Проходка вентиляционного штрека гор

Размещено на http://www.allbest.ru/

Проходка вентиляционного штрека гор

1. Выбор формы поперечного сечения горной выработки и расчет основных параметров

Основные параметры сооружаемой горной выработки определяются по:

- количеству воздуха, пропускаемого по выработке;

- максимальным размерам транспортных средств для транспортирования горной массы, либо другого оборудования, которое должно быть размещено в ней;

- допустимым зазорам между наружным размером транспортных средств и внутренней стенкой выработки, предусмотренные правилами безопасности; видом транспорта, шириной (необходимой) проезжей части (безрельсовый), колеи (рельсовый путь) и числом их;

- материалом крепи;

- способом передвижения людей по выработке.

На основании вышеперечисленных факторов, физико-механических свойств пород выбираем прямоугольно- сводчатую форму поперечного сечения выработки. Расчет производится под погрузочно - доставочную машину марки ТОРО -006, имеющую технические характеристики, указанные в таблице 3:

Таблица 3. Технические характеристики ТОРО -006

Грузоподъёмность, т	9
Вместимость ковша, м3 геометрическая номинальная	2,7-3,3
Габариты, мм: Длина Ширина высота	8 508 2 130 2 200

Обозначения конструктивных размеров горной выработки представлены на рис.2

Рис.2. Обозначение конструктивных размеров выработки прямоугольго -сводчатой формы при применении самоходной техники

Ширина выработки в свету В,м определяется по формуле:

В = a₁ + A + a₂ (1)

где а₁ =500 (мм) -минимальный зазор между стенкой выработки и транспортным средством;

А -ширина транспортного средства;

а₂=1200 (мм)- минимальный зазор между стенкой выработки и транспортным средством для прохода людей.

В = 500 + 2130 + 1200 = 3830 (мм)

Ширина выработки с учетом крепи определяется по формуле:

B1 =B + 2a1 (2)

B₁ = 3830 + 2 * 50 = 3930 (мм)

Высота коробового свода h_о, м ,при крепости пород менее 12 определяется по формуле, м:

h_о = B/3 (3)

h_о = 3830 / 3 = 1276.6 (мм)

Минимальная высота выработки в свету Н_с , м определяется по формуле:

Н_с= h+l+d тр (4)

где h - высота транспортного средства, м;

l =500-минимальный зазор между наиболее выступающей частью машины до кровли выработки, мм

d тр= 800-диаметр тубы, мм;

Н _с= 2200 + 500 + 800 = 3500 (мм)

Минимальная высота стенки h ₁,м,от почвы выработки определяется по формуле:

h ₁= Н _с- h_о (5)

h ₁=3500 - 1276.6 = 2223.4 (мм)

Радиус осевой дуги коробового свода R,м определяется по формуле:

R = 0.692В (6)

R= 0.692*3830 =2650.36 (мм)

Радиус боковой дуги коробового свода r, м определяется по формуле:

r= 0.262В (7)

r= 0.262*3830 = 1003.46 (мм)

Площадь поперечного сечения выработки в свету S_cв , м²определяется по формуле, м²:

S_cв= В( h1+0.26B) (8)

S_cв=3830(2223.4 + 0.26*3830) = 12329536(мм)

Периметр выработки в свету Р, м ,определяется по формуле:

Р = 2h2+ 2.33В (9)

Р=2*2223.4 + 2.33*3830 = 13370.7 (мм)

Проектная площадь поперечного сечения S_пp, м , определяется по формуле:

S_пp=B1(h2+0.26B1) (10)

S_пp=3930( 2223.4 + 0.26*3930) = 12753636 (мм)

2. Выбор и расчет крепи горной выработки

Выбор вида и конструкции крепи определяется устойчивостью массива пород, окружающего выработку. Устойчивость пород зависит от множества горно-геологических и горно-технических факторов: прочности пород, их напряженного состояния, степени ослабления пород в массиве, формы и размеров выработки, глубины ее заложения.

При составлении проекта на проходку и крепление выработок осуществляется предварительное назначение вида крепи. Здесь учитываем прочностные свойства пород и глубину заложения выработки, пользуясь безразмерным коэффициентом - показателем устойчивости, определяется по формуле:

П= (г Н)/( у_м) (11)

где г - плотность пород, т/м³;

Н - глубина заложения выработки, м;

у_м - прочность пород на сжатие в массиве, т/м²

Величину прочности пород на сжатие в массиве рекомендуется определять с учетом коэффициента структурного ослабления, который является функцией от величины размера блоков, на которые разбит массив трещинами, и от наибольшего размерами поперечного сечения выработки вчерне

Когда значение среднего размера блоков, на которые массив разбит трещинами заранее неизвестно, рекомендуется принимать следующие значения коэффициента структурного ослабления л:

- для монолитных, слабо трещиноватых пород 0,8

- для пород средней трещиноватости 0,5

- для пород сильнотрещиноватых 0,4-0,3

- в зонах дробления геологических нарушений 0,2-0,1

Определение прочности свойств пород руд в массиве при изученном строении размеров блоков.

Прочность (предел прочности на сжатие) в массиве у_м , т/м²определяется с учетом коэффициента структурного ослабления по формуле:

у_м = л · у_к (12)

где у_к = f - предел прочности на сжатие в куске;

л - коэффициент структурного ослабления.

у_м = 0.5*10= 5( т/м² )

П= 2.74*334 / 1000*5 = 0.18

При 0,1 < П< 0,3 породы можно считать среднеустойчивыми. Рекомендуемые виды крепи: набрызгбетонная , штанговая, комбинированная из набрызг бетона и штанг.

Окончательный выбор крепи производим по сумме балов согласно геомеханической классификации горных пород следующих параметров:

Безразмерный параметр -20

Характеристика трещиноватости -12

Подземные воды - 7

Элементы залегания трещин -15

По форме блока - 13

Срок службы - 2

Итого - 69

Выбираем крепь- класс Ш ^а

Характеристика класса приводится в таблице 4

Таблица 4. Характеристика крепи

Характеристика пород и руд по устойч-ти	Класс горного массива	Постоянная крепь	Временная крепь
		Вид крепи	Параметры крепи	Допустимое отставание от забоя	Вид крепи	Допустимое отставание от забоя
1	2	3	4	5	6	7
среднеустойчивые	IIIа	Железобетонные штанги по кровле Набрызгбетон по кровле	Сетка штангования 0,7х0,7 м Глубина штангования 2,0 м Набрызгбетон слоем 2-3 см	Железобетонные штанги -0,7 м Набрызгбетон - 30 м	Железобетонные штанги постоянной крепи. Набрызгбетон слоем 1 см	0,7 м 15 м

3. Выбор бурильных машин и определение их производительности

В связи с высокой крепостью породы f =10, выбираем бурильную установку УБШ-332Д имеющую следующие технические характеристики:

Площадь сечения обуриваемого забоя,м11-27

Число бурильных машин

Тип бурильных машин ПНП

Привод ходой части Пневматический

Основные размеры

В транспортом положении, м: длина11

ширина2.2

высота2.5

Масса установки,т18

Сменная эксплуатационная производительность бурильной установки Q₃ м/смену, с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и регламентированные простои по организационным и техническим причинам определяется по формуле:

Q₃ = Т - (t_пз + + t_от + t_вв)/[1 / (K_o* n* v)] + (t_ман + t_ох + t_к) (13)

где Т=360 - продолжительность смены, минут;

t_пз - время общих подготовительно-заключительных операций ~ 2,5%, минут;

- время подготовительно-заключительных операций при бурении шпуров ~ 9,5% от продолжительности смены, минут;

t_от - время на отдых ~ 10% от продолжительности смены, минут;

t_от - время на отдых ~ 10% от продолжительности смены, минут;

t_вв - время на технологический перерыв, на взрывные работы ~ 12% от продолжительности смены, минут;

n - число бурильных машин;

К_о - коэффициент одновременной работы буровых машин, равный 0,78 при

n = 2; и 0,73 при n = 3;

t_ман - время, затраченное на манипулирование по установке и переустановке бурильных машин - 0,25 - 0,5 минут;

t_ох - время обратного хода, t_ох = 1/v_ох;

v_о - скорость обратного хода -20 м/мин;

t_к - время на замену коронок ~ 0,1 минуты на 1 м. Шпура;

v - скорость бурения (м/мин) в зависимости от крепости пород (по ЕНВ), по технической характеристике буровой машины или определяется по формуле для бурильных машин ударного действия, определяется по формуле:

V = (13400*A*n/(d²у _сж⁰⁵⁹))/1000 (14)

где А - энергия удара поршня, Дж;

n - частота ударов поршня,Гц;

d - диаметр шпура,мм;

у сж - предел прочности породы на сжатие (МПа*10).

V = 13400*95*45/(42² *1000^0.59) =0.550(м/мин)

Q₃=(420- (10.5+39.9+42+50.4))/(1/(0.78*2*0.550)+(0.5+0.05+0.1)) =183(м/см)

Сменная норма выработки Н_в, м/смену на бурение шпуров бурильными установками определяется по формуле:

Н_в = (Т - t_пз - t_об - t_дн)*n*К_о/(t_о + t_в)*1,07 (15)

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

t_об - время на обслуживание установки около 30мин;

t_о -время на бурение 1 метра шпура (чистая скорость бурения);

t_в - вспомогательное время при бурении 0,5-0,8 мин./метр

1,07- коэффициент отдыха;

t_дн - личное время рабочего, равное 10 мин;

n - число бурильных машин.

Н_в=(420-45-30-10)*2*0.78/(1.8+0.5)*1.07=212(м/смену)

3.1 Проектирование взрывных работ

3.1.1 Выбор взрывчатого вещества

Для заряжания шпуров выбираем следующие взрывчатые вещества:

Для ручного заряжания - патронированный Аммонит 6ЖВ

Эти ВВ имеют невысокую чувствительность к внешним воздействиям, относительно не дорогие и имеют удовлетворительные взрывчатые характеристики. Характеристика вышеописанных промышленных ВВ приведены в таблице5 и 6

Таблица5. Характеристика промышленных ВВ

Взрывчатые вещества	Плотность патронов г/см3	Работоспособность, см3	Бризантность, мм	Расстояние передачи детонации между патронами (сухими) Ш36 мм,м	Скорость детонации км/с
Амонит 6ЖВ в порошке и патронах, диаметром: 32;60;90 мм	1 - 1,2	360 - 380	14 - 16	7 - 12	3,6 - 4,8
Граммотол	1 - 1,3	460 - 500	17 - 22	4 - 9	4,5 - 4,6

Удельный расход (q) взрывчатого вещества принимаем по табличным данным.

Таблица 6. Удельный расход ВВ в зависимости от крепости пород

Sч, м2	2,5-5	5-6,5	6,5-10	10-15	Более 15
Поправочный коэффициент	1,3	1	0,85	0,80	0,75

Расчетная площадь поперечного сечения в проходке 12м²,крепость пород f=10

Для аммонита N6ЖВ в зависимости от коэффициента крепости, удельный расход принимаем по таблицам 6 и 7:

Таблица 7. Поправочный коэффициент удельного расхода ВВ в зависимости от площади поперечного сечения выработки

f (пр. Прото-дьяконова)	20-19	18-15	14-13	12-11	10-8	8-7	6-4	Менее 4
q, кг/м3	3,8	3,5	3,0	2,6	2,4	2,0	1,2	0,9

Удельный расход принимаем: q =1 .92 кг/м³

3.1.2 Глубина и количество шпуров

Глубина шпуров при проходке выработок всех видов определяется в зависимости от крепости и взрываемости пород, площади поперечного сечения выработки, мощности применяемого взрывчатого вещества и характера расположения шпуров во врубе.

Средняя глубина шпуров l_m,м, может быть определена, исходя из срока проведения выработки определяется по формуле:

l_m = L / (t_p * t_c * n_см * n_ц * з) (16)

где L - длина выработки, м;

t_р - число рабочих дней в месяце (обычно = 25);

t_c - срок проведения выработки, мес;

n_см - число рабочих смен в сутки;

n_ц - число циклов в смену;

з - коэффициент использования шпура.

l_m = 150/(25*1*3*1*0.9)=2.2(м)

Число шпуров в забое N, определяется по формуле:

N = 1.27 * q * S_ч / Д * d² * K (17)

где Д - плотность взрывчатого вещества в шпуре или патроне, кг/м³;

d - диаметр патрона или шпура, м;

К₃ - коэффициент заполнения шпура.

N=1.27*1.92*12/1000*1.2*0.040²*0,5 =30

Выбор типа вруба и предварительное расположение шпуров

Число компенсационных шпуров N_o в прямом врубе определяется по формуле:

N_o = (з*l_ш /А)³/ V_o (18)

где з - коэффициент использования шпуров в прямом врубе;

l_ш - глубина шпура, см;

А - 9,35 - масштабный коэффициент;

V_o - объем холостого шпура, см³.

N_o=(0.9*220/9.35)³/2763.2 = 3

Принимаем 3 компенсационных шпура

Расстояние между оконтуривающим и отбойными шпурами W, рассчитывается по формуле:

W = [P/(q*m)]^0.5 (19)

где Р - вместимость1м шпура определяется по формуле, кг/м;

Р=р d2 Д/4 (20)

q - удельный расход взрывчатого вещества;

Р=3.14*0,040²*1200/4=1.5(кг/м)

3.1.3 Определение расхода взрывчатого вещества

Определение расхода взрывчатого вещества на расчетную величину подвигания забоя на один цикл Q,кг, определяется по формуле:

Q = q*Sч*(2/3)lш (21)

где q - удельный расход взрывчатого вещества, кг/м3;

Sч - площадь выработки в черне, м2;

lш - длина шпура, м.

Q=1.92*12*(2/3)*2.2=33.7 (кг)

4. Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние

Перед допуском людей в выработку содержание вредных газов необходимо снизить путем проветривания не менее, чем до 0,008% по объему при пересчете на условный оксид углерода.

Для проветривания выработки принимаем нагнетательный способ проветривания и рассчитываем количество воздуха, который необходимо подать в забой по следующим факторам:

Для проветривания выработки принимаем нагнетательный способ проветривания и рассчитываем количество воздуха, который необходимо подать в забой по следующим факторам:

- разжижению ядовитых газов, образующихся при ВР до ПДК

- разжижению ядовитых газов, образующихся при применении проходческого оборудования с дизельным приводом до ПДК

- предельно допустимой минимальной скорости движения воздуха по выработке газовому фактору

- количеству людей одновременно находящихся в выработке

Количество воздуха, (Q_з) м³ /с, которое необходимо подавать в забой, для разжижения ядовитых газов, образующихся при ВР до ПДК определяется по формуле В.Н. Воронина:

Q3 = (2.25*S / 60*t)*3 (22)

где S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

t - время проветривания, не более 30 минут;

К - коэффициент, учитывающий обводненности выработки (для сухих К = 0,8, для влажных К = 0,6, водоносные породы К = 0,6)

А - количество одновременно взрываемых ВВ, кг;

b - газовость ВВ, л/кг (при взрывании по углю b = 100 л/кг; по породам b = 40 л/кг);

L - длина тупиковой выработки, м;

p=1.14 - коэффициент утечек (потерь) воздуха (в зависимости от материала, из которого изготавливают трубы, и длины выработки.

Q₃=(2.25*12/60*25)*³ = 1.6 (м³/с)

Количество воздуха, (Q_з),м³/с при применении проходческого оборудования с дизельным приводом определяется по формуле:

Q₂ = 5*N/60 (23)

где N =175- мощность двигателя, л.с.

Q₂ = 5*175/60=14.5(м)

Проверка на предельно допустимую минимальную скорость движения воздуха по выработке по газовому фактору Vmin = 0,25 м/с, по пылевому фактору Vmin = 0,3 м/с,

V = > Q₃ / S (24)

где Q_{3 -}расчетный максимальный расход воздуха для проветривания выработки, мі/мин.

V=14.5/12=1.2

Так как 1.28 ? 0,25 соблюдается условие V? Vmin

Подача воздуха вентилятором, Q_b, м³/с. определяется по формуле:

Q_в = р*Q₃ (25)

Q_в=1.43*14.5=20.7 (м³/с)

Согласно расчетам принимаем вентилятор местного проветривания ВМ 12А

Таблица 9. Технические характеристики вентилятора ВМ 12А

Показатель	ВМЭ 12А
Номинальный диаметр рабочего колеса вентилятора, мм	1200
Номинальная подача, м3/сек. (пред. откл. минус 10%)	21
Номинальное полное давление, Па (пред. откл. минус 10%)	2000
Мощность электропривода, кВт	110
Частота вращения, мин-1 (синхронная)	3000
Габаритные размеры, мм:
длина	1720
ширина	1350
высота	2280
Масса комплекта, кг	1450

5. Погрузка породы

Погрузка породы при проходке горных выработок является одним из самых трудоемких процессов. Она занимает 40-60% от времени проходческого цикла. Для уборки породы из забоя выработки используют погрузочные машины горная выработка бурильная машина

Расчет сменной эксплуатационной производительности погрузочной машины при уборке породы погрузочно-транспортными машинами

При уборке горной массы погрузочно-транспортными машинами, сменную эксплуатационную производительность в плотной массе определяется Q_см,м³/смен, по формуле:

Q_см=((Т - t_пз - t_р) V_к*Кз ) / ((t_осн + t_всп)К_от* Кр) (26)

Q_см =((420-30-10)*2,7*0,75)/((7+3)*1,07*1,4) = 51,3 (м³/смен )

где Т - продолжительность смены, мин;

t_пз - время на подготовительно-заключительные операции (30-60 мин)

t_р - время личное (10 мин);

V_к - объем кузова (или грузонесущего ковша), м³;

К_з - коэффициент заполнения ковша, равен 0,75;

К_от - коэффициент отдыха;

t_осн - время основных операций, мин/рейс,определяется по формуле:

t_осн = L / V_n + L / V_p + t_n + t_p (27)

t_осн =150/7+150/3+2,7+1,6 = 7 (мин/рейс)

где L - расстояние транспортировки, км;

V_p - скорость движения с грузом (3-4 км/час);

V_n - скорость движения порожняка (6-7 км/час);

t_n - время погрузки (0,7-2,7 минуты);

t_p - время разгрузки (0,4-1,6 минуты;

t_всп - время на вспомогательные операции (0,8-3 мин/рейс).

Q_см = (Т - t_пз - t_л)*V*К_з / (t_о + t_в)*К_о*К_р

Q_см =(420-30-10)*2,7*0,75/(8,6+3)*1,07*1,4 = 44,2(м³/смен )

где Т - продолжительность смены, мин;

t_пз - время на подготовительно-заключительные операции (30-60 мин);

t_л - время личное (10 мин);

Кр - коэффициент разрыхления горной массы;

V - соответственно объем кузова или ковша, м³;

t_о - время основных операций на рейс, определяется по формуле:

t_о=(2L/V_c)+t_п+t_р) (28)

t_о=(2*150/70)+2,7+1,6 = 8,6

гдеV_с - средняя скорость транспортирования, 70-80 м/мин, остальные обозначения те же.

Объем работы погрузочной машины (выход породы) за взрыв рассчитывается по формуле:

V =Sч lу

V =2,2*0,9 = 1,98

гдеSч - площадь поперечного сечения выработки в проходке;

lу - длина уходки за взрыв .

6. Организация работ и технические показатели сооружения горной выработки

При проведении выработок различают два вида горнопроходческих процессов: основные (процессы, относящиеся непосредственно к проведению и крепления) и вспомогательные (процессы, которые обеспечивают нормальные условия для проведения основных проходческих операций).

Проходческим циклом называют совокупность основных проходческих процессов, необходимых для подвигания выработки на заданную величину за определенный промежуток времени (чаще всего кратный смене).

Необходимо организовать работу по проведению выработки так, чтобы отдельные процессы планомерно чередовались и ритмично выполнялись. Для этих целей вырабатывается график организации работ в следующей последовательности

Объем работ для каждого вида рассчитан в соответствующих разделах. Зная заданную месячную скорость проходки, и устанавливая режим работы в течение месяца и суток, определяем необходимую величину подвигания забоя за смену.

При известной глубине шпура и коэффициента использования шпура рассчитываем необходимое количество циклов в смену или сутки. После того, как установлен перечень рабочих процессов цикла, приняты технические средства, рассчитываем трудоемкость по каждому процессу N_i:

N_i = V_i / H (29)

где N_i - трудоемкость данного вида работ, чел/см;

Н_i - норма выработки по данному проекту;

Размещено на Allbest.ru

...