для образования контура сечения устья в процессе проходки.

При притоках до 3м³/час водоотлив осуществляют бадьями вместе с породой, а при больших притоках забойными насосами откачивают воду на поверхность. Проветривание забоя производят вентилятором, установленным на поверхности для спуска и подъема людей используют лестницы.

После окончания работ по проходке устьев раму шаблон разбирают и на её место укладывают основную проходческую раму, служащую для перекрытия устья ствола, размещение для пропуска бадей, трубопроводов и канатов для подвески в стволе оборудования, спасательной лестницы и др. Затем приступают к проходке основной части ствола по наиболее рациональной технологической схеме.

В зависимости от последовательности выполнений основных процессов в стволе по выемке породы и возведению крепи различают четыре технологические схемы: последовательную, параллельную параллельно-щитовую и совмещенную.

При совмещенной схеме проходки стволов работы по выемке породы и возведению крепи при забойной части ствола на высоте 3-5 м ведут последовательно и только частично совмещают во времени. При этой схеме отсутствует временная крепь и опорные венцы. Постоянную крепь возводят непосредственно у забоя с частично неубранной взорванной породой. После кладки бетонной смеси на высоту опалубки возобновляют работы по уборки породы. Проходческий цикл повторяется.

Совмещенная схема, по сравнению с предыдущими обеспечивает наиболее простую организацию работ, высокую безопасность и производительность труда. Средняя скорость проходки стволов по совмещенной схеме составляет 60-75 м/месс., максимальная 200м/мес.

При применении наиболее распространенного обычного способа проходки стволов и использованием буровзрывных работ к основным процессам проходческого цикла относят: бурение шпуров, из заряжание, взрывание зарядов взрывчатых веществ, проветривание и приведение забоя в безопасное состояние, погрузку породы, возведение постоянной крепи и др.

Погрузка породы при проходке вертикальных стволов является одним из наиболее трудоемких процессов, занимающая до 40-50% времени проходческого цикла. Механизированная погрузка породы достигает 90% за счет применения пневматических грейферных погрузочных машин с механическим (КС-2у/40, 2КС-2у/40, КС-1МА, 2КС-1МА) и ручным (КС-3) вождением по забою.

Погрузочная машина 2КС-2у/40 состоит из шестипластного двухгрейфера вместимостью 2х0,65 м³, подвешиваемого на канате к тельферу, которой с помощью лебедки перемещаются парами. Рама одним концом шарнирно соединена с центральной опой, а другим - с тележкой поворота, имеющей пневмодвигатель для перемещения по кольцевому монорельсу. Кольцевой монорельс и центральная опора прикреплены к подвесному полку. Тельфер парами перемещается в радиальном направлении, а рама вокруг центральной опоры - по окружности, что позволяет грузить породу с любой точки забоя ствола круглого поперечного сечения. Управление работой двухгрейфера машинисты осуществляют дистанционно, находясь в кабине.

Таблица 1. Техническая характеристика погрузочной машины 2КС-2у/40

Показатели	Погрузочная машина 2КС-2у/40
Емкость грейфера, м3	2 х 0,65
Техническая производительность разрыхленной породы, м3/ч (при перецепке бадей)	105-130
Рабочее давление сжатого воздуха, атм.	4-7
Грузоподъемность тельфера, кг	5000
Высота подъема грейфера, м	10
Скорость подъема грейфера, м/с	0,475
Средняя продолжительность цикла погрузки, сек.	25-35
Расход сжатого воздуха, м3/мин	40
Вес машины с гидрораспором и монорельсом, т	24,7-25,7

Для механизаций бурения шпуров в стволах применяют бурильные установки БУКС-1м. Установка БУКС-1м состоит из центральной телескопической опорной колонны, с которой с двух сторон шарнирно крепят выдвижные стрелы с четырьмя бурильными машинами типа БГА-1м. Установку подвешивают на тельфере погрузочной машины и перемещают по забою механизмом вождения грейфера. В рабочем положении центральную колонну распирает между тельфером и забоем ствола.

Применение установок типа БУКС в 3-4 раза повышает производительность труда рабочих при бурении, сокращает число рабочих занятых на бурении шпуров, улучшает санитарно- гигиенические условия работ.

Таблица 2. Техническая характеристика вращательно-ударных бурильных машин

Показатели	Бурильная машина БГА-1м
Диаметр шпура, мм	42-52
Глубина шпура, м	5
Частота ударов в минуту	2600
Энергия удара, кгс-м	8,5
Ударная мощность, л.с.	5
Мощность двигателя вращателя бура, об/мин	4,5
Частота вращения бура, об/мин	140
Давление сжатого воздуха, кгс/см2	5,0
Расход сжатого воздуха, м3/мин	10
Внутренний диаметр шлангов, мм: - воздушного - водяного	25 18
Основные размеры, мм: - длина - ширина - высота	1080 340 260
Масса, кг	140

7. Технология проведения выработки

7.1 Составление паспорта буровзрывных работ

Взрывные работы разрешается выполнять в соответствии с паспортом БВР. При составлении паспорта необходимо знать опасность шахты и выработки по газу и пыли, площадь сечения выработки, крепость породы, обосновать и выбрать тип и число бурильных машин.

Паспорт буровзрывных работ при проведении подземных выработок. Паспорт БВР включает: схему расположения шпуров в трех проекциях с указанием их нумерации и расстояния между ними; схему конструкции заряда; таблицу к схеме, которая содержит данные о длинах и углах наклона шпуров, массе зарядов в каждом шпуре и очередности из взрывания; таблицу технико-экономических показателей с указанием сечения выработки, крепости породы; наименование и число бурильных машин, тип и расход взрывчатых веществ и др. /5/

Разработку паспорта БВР производят в следующей последовательности:

1. Обосновываются и выбираются типы взрывчатых веществ, средства взрывания и способ взрывания; принимается или рассчитывается удельный расход взрывчатых веществ; определяются число шпуров, выбирается тип вруба, глубина и длины шпуров в комплекте; определяется общий расход взрывчатых веществ, масс зарядов в каждом шпуре, фактический расход взрывчатых веществ и суммарная длина шпуров и др.

2. Рассчитываются интервалы замедления и взрывную сеть.

3. Рассчитывают технико-экономические показатели БВР.

Паспорт составляет начальник участка, подписывают начальник участков БВР, вентиляции и техники безопасности. Разработанный паспорт БВР проверятся в подземных условиях, корректируются, утверждаются главным инженером рудника.

С паспортом под расписку должны быть ознакомлены все рабочие и лица технического надзора, связанные с ведением взрывных работ. В паспорте дополнительно указывают место укрытия взрывника и рабочих при взрывании зарядов, места выставления постов охраны, время на проветривание забоя и др.

При изменении горно-геологических или технических условий паспорт должен быть пересмотрен и утвержден заново.

Определяем сменную эксплуатационную производительность бурильной установки с учетом времени на подготовительно - заключительные операции и регламентированные простои по организационным и техническим причинам можно определить по формуле:

Qэ=, м/см (15)

где Т =480 мин продолжительность смены, мин;

- время общих подготовительно-заключительных операций, принимается равным 2,5% от продолжительности смены, 12 мин;

- время подготовительно-заключительных операций при бурении шпуров (9,5% от продолжительности смены), 45,6 мин;

- время на отдых проходчиков (10% от продолжительности смены), 48 мин;

- время на технологически перерыв на взрывные работы равно 57,6;

n - число бурильных машин на участке равно, 1;

К₀ - коэффициент одновременности работы бурильных машин, 0,73;

- время затрачиваемое на манипулирование по установке и перестановки бурильных машины, равно 0,3 мин/м;

- время обратного хода бурильной головки на 1 м шпура, 0,05 мин/м;

- время на замену коронок, равное 0,1 мин/м;

- чистая скорость бурения, 0,563 м/мин.

м/см;

Для бурильных машин вращательно-ударного действия чистую скорость бурения можно принять исходя из технической характеристики бурильной машины или определить по формуле:

х= мм/мин (16)

где А =150 энергия удара поршня, Дж;

n = 39 Гц - число ударов поршня;

d = 44 мм - диаметр шпура;

= 1400 МПа - предел прочности пород на сжатие;

х=мм/мин

Определяем норму выработки на бурение шпуров:

Н_в=м/см (17)

где t_пз = 40-45 мин - общее время на подготовительно-заключительные операции;

= 60 мин - время на обслуживание установки;

= 10 мин - личное время рабочего;

мин/м - основное время на бурение 1 м шпура;

= 0,6 мин/м - вспомогательное время при бурении;

1,07 - коэффициент отдыха.

м/см

Так как бурильную установку обслуживают трое рабочих, то норма выработки на одного составит 265 м/см.

В качестве взрывчатого вещества принимаем патронированные ВВ Аммонит №6ЖВ

Определяем удельный расход взрывчатых веществ.

,кг/м³ (18)

кг/м³;

где е = 0,81 - относительный коэффициент работоспособности

взрывчатых веществ;

Определяем число шпуров в забое

N_ш = шпуров (19)

где S_ч =32,1 площадь поперечного сечения выработки в чернее м²;

шпуров

Окончательное число шпуров принимаем по расположению в забое.

При расположении шпуров принимаем наклонный вруб, с компенсационным шпурами.

Шпуры располагаем по пяти концентрическим окружностям. Число шпуров размещенных на каждой из этих окружностей принимаем из соотношения 1:2:3:4:5.

Определяем число шпуров по каждой из окружностей.

Шпуры располагаем по 4 концентрическим окружностям.

ni=N/10(15) (20)

ni= шпуров

n= шпуров

n= шпуров

n=шпуров

Определяем диаметр окружности для врубовых шпуров:

d₁= 0,25D, м (21)

где D=6 диаметр ствола в проходке, м.

d=0,25·5=1,25

Определяем диаметры остальных окружностей при 4-х окружностях:

d= d+(D- d),м (22)

d= 1,25+(5- 1,25)=2,5м

d= d+(D- d),м

d= 1,25+(5- 1,25)=3,75м (23)

Диаметр окружностей для оконтуривающих шпуров принимаем на 0,3 м меньше диаметра ствола в проходке:

d=D-0,3,м (24)

d=5-0,3=4,7

Определяем расстояние между шпурами на каждой из окружностей:

а=, м (25)

а=м

а=, м

а=м

а=, м

а=м

а=, м

а=м

Определяем глубину врубовых шпуров:

, м. (26)

м

Определяем глубину оконтуривающих шпуров:

l_о = l_ш/sin85°, м. (27)

м

Определяем суммарную глубину всех шпуров:

L_ш = l_в М n_в + l_ш М n_от + l_о М n_о, м (28)

L_ш =3,3 М 6 + 3,2 М 14 + 3,2 М 20=128 м

Подвигание забоя за взрыв составит:

l_у = l_ш ?--?, м (29)

l_у = 3,3·0,91=2,9 м

Требуемый расход ВВ на цикл :

Q = q S_ч l_ш, кг (30)

Q = 1.8 ·22,8 · 3,3=131,328 кг

Определяем среднюю массу заряда на шпур:

q_с = , кг (31)

q_с = =2,43кг

Определяем массу зарядов во врубовых шпурах:

q_в = 1,2 q_с, кг (32)

q_в = 1,2 · 2,43=2,9 кг

Для заряжания шпуров принимаем патроны массой по 0,2 кг.

Определяем фактический расход ВВ исходя из целого числа патронов (Q_ф), кг.

Q_ф = 0,2 (q'_в М n_в + q'_с М n_ост), кг (33)

где q'_в ? q'_с - 24-20число патронов соответственно во врубовых шпурах и в остальных шпурах, шт.

Q_ф = 0,2 (24 М 4 + 20 М 39)=175,2 кг

Расчет для вертикальных стволов. Принимаем последовательно-параллельное соединение ЭД. В группах ЭД соединяем последовательно, а группы подключаем к соединительным проводам параллельно.

Определяем сопротивления групп:

R₁ = r_д (n₁ +n₂), Ом (34)

R₁ = 3 · (5+11)=48 Ом

R₂ = r_д n₃ Ом (35)

R₂ = 3· 16=48 Ом

R₃ = r_д n₄ Ом (36)

R₃ = 3 · 22=66 Ом

Определяем общее сопротивление групп, подключаемых к соединительным проводам параллельно

R_г=,Ом (37)

R_г = , Ом

Определяем силу тока, проходящего по взрывному кабелю и соединительным проводам

I=А (38)

I = А

Определяем падение напряжения во взрывном кабеле и соединительных проводах

ДU = I (R_м+R_с), В (39)

ДU = 20,5Ч (0,85+0,046)=18,3 В

Определяем напряжение на конце соединительных проводов:

U c = U - ДU,В (40)

U c = 380 - 18,3= 361,7В

Определяем точки, проходящие по группам:

I_i = А (41)

I₁ = А

I₂ = А

I₃ = А

Таким образом, принятое соединение ЭД приемлемо, если токи в каждой из групп более 2,5 А.

Общий расчет.

Рассчитываем технико-экономические показатели буровзрывных работ.

Расход ВВ на 1 м выработки:

q₁ = Q_ф / l_у, кг/м (42)

q₁ =кг/м

Расход ВВ на 1 м³ выработки:

q₂ = q₁ / S_ч, кг/м³ (43)

q₂ = кг/м³

Число шпурометров на один метр выработки:

l = L_ш / l_у, м/м (44)

l = м/м

Расход ЭД на один метр выработки:

n₁ = N / l_у, шт./м (45)

n₁ = шт./м

Расход ЭД на 1 м³ выработки:

n₂ = n₁ / S_ч, шт./м³ (46)

n₂ = шт./м³

Выход породы за взрыв (в массиве):

V = S_ч · l_у,м³ (47)

V = 22,8 · 2,912=66,3 м³

Полученные расчёты путём значения технико-экономических показателей сводим в таблицу 3.

Таблица 3. Технико-экономические показатели буровзрывных работ

Наименование показателей	Единицы измерения	Значения показателей
Категория шахты - не опасна по газу и пыли	Не опасно по газу и пыли
Коэффициент крепости пород		11
Площадь поперечного сечения выработки: в свету вчерне	м3	20,82 22,8
Бурильная установка		AXERA D05
Диаметр шпура	мм	42
Тип взрывчатого вещества	Аммонит №6ЖВ
Удельный расход взрывчатого вещества	кг/м3	1,65
Глубина шпуров	м	3,5
Величина заходки	м	2
Количество шпуров	шт.	9
Величина заряда на 1 шпур	кг	1
Количество взрывчатого вещества на забой	шт.	1
Выход горной массы на цикл	м3	66,3
Расход шпурометров на цикл	м2	62,7
Расход на 1 погонный метр выработки: шпурометров электродетонаторов		43,9 м 18 шт.

7.2 Определение производительности погрузочных средств

Процесс погрузки в вертикальной выработки подразделяют на две основные фазы. В первой фазе отбитая взрывом порода хорошо разрыхлена и лопасти грейфера хорошо внедряются, разбирать породу не требуется. Во второй фазе в связи с увеличением плотности горной массы (за счет слеживания и недостаточного дробления) лопасти грейфера плотностью в породу не внедряется и требуется её разборка ручными инструментами. В этой фазе производительность грейферных погрузчиков резко снижается. С увеличением емкости грейфера возрастает объем горной массы, требующей разборки.

При уборке породы вертикальной выработки в состав работы входят следующие операции:

- осмотр забоя и приведение его в безопасное состояние;

- спуск и подготовка пневмопогрузчиков к работе, их осмотр и опробование;

- погрузка породы в бадью с помощью погрузчиков;

- разборка и разбивка крупных кусков породы;

- оборка стен;

- зачистка забоя и перекидка породы вручную;

- прицепка и отцепка бадей;

- подача сигналов и направление бадьи в начальной стадии подъема;

- выдача бадьями воды и обслуживание забойного насоса, а также заключительные операции, связанные с окончанием работ и подготовкой забоя к бурению.

Погрузка породы начинается вслед за приведением ствола в безопасное состояние после взрывных работ и заканчивается зачисткой забоя для очередного бурения шпуров. В процессе погрузки выполняют следующие операции, связанные с перестановкой погрузочных механизмов по мере подвигания забоя. При совмещенном способе проходки стволов погрузка породы, как правило, прерывается на период выполнения операций по возведению постоянной крепи, который нельзя совместить во времени с погрузкой.

Для успешного осуществления погрузки породы в забое вертикального ствола необходимо решить ряд специфических и довольно сложных работ, обусловленных стесненностью рабочего пространств, возможностью зачерпывания породы только сверху, необходимостью систематического перемещения породопогрузочных машин вслед за подвиганием забоя, а также их подъема на взрывобезопасную высоту, требованиями хорошей внедряемости рабочего органа в породы различной крепости и т.д.

Определяем производительность погрузки породы машиной 2КС-2у/40 в первых и во второй фазах погрузки

Qэ=, м³/см (48)

где Т =480 продолжительность смены, мин;

t_пз = 80 мин - время на подготовительно-заключительные операции;

t_л = 10 мин - личное время рабочего;

t_ц = 0,75 мин - продолжительность цикла погрузки;

K_р = 1,5 коэффициент разрыхления породы;

V = 0,65 м³ - объём грейфера;

K_з = 0,85 коэффициент заполнения грейфера;

t_з =27 мин время на зачистку 1 м² площади (на одного человека);

l_ш - 3,2 м глубина шпуров;

h--- коэффициент использования шпуров;

k_от = 1,05 - коэффициент отдыха рабочего.

Qэ = =36,1 м³/см

Определена производительность в последней фазе уборки (с учётом зачистки забоя).

Определяем производительность погрузочной машины в первых фазах уборки при tз = 0:

Qэ = , м³/см (49)

Qэ = м³/см

Объём работы в последней фазе уборки составляет около 10% общего объёма породы, подлежащей погрузке.

Определяем объём породы, подлежащий погрузке в последней фазе уборки:

V₂ = 0,1 М V, м³ (50)

где V - 66,3выход породы за взрыв, м³.

V₂ = 0,1 М66,3=6,63 м³

Определяем объём породы, подлежащий погрузке в первых фазах уборки:

V₁ = V - V₂, м³ (51)

V₁ = 66.3 - 6.63=59,67 м³

Таким образом, производительность погрузки породы машиной КС-2у/40 в первой фазе составила 36,1 м³/см, а во второй фазе 182,4 м³/см.

8. График организации работ

горный выработка порода буровзрывной

Проходка стволов, как и других горных выработок, организуется по графику цикличности, который составляется отдельно для забойных работ и для работ по возведению постоянной крепи.

Наиболее современной является организация работ, при которой в смену выполняется целое число циклов.

С увеличением числа циклов продолжительность выполнения основных и вспомогательных проходческих операций, отнесенная к одному метру подвигания забоя ствола, уменьшается. Отсюда следует, что повышение скорости проходки стволов связано с организацией проходки по многочисленным графикам.

Проходка стволов ведется комплексными бригадами, выполняющими все виды работ по проходке и возведению постоянной крепи ствола. Бригада делится на звенья соответственно числу смен в сутки./4/

До начала работ бригадиру проходческой бригады и инженерно-техническому персоналу выдают: технические условия на проходку, возведение постоянной крепи и армирование ствола, расчет комплексной нормы и стоимости проходки одного метра ствола, графики цикличной организаций работ и месячный график проходки, крепление и армирование ствола.

Проходку ствола ведут по совмещенной технологической схеме с последовательным выполнением операций по возведению крепи и выемке породы. Явочный штат забойной проходческой бригады 12 человек (без учета вспомогательных рабочих). Рабочая неделя - непрерывная. Графиком предусмотрено выполнение одного цикла за 17 часов. В графике показаны только проходчики, работающие непосредственно в забое.

Расчет графика организации работ ведется в следующей последовательности: определяется объем работ, трудоемкость и продолжительность их выполнения.

Рассчитывается трудоемкость каждого вида работ по формуле:

N_i = , чел-смен (52)

N_i=

где V_i - 122 объем работы на цикл;

H_i - 256 сменная норма выработки на одного проходчика или сменная эксплуатационная производительность машины, приходящаяся на одного рабочего.

Определяем трудоемкость бурения

N_б = , чел-смен (53)

N_б = , чел-смен

Определяем трудоемкость работ по заряжанию шпуров

N_з = , чел-смен (54)

Где N_з - норма выработки за заряжание по ЕНВ-80, 256,4 м/чел

N_з = , чел-смен

Определяем трудоемкость работ по уборке породы

N_у = (55)

Где Н_у - норма выработки на уборку породы на одного рабочее

Н_у = Qэ/3,м³/ч (56)

Н_уI = 36,1:3=12 м³/ч

Н_уII = 182,4 :3=60,8 м³/ч

N_уI = (57)

N_уII =

Определяем трудоемкость работ по креплению

N_к = , чел-смен (58)

V_к =(S_ч - S_с) ·l_y, чел-смен (59)

V_к - объем работ по креплению выработки;

N_к - норма работ по креплению 5м³ принимаем по ЕНВ-80

V_к =(22.8 - 28,26) ·2,912=15 м³

N_к = чел-смен (60)

Таблица 4. Определение трудоемкости работ

Вид работы (процесса)	Объем работ на цикл	Норма выработки на одного рабочего	Трудоемкость, чел-смен	Примечания к норме
Бурение шпуров	128	265	0,48	По расчету
Заряжание и взрывание	128	256,4	1,13	По ЕНВ-80
Уборка породы	36,1	12	4,97	По расчету
	182,4	60,8	3,45	По расчету
Крепление	15	5	3,16	СУБРа
Прочие работы	20% трудоемкость цикла	1,08	По расчету

Суммарная трудоемкость цикла N_ц = 6 чел-смен.

Устанавливаем явочное число рабочих на цикл n_я.

Определяем коэффициент выполнения нормы:

К_н= ,чел-смен (61)

К_н = чел-смен

t_i = , ч (62)

t_б = , ч

t_з = , ч

t_уI = , ч

t_уII = , ч

t_к = , ч

Таблица 5. Определение продолжительности работ

Вид работы (процесс)	Трудоёмкость, чел-смен	Число рабочих	Продолжительность работы, ч
1. Бурение шпуров 2. Заряжание 3. Уборка породы 4. Крепление 5. Прочие работы	0,48 1,13 60,8 31,6 2,4	3 3 3 3 3	1,28 2.3 60,8 45,5 4,9

По результатам расчета строим график организации работ.

9. Техника безопасности при проведении выработки

На проходку, углубку и крепление стволов шахт должен быть составлен и утвержден проект организации работ.

При проходке ствола рабочие, находящиеся в забое должны быть защищены от возможного падения сверху предметов предохранительным полком расположенным вблизи забоя.

При одновременной проходке ствола и возведений постоянной крепи подвесной полок, с которого производится крепление стола, должен быть прочным и иметь раструб для прохождения бадей, а также приспособления (пальцы, домкраты) для укрепления его в стволе. Высота бадейных раструбов должна быть не менее 1600мм.

При выдаче породы бадьями устье ствола должно открываться только в части, необходимой для прохода бадей. Ляды должны открываться только в момент прохода бадей; конструкция ляд не должны допускать при погрузке бадьи падения в ствол кусков породы или иных предметов.

До установки проходческого копра устье должно быть перекрыто или отгорожено решеткой высотой 2,5 метров, в которой для прохода людей должны устанавливаться решетчатые двери.

Бадьи должны не догружаться на 100мм до борта. Запрещается пользоваться бадьей, на борту которой отсутствует предохранительные кулачки (упоры) - по два с каждой стороны для поддержания опущенной дужки на высоте не менее 40мм от борта бадьи.

Запрещается при открытых лядах погрузка материалов в бадью, а также подвеска предметов к канату./1/

При проходке и углубке стволов шахт взрывание разрешается производить только с поверхности или действующего горизонта электрическим способом или детонирующим шнуром, а в сухих и влажных забоях также и электроогневым. Патроны боевики изготавливаются на поверхности в зарядных будках, расположенных не ближе 50 м от ствола шахты. Спуск боевиков в ствол производится в подъемных сосудах в ящиках или сумках со скоростью не более 1м/с отдельно от ВВ при отсутствии людей (кроме взрывника). В качестве взрывной магистрали должен применятся гибкий кабель во влагонепроницаемой оболочке. Запрещается применять электродетонаторы с проводниками короче 2,5 м и с водоустойчивой изоляцией.

После взрывания и проветривания забоя до начала работ по уборке породы, ствол и находящееся в нем оборудование должно быть тщательно осмотрены лицом сменно технического надзора и приведены, по его указанию, бригадиром или опытными рабочими в безопасное состояние, после чего этим же лицом разрешается спуск рабочих в забой.

Выявленные при осмотре должно быть немедленно устранены, а куски породы, заброшенные взрывом на крепь, на полки или на подвесное проходческое оборудование удалены. Особенно тщательно должен быть осмотрен и приведен в порядок участок, закрепленный временной крепью.

При проходке и углубке стволов на случай аварий с подъемом должна быть подвесная лестница длиной, обеспечивающей размещение на ней одновременно всех рабочих, наибольшей по численности смены. Подвесная лестница должна быть прикреплена к канату лебедки, и располагаться над подвесным полком. Лебедка должна иметь комбинированный привод (механический и ручной) и быть оборудована тормозами.

При проходке и углубке стволов каждая подъемная установка должна иметь не менее двух независимых сигнальных устройств. При одновременной работе в забое и на подвесном полке сигнализация с полка и из забоя должна быть обособленной. Между подвесным полком и забоем должна быть двусторонняя сигнализация.

Все рабочие, заняты на проходке и креплении ствола, должны знать все сигналы и уметь их подавать.

Запрещаться подавать сигналы из забоя непосредственно машинисту подъемной машины, минуя рукоятчика. Подача исполнительного сигнала должна производиться только одним рукоятчиком на каждой подъемной установке. Для подачи сигналов и наблюдения за приемом, разгрузкой и отправкой бадей в забое и на полке должны назначаться ответственные лица, прошедшие специальный инструктаж.

При проходке вертикальных выработок во время уборки породы пневматическим грейферным погрузчиком запрещается:

1. стоять вблизи бадьи в момент разгрузки грейфера;

2. производить ремонт и осмотр грейфера при наличии сжатого воздуха в пневмокоммуникации грейфера;

3. производить уборку породы в местах забоя, где остались невзорвавшиеся шпуровые заряды;

4.использовать грейфер для выдергивания в шпурах буров и для перемещения бадей по забою ствола.

При уборке породы из забоя ствола грейфером, управляемым с поверхности, людям находится в забое запрещается.

Сообщение с дозаторной камерной бункера из околоствольного двора должно осуществляться по лестничному отделению ствола шахты или по специальному ходку, оборудованному лестницей.

При производстве работ по проходке стволов шахт специальными способами необходимо руководствоваться «Правилами безопасности при проходке стволов шахт специальными способами».

Список использованной литературы

1. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и рассыпных месторождений подземным способом. - М.: Недра, 1997.

2. Мельников Н.И. проведение и крепление горных выработок.

3. Нефедов П.П., Рясков Е.Я. Горный журнал. ? №11, ? 2001.

4. Тимченко В.М. Организация производства. - Павлодар, 1999.

5. Шехурдин В.К. Горное дело. - М.: Недра 1988.

Размещено на Allbest.ru

...