Технология проведения горно-развед. выработок М…

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования
Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В.Плеханова
(технический университет)



Кафедра строительства горных предприятий
и подземных сооружений





технология проведения
горно-разведочных
выработок

Методические указания по выполнению курсового проекта
для студентов специальности 130203












Санкт-Петербург
2006
УДК 622.2(075.83)


Технология проведения горно-разведочных Выработок: Методические указания по выполнению курсового проекта / Санкт-Петербургский государственный горный институт (технологический университет). Сост.: Н.С. Конокотов, О.В. Колосова. СПб, 2006. 49 с.



Методические указания составлены в соответствии с программой курса «Технология проведения горно-разведочных выработок». Рассмотрены основные требования к курсовому проекту, рекомендована последовательность изложения материала и порядок расчетов, приведены необходимые справочные данные и библиографический список.
Методические указания предназначены для студентов специальности 130203 «Технология и техника разведки месторождений полезных ископаемых», а также могут рекомендованы студентам специальностей: 130301 «Геологическая съемка, поиск и разведка месторождений полезных ископаемых», 130302 «Поиски и разведка подземных вод и инженерно-геологические изыскания», 130306 «Прикладная геохимия, петрология, минералогия».


Табл.18. Ил.2. Библиогр.: 18 назв.


Научный редактор проф. А.Г. Протосеня
















( Санкт-Петербургский горный
институт им. Г.В.Плеханова, 2006 г.

Введение
Курсовой проект по курсу «Технология проведения горно-разведочных выработок» имеет целью дать будущему инженеру совокупность знаний, необходимых для успешного выполнения трудовых обязанностей, связанных с проектированием, организацией, управлением, контролем и анализом проходческих работ при разведке месторождений полезных ископаемых.
При выполнении курсового проекта должны быть разработаны технические, технологические и организационные вопросы проходки проектируемой выработки и определена по прямым затратам стоимость проведения 1 м выработки.
Принимаемые решения должны обеспечить безопасность работ, высокую производительность труда с учетом передового опыта производства, соответствующие темпы проведения выработки и наименьшую стоимость работ с соблюдением охранных мероприятий с экологической точки зрения.
При работе над курсовым проектом необходимо использовать учебную и научную литературу. Правила безопасности ведения горных работ [3, 4], а также материалы отечественных и зарубежных технических журналов.
Курсовой проект состоит из графической части и пояснительной записки.
Графическая часть выполняется на стандартном листе ватмана в карандаше или при помощи компьютерной программы AutoCAD. На чертеже должны быть представлены сечение готовой выработки со всеми размерами, продольный разрез и план проектируемой выработки с расположением проходческого оборудования, схема расположения шпуров в трех проекциях (при буровзрывном способе проходки), графики организации работ и выходов рабочих, сводная таблица технико-экономических показателей и поясняющие отдельные конструктивные решения детали.
Масштаб графических построений должен отвечать правилам установленным в СПГГИ и должен быть не менее 1:50. На чертеже должны быть проставлены все необходимые размеры, подписи и угловой штамп.
Пояснительная записка должна содержать необходимые расчеты и обоснования принятых решений, эскизы и схемы (детали крепи, схему взрывной цепи, схему проветривания, водоотлива, средств обмена вагонеток, схему доставки материалов, схему транспорта горной массы и т.д.), поясняющие текст.
В тексте необходимы ссылки на использованную литературу, список которой помещается в конце пояснительной записки. В начале записки должно быть дано оглавление.
Последовательность и порядок расчетов должны соответствовать данным методическим указаниям. Структура пояснительной записки следующая:

1. Условия проведения выработки
В начале пояснительной записки следует привести гидрогеологические данные и горно-технические условия, в которых будет пройдена выработка. В этом разделе должны быть описаны, если они не заданы, физико-механические свойства пород с точки зрения их устойчивости, крепости, условий залегания и притока воды в выработку при ее проведении, указано, как расположена выработка относительно пласта (жилы).
В соответствии с назначением выработки, сроком службы, применяемыми транспортными средствами на шахте (или руднике) и видом энергии, следует обосновать выбор способа проходки, типа крепи, формы и размеров поперечного сечения выработки и средств механизации работ.

2. Определение формы и размеров поперечного сечения выработки
Форму поперечного сечения выработок выбирают в соответствии с величиной и направлением горного давления, сроком службы, конструкцией крепи и габаритами транспортного оборудования (таблица 1 и 2) с учетом безопасных зазоров согласно требованиям Правил безопасности (ПБ) [4].
Деревянную крепь применяют трапециевидной, прямоугольной и полигональной формы поперечного сечения, при малом сроке службы (до 5 лет).
Металлическую, бетонную, каменную и железобетонную кепи применяют при длительном сроке службы выработок.
Металлическую крепь применяют трапециевидной, арочной и круглой формы поперечного сечения.
Бетонную или каменную крепь применяют сводчатой или подковообразной формы поперечного сечения.
В соответствии с ГОСТ 22940-85 для горизонтальных и наклонных горно-разведочных выработок установлены две формы поперечного сечения: трапециевидная (таблица 3) и прямоугольно-сводчатая с коробовым сводом (таблица 4) [12].
Размеры поперечного сечения горизонтальных выработок в свету зависят главным образом от назначения выработки и определяются размерами вагонеток и электровозов, числом рельсовых путей, шириной конвейера, расстоянием между крепью выработки и наиболее выступающей частью подвижного состава или конвейера, способом передвижения людей, количеством проходящего по выработке воздуха для проветривания.
Площадь поперечного сечения выработки вчерне определяют следующим образом: к сечению выработки в свету прибавляют площадь, занимаемую крепью, затяжкой и забутовкой. По заданным горно-геологическим условиям следует обосновать тип крепи и определить ее параметры по методике [14,16].



Таблица 1
Техническая характеристика электровозов [18]

Серия
Сцепная
масса,
т
Ширина
колеи, мм
Жесткая
база,
мм
Основные размеры, мм
, мм
Область применения






Длина
Ширина
Высота



АМ-8Д 8АРП-3
8,5
8,8
550, 575, 600 750, 900
1200 1200
4500
4500
1045
1345
1415 1415
Главные откаточные выработки в шахтах, опасных по газу или пыли

4КР
4,0
4,1
4,25
600
750
900
900
900
900
3120
3120
3120
1300-1515 1300-1515 1300-1515
1515 1515 1515
Маневровые работы в подготовительных выработках в шахтах и рудниках, не опасных по газу или пыли

АК-2у
2
550, 575, 600
650
2015
900
1210
Маневровые работы при проходке выработок

5АРВ
5
5
600
900
950
950
3480
3480
1000
1300
1385 1385
Вентиляционные и подготовительные выработки в шахтах, опасных по выбросам угля

4,5АРП-2м
4,5
550, 575, 600 750,900
900
900
3300
3300
1000
1300
1300 1300
Вентиляционные и подготовительные выработки в шахтах, опасных по газу или пыли

25КР-2м
25
750,900
1500
8080
1360
1650
Откаточные выработки в шахтах, не опасных по газу или пыли

АМ-8Д-600 АМ-8Д-900 2АМ-8Д-600 2АМ-8Д-900
0,8
0,8
16
16
550
575
750
900
1200 1200 1200 1200
4500
4500
4500
9470
1045
1345
1045
1345
1415 1415 1415 1415
Шахты, опасные по газу или пыли; маневровые работы в околоствольных дворах

Таблица 2
Техническая характеристика вагонеток [8, 9]

Тип*
Емкость
кузова,
м3
Грузо-подъём-ность, т
Жесткая
база, мм
Колея,
мм
Основные размеры, мм






Длина с
буфером
Ширина
кузова
Высота
от головки рельса

ВГ-0,7
0,7
1,8
500
600
1250
850
1220

ВГ-1,0
1,0
1,8
500
600
1500
800
1300

ВГ-1,1
1,1
1,8
550
600
1800
850
1300

ВГ-1,2
1,1
3,0
600
600; 750
1850
1000
1300

ВГ-1,3
1,3
2,3
550
600
2000
880
1300

ВГ-1,4
1,4
2,5
650
600
2400
850
1230

ВГ-1,6
1,6
3,0
800
600
2700
850
1200

ВО-0,4
0,4
1,0
400
600
1300
870
1200

ВО-0,8
0,8
2,0
600
600; 750
1850
1000
1250

ВБ-1,6
1,6
4,0
1000
600; 750
2550
1300
1300

* ВО и ВГ - с глухим опрокидным и неопрокидным кузовом соответственно; ВД - с разгрузкой через дно; ВР - рудная с глухим неопрокидным кузовом; ВБ с откидным бортом.

Таблица 3
Размеры типовых сечений горизонтальных выработок
трапециевидной формы

Обозначение
сечения
Размеры сторон, мм
Площадь поперечного сечения, м2
Характеристика выработки


b1
b2
h



Т-2,0
900
1320
1850
2,0
Скреперная

Т-3,0
1360
1800
1850
3,0
Скреперная

Т-4,8
1750
2300
2360
4,8
Однопутная

Т-5,1
1750
2360
2580
5,1
Однопутная

Т-6,1
1900
2580
2720
6,1
Однопутная

Т-7,0
2180
2800
2800
7,0
Однопутная

Т-7,5
2240
2900
2900
7,5
Однопутная

Т-8,4
3280
2870
2360
8,4
Двухпутная

Т-9,8
3450
4120
2580
9,8
Двухпутная

Т-11,0
3750
4370
2720
11,0
Двухпутная

Т-12,6
4150
4870
2800
12,6
Двухпутная

Т-13,6
4370
5000
2900
13,6
Двухпутная

Таблица 4
Размеры типовых сечений горизонтальных выработок
прямоугольно-сводчатой формы

Обозначение
сечения
Размеры сторон, мм
Площадь поперечного сечения, м2


b
hc
h
R
r


ПС-2,0
1120
1480
1850
770
290
2,0

ПС-2,7
1150
1320
1850
1070
410
2,7

ПС-4,2
1850
1800
2420
1280
490
4,2

ПС-4,5
1950
1800
2520
1350
510
4,5

ПС-5,4
2180
1900
2700
1510
570
5,4

ПС-6,4
2360
2000
2800
1630
620
6,4

ПС-6,8
2500
2070
2900
1730
650
6,8

ПС-8,3
3450
1800
2650
3120
590
8,3

ПС-8,7
3600
1800
2690
3250
620
8,7

ПС-10,0
4000
1800
2800
3620
690
10,0

ПС-11,6
4500
1800
2930
4070
780
11,6

ПС-12,1
4620
1800
2960
4180
800
12,1


Полученные размеры поперечного сечения выработок в свету должны быть проверены по скорости движения воздуха, необходимого для проветривания.

13 EMBED Equation.3 1415,(м/с) (1)

где V – скорость воздушной струи при данных размерах поперечного сечения горной выработки, м/с; Q – количество воздуха, проходящего по выработке, м3/с; Sсв – сечение выработки в свету, м2; V1 – допустимая скорость воздушной струи по ПБ для выработки данного типа, м/с.
Минимальная скорость движения струи воздуха в выработке – 0,15 м/с.
Максимальная скорость в квершлагах, главных откаточных и вентиляционных штреках, капитальных бремсбергах и уклонах - 8 м/с; в вентиляционных каналах - 15 м/с; в остальных горных выработках – 6 м/с.

3. Буровзрывной способ проведения выработок
Параметры буровзрывного комплекса работ должны обеспечить заданную форму, размеры поперечного сечения выработки и равномерное дробление породы. Производительная погрузка породы и высокий коэффициент использования шпуров должны быть достигнуты при минимально возможном количестве шпуров и оптимальной их глубине [15].
Буровзрывные работы должны проектироваться с соблюдением “Единых правил безопасности при взрывных работах” [3].

3.1. Взрывчатые вещества и средства взрывания
Номенклатура ВВ, допущенных для взрывных работ при проведении горных выработок (таблица 5), систематически пересматривается [11].
При электрическом способе взрывания в качестве средств взрывания используют электродетонаторы мгновенного (ЭД-8Э, ЭД-8-ПМ), короткозамедленного (ЭДКЗ, ЭДКЗ-15ПМ, ЭДКЗ-25ПМ) и замедленного (ЭДЗД) действия.
В шахтах, не опасных по газу и пыли, применяют непредохранительные электродетонаторы мгновенного действия ЭД-8Э и замедленного действия ЭДЗД с интервалом замедления от 0,5 до 10 с (длина проводов 2-4 м).
В шахтах, опасных по газу или пыли, допускаются предохранительные электродетонаторы ЭД-КЗ-ОП, ЭД-КЗ-П, ЭД-КЗ-ПМ (ГОСТ 21806-76).
При огневом способе взрывания в качестве средств взрывания используют капсюли-детонаторы (КД) и огнепроводные шнуры (ОШ) трех марок в зависимости от покрытия: ОША – асфальтированный, ОШЭ - экструзионный и ОШП – пластиковый.
Средствами взрывания огнепроводного шнура являются электорозажигательные трубки ЭЗТ-2, зажигательный патрон ЗП-Б
. Таблица 5
Характеристика взрывчатых веществ [11]
Класс
Тип
Плотность, г/см3
Работоспособность, см3
Бризантность, мм
Диаметр патрона, мм
Масса в патроне, г


Для рудников и шахт, не опасных по газу или пыли

II
Аммонит № 6 ЖВ
1,0-1,2
365-380
14-18
32
200


Детонит М
1,0-1,3
450-500
17-22
27-28
150






32-36
200


Динафталит 100
1,0-1,15
320-350
32
32
250


Предохранительные для породных забоев, опасных по метану

III
Аммонит АП-5ЖВ
1,0-1,15
320-330
14-17
36
300


Угленит Э-6
1,1-1,15
130-170
15-17
36
300


Предохранительные для угольных забоев в шахтах опасных по газу и пыли

IV
Аммонит Т-19
1,05-1,2
265-280
15-17
36
300

Повышенной предохранительноcти для угольных и смешанных забоев в шахтах всех категорий опасности при
суфлярном выделении метана


Угленит Э-6
1,1-1,25
130-170
7-11
38
300


Угленит 5
1,1-1,35
50-90
4-8
38
300


Угленит П-12Ц5
1,2-1,25
110-125
8-11
38
300



Детонирующие шнуры марок ДША, ДШВ и ДШЭ-12 используют для детонации заряда ВВ на взрывных работах, кроме шахт, опасных по газу и пыли.

3.2. Расчет паспорта буровзрывных работ
1. Коэффициент использования шпуров (КИШ)

(=lзах/lшп, (2)

где lзах – подвигание забоя за цикл, м; lшп – глубина шпура, м.
Коэффициент использования шпуров должен быть в пределах 0,8-0,95
2. Коэффициент излишка сечения (КИС)

(= Sпр/Sвч , (3)

где Sпр – площадь выработки в проходке, м2; Sвч – площадь выработки вчерне, м2.
Коэффициент излишка сечения должен быть в пределах 1,03-1,12
3. Коэффициент заряжания (заполнения) шпуров (КЗШ)

а= lзар/lшп , (4)

где lзар – длина заряда, м; lшп – длина шпура, м.
Коэффициент заряжания (заполнения) шпуров a при проведении выработок в шахтах, не опасных по газу и пыли, зависит от крепости породы и диаметра патрона ВВ:

f
· 3 3-6
· 6
a 0,55-0,65 0,65-0,75 0,75-0,85

В шахтах, опасных по газу и пыли а ( 0,66.
4. Выбор типа взрывчатого вещества (ВВ) (по таблице 5).


5. Определение глубины шпуров.
Глубина шпуров зависит от физико-механических свойств горных пород, площади забоя, типа бурового оборудования и общей организации работ в забое.
При проведении горизонтальных и наклонных выработок рациональная глубина шпуров должна быть от 1,6 до 2,6 м.
Уменьшение длины приводит к значительному увеличению удельного веса подготовительно-заключительных операций при бурении. Увеличение длины снижает скорость бурения шпуров.
Глубину врубовых шпуров принимают на 10-15% больше по сравнению со средней длиной шпура.
Длина шпура:

lшп=,(м) (5)

где V- скорость проведения выработки (для квершлагов и полевых штреков ( 70 м/мес); Тц – продолжительность цикла (1-2 смены); в – количество смен в сутки по проходке выработки (4 смены); m – количество рабочих дней для проходческой бригады в месяц (25 дней); ( - КИШ (0,8 – 0,95).
6. Определение удельного расхода ВВ
Удельный расход – это количество ВВ необходимого для дробления и выброса из забоя 1 м3 породы.
Для определения удельного расхода ВВ рекомендуется формула Н.М. Покровского:

q = q1 ( f0 ( ( ( е ( m, (кг/м3) (6)

где q1= 0,1( f – нормальный удельный расход, кг/м3;
f – средняя крепость пород в забое выработки;
f0 – коэффициент структуры породы;
f = 10-12 ( f0 = 2,0;
f = 7-10 ( f0 = 1,4;
f = 4-6 ( f0 = 1,3;
f = 2-4 ( f0 = 0,8.
( – коэффициент зажима породы при одной обнаженной поверхности забоя выработки (( =1,1-1,5 при двух обнаженных поверхностях):
; (7)

е – коэффициент работоспособности ВВ:

, (8)

где Р – работоспособность принятого ВВ, см3; 380 – работоспособность эталонного ВВ – Аммонит № 6 ЖВ;
m – коэффициент учитывающий диаметр патрона ВВ;

dп = 24 мм ( m = 1,1;
dп = 32 мм ( m = 1,0;
dп = 36 мм ( m = 0,97;
dп = 40 мм ( m = 0,95.

7. Расход ВВ на взрыв (теоретический расход ВВ)

QТ = Vг.п.( q = Sвч( lшп ( q, (кг) (9)

где Vг.п. – объем пород, который планируется раздробить в результате взрыва, м3; q – удельный расход ВВ, кг/м3.
8. Определение количества шпуров

(шп) (10)

где q – удельный расход ВВ, кг/м3; Sпр – площадь выработки в проходке, м2; ( -плотность ВВ в патроне, кг/м3; а – КЗШ (значения КЗШ по СНиП III-11-77); k – коэффициент учитывающий уплотнение ВВ в шпуре = 1.

На шахтах, опасных по газу и пыли, применяется прямое инициирование.








На шахтах, не опасных по газу и пыли, может применяться обратное инициирование.








На шахтах, опасных по газу и пыли, длина заряда не должна превышать 2/3 длины шпура.
Длина забойки должна быть:
- при длине шпура 0,6-1,0 м ( 1/2 глубины шпура;
- при длине шпура (1,0 м ( ( 0,5 м.
9. Распределение ВВ по шпурам.
а. Средняя величина заряда в шпуре:
(кг) (11)
где Q – расход ВВ на взрыв (теоретический), кг; N – количество шпуров, шт.
б. Величина заряда во врубовых, отбойных и контурных шпурах:

qвр = 1,2(qср, (кг)
qотб = qср, (кг) (12)
qкон = 0,9(qср,(кг)

qвр ( на 15-20% средней величины заряда.
qкон ( на 10-15% средней величины заряда.
в. Масса заряда в шпуре должна быть кратна массе патрона (в шпуре должно быть целое число патронов).

,
, (13)
.

где m – масса патрона, (кг) (см. таблицу 5).
Окончательно количество шпуров уточняется при выполнении графического построения паспорта БВР.
10. Определение длины заряда, коэффициента заряжания и длины забойки
а. Определение длины заряда:
, (см)
, (см) (14)
, (см)

где qвр – величина заряда, г; ( - плотность ВВ в патроне, г/см3; Sпатр - площадь поперечного сечения патрона, см2.
б. Определение коэффициента заряжания (заполнения) шпуров.




в. Определение длины забойки.


(16)
13 EMBED Word.Picture.8 1415.

где lзаб – длина забойки во врубовых, отбойных и контурных шпурах, см.

11.Уточненный (фактический) общий расход ВВ на заходку.
Qф=qвр(Nвр+ qотб(Nотб+ qконт(Nкон , (кг) (17)

Qф (Qт

Таблица 6
Данные о шпурах и зарядах
Тип шпура
Кол-во шпуров
Длина шпура, м
Масса заряда, кг
Угол наклона, град
Коэф. заряжания
Длина забойки, м
Степень замедления, мс
Очередность взрывания

1
2
3
4
5
6
7
8
9

Вруб.









Отбойн.









Конт.










Таблица 7
Показатели БВР
N/N
Показатель
Ед. изм.
Количество

1
2
3
4

1
Крепость пород
-


2
Кол-во ВВ на взрыв
кг


3
Удельный расход ВВ на 1 м
кг/м


4
Удельный расход ВВ на 1 м3
кг/м3


5
Расход ЭД (..)
шт.


6
КИШ
-


7
Тип взрывной машинки (.)
-



3.3. Расположение шпуров
Схему расположения шпуров в забое выбирают в зависимости от крепости и структуры пород, формы и размеров поперечного сечения выработки, количества обнаженных поверхностей, применяемого бурового оборудования и способа взрывания.
Шпуры должны располагаться так, чтобы исключить подрыв одного шпурового заряда другим и обеспечить качественное оконтуривание выработки и компактный разброс породы.
Устья оконтуривающих шпуров отстоят от контура выработки на 10-25 см, забои этих шпуров выводят на проектный контур выработки, а в крепких породах (f ( 9) – за проектный контур на 10-15 см.
В соответствии с Правилами безопасности [3], минимальное расстояние между шпуровыми зарядами должно быть не менее 0,6 м в угольном забое; в породном забое 0,3 м при крепости пород f ( 7 и 0,45 м при f < 7.
Прямые врубы позволяют применять глубокие шпуры (2,5 –3 м) даже в крепких породах для обеспечения более полного использования бурильных машин и снижение объема буровых работ на 1 м3 взорванной породы.
Число врубовых шпуров составляет от 2 до 10. Чаще вруб размещают в центральной части забоя или несколько смещают к почве выработки.
Отбойные шпуры бурят по нормали (реже под углом) к поверхности забоя, располагая их между врубовыми и оконтуривающими по линии, подобной поперечному сечению выработки. Расстояние между рядами отбойных шпуров не должно превышать линии наименьшего сопротивления (ЛНС).



где n – число поверхностей обнажения (n=1 для врубовых шпуров; n=2 для отбойных шпуров).
Расстояние между отбойными шпурами в ряду принимают равным (0,8-1,0) Wотб.
Расстояние между смежными оконтуривающими шпурами в боках и кровле выработки при крепости пород f < 4 принимают равным 0,8Wотб; при 4 ( f ( 6 – 0,9Wотб; при f > 8 - Wотб. Расстояние между оконтуривающими шпурами в почве выработки принимается (0,6-0,7)(Wотб.

3.4. Расчет электровзрывной сети
Выбранная схема соединения электродетонаторов проверяется расчетом общей силы тока в сети и тока, проходящего через каждый электродетонатор.
При выборе источника тока определяют общее сопротивление сети и минимальную силу тока в цепи, обеспечивающую безотказное взрывание всех электродетонаторов, затем вычисляют необходимое напряжение, по которому и подбирают источник тока.
Источником тока для электродетонаторов с нихромовыми мостиками накаливания в шахтах, опасных по газу или пыли, служат взрывные машинки конденсаторного типа ВМК, КПМ-1А, ПИВ-100М; КВП-1/100М и другие, или постоянный ток. Электродетонаторы соединяют последовательно.
С учетом изгибов, длина проводов принимается на 10 % больше расчетной.
Сопротивление электродетонаторов при расчете цепи принимается равным 2 Ом.
При электрическом способе взрывания в каждый электродетонатор сети должен поступать постоянный ток силой не менее 1,3А при одновременном взрывании до 100 электродетонаторов, и не менее 2,5 А - при взрывании переменным током.
Расчет электровзрывной сети проверяется по формулам, приведенным ниже.
При работах с применением электрического взрывания, группы ЭД соединяют между собой последовательно, параллельно, последовательно-параллельно или параллельно-последовательно.
Последовательное соединение состоит в том, что концы детонаторных проводников заряда ВВ соединяются между собой, а два крайних конца присоединяются к одному магистральному проводу, идущему к источнику тока. При последовательном соединении через все ЭД проходит ток одинаковой силы

13 EMBED Equation.3 1415 (19)

где E - электродвижущая сила источника тока, В; r – сопротивление одного электродетонатора, Ом; n – число ЭД в цепи; r0 – внутреннее сопротивление источника тока, Ом; R – сопротивление подводящих проводников, Ом. Общее сопротивление электровзрывной сети
13 EMBED Equation.3 1415 (20)
где Rм, Rс, Rу, Rк, RЭД – соответственно сопротивление магистральных проводов, соединительных, участковых, концевых, ЭД, Ом; N – число ЭД, а сопротивление проводов

13 EMBED Equation.3 1415 (21)
где ( - удельное сопротивление материала провода; l, S - соответственно длина и сечение провода. Надежное взрывание при постоянном токе обеспечивается при условии

13 EMBED Equation.3 1415 (22)

где I – сила тока, поступающего в ЭД, А; U – напряжение источника тока, В; Iг – гарантийный ток, А.
Параллельное соединение состоит в том, что каждый концевой провод ЭД присоединяется к разным магистральным проводам. При этом способе соединения требуется значительно более мощный источник тока, чем при последовательном:

13 EMBED Equation.3 1415 (23)

Общее сопротивление группы параллельно соединенных ЭД находят из выражения

13 EMBED Equation.3 1415 (24)

где R1, R2, , Rn – сопротивление электродетонаторов, Ом.
Различают параллельно-ступенчатое соединение, когда электродетонаторы постепенно присоединяют к двум параллельным проводам по ступеням, и параллельно-пучковое соединение, когда электродетонаторы в виде пучков присоединяют к проводам. Общее сопротивление при параллельно-ступенчатом соединении электровзрывной сети определяется по формуле

13 EMBED Equation.3 1415 (25)

Параллельно-последовательный способ соединения состоит в том, что ЭД разделяют на группы, в каждой из которых имеются последовательные и параллельные соединения. При данном способе соединения следует соблюдать следующие условия: в каждой группе должно быть одинаковое число ЭД; сопротивление во всех группах должно быть одинаковым. Общее сопротивление взрывной сети в этом случае составит

13 EMBED Equation.3 1415 (26)

где m1 – число последовательно соединенных групп ЭД; n1 – число параллельно соединенных ЭД в группе.
Величина тока в магистрали:

13 EMBED Equation.3 1415 [27]

Последовательно-параллельный способ состоит в том, что ЭД в группах соединяются между собой последовательно, а группы их включаются в электровзрывную сеть параллельно. Величина тока в этом случае

13 EMBED Equation.3 1415 (28)

Общее сопротивление взрывной сети

13 EMBED Equation.3 1415 (29)

где n – число последовательно включенных ЭД в группе; m – число параллельных групп ЭД.
Величина тока в магистрали:

13 EMBED Equation.3 1415 (30)




3.5. Бурильные машины
Бурение шпуров является одним из основных и наиболее трудоемких процессов при проведении выработок буровзрывным способом.
Продолжительность и трудоемкость бурения шпуров составляют 20-35 % общей продолжительности и трудоемкости проходческого цикла. Поэтому правильный выбор средств бурения при проведении выработок буровзрывным способом имеет большое значение.
В породах средней крепости и крепких бурение шпуров глубиной (длиной) до 3-4 м осуществляют машинами ПП-25, ПП-30, установленными на пневмоподдержки с виброгасящими каретками (таблица 8) [7].
Для бурения шпуров в горизонтальных выработках угольных шахт широкое распространение получили бурильные установки БУЭ-1, БУЭ-1м, БКГ-2 с электроприводом и БУ-1, БУ-1м, БУР-2 и СБУ-2м с пневмоприводом (таблица 9). В настоящее время все большее распространение получает установка БУЭ-3т с электроприводом на гусеничном ходу [10].
В породах с f = 3ч8 применяют также колонковые электросверла. Наибольшее распространение получили СЭК-1, СЭК-2, ЭБГ (таблица 10), которые могут устанавливаться на манипуляторах погрузочных машин.
Таблица 8
Техническая характеристика бурильных машин ударного
действия [7,9]

Марка
Расход воздуха, м3/мин
Диаметр воронки, мм
Масса, кг

ПП-20Л
2,8
46
26,5

ПП-25Л
3,5
52
32

ПП-25ЛБ
3,5
52
33

ПП-30Л
3,5
52
35

ПК-3
3,5
52
30

ПК-5
4,7
85
42

ПК-9
7,1
85
60

ПК-50
9,6
85
50

ПК-65
12-15
85
65


При проведении восстающих выработок по крепкой породе снизу вверх шпуры бурят телескопными бурильными машинами.

3.6. Паспорт буровзрывных работ
После расчета всех параметров буровзрывного комплекса составляют паспорт буровзрывных работ, который должен быть приведен в графической части проекта.
В паспорте БВР должна быть представлена схема расположения шпуров (в трех проекциях), указаны количество и диаметр шпуров, их глубина и углы наклона, количество серий взрывания, последовательность взрывания, величина зарядов в шпурах, общий и удельный расход ВВ, расход детонаторов, длина внутренней забойки каждого шпура и общее количество забоечного материала для всех шпуров, а также время проветривания забоя.
При проектировании буровзрывных работ следует предусмотреть меры безопасности, обратив внимание на особенности безопасного ведения работ в газовых шахтах [3]. Для пояснения текстовой части данного раздела в записке или на чертеже следует привести соответствующие схемы (схему конструкции заряда в шпуре, соединения детонаторов во взрывной сети и пр.)

Таблица 9
Техническая характеристика электрических и пневматических бурильных установок

Параметр
БУЭ-1
БУЭ-1м
БУЭ-3т
БКГ-2
БУ-1
СБКН-2М
СБКНС-2
УБН-2П

Площадь сечения выработки вчерне, м2
6-11
8-12
9-25
9-22
7-20
6-12
5-7
6-14

Диаметр шпура, мм
42
42
42
42
43
43
42
42

Глубина бурения, м
3
3
3
2,8
2,7
2,5
2,0
2,75

Максимальный коэффициент
крепости пород
8
16
16
16
14
16
16
12

Количество бурильных машин
1
1
2
2
1
2
2
2

Способ бурения
Вращательный
Универсальный
Ударно-
поворот.

Угол наклона выработки, град.
3
3
10
3
3
3
3
3

Тип механизма передвижения
Колесно-рельсовый
Гусеничный
Колесно-рельсовый
Пневмо-колёсн.

Установленная мощность, кВт
15
15
7,5
(головки)
40
6,62
-
-
-

Основные размеры в транспортном положении, м:






на базе ППН-1С


Ширина
1,15
1,15
1,75
1,32
1,08
1,35
-
1,5

Высота
1,2
1,2
1,95
1,4
1,5
1,30
-
1,5

Длина
8,2
8,9
10,2
7,2
6,5
6,5
-
6,8

Масса, кг
5200
5400
13400
5500
2300
5700
-
6450

Таблица 10
Техническая характеристика бурильных машин вращательного действия

Марка
Мощность электро-
двигателя, кВт
Диаметр
шпура,
мм
Основные размеры, мм
Масса, кг




длина
ширина
высота




Ручные электросверла



ЭР-14Д-2м
1,0
36-43
375
316
230
16

ЭР-18Д-М
1,4
36-43
388
316
230
17

ЭРП-18Д-М
1,4
36-43
468
316
230
24

СЭР-19М
1,2
36-43
390
320
300
18



Колонковые электросверла


СЭК-1М
4,8
до 50
1680
422
407
110

ЭБГП-1м
3,5
до 50
1680
400
400
130

ЭБГ
2
до 50
1500
410
400
120

ЭДП-20
(длинноходовое)
2
до 50
550
300
295
42



Пневматические сверла*



СР-3М
1,05-1,0
36-52
345
445
280
13,5

СР-3Б
1,0
36-52
325
445
280
12.5

* Вместо мощности электродвигателя указан расход воздуха, м3/мин

4. Проветривание
Расчет местного проветривания заключается в выборе схемы вентиляции, определении количества воздуха, необходимого для наиболее быстрого разжижения газов после взрывных работ и для нормального дыхания людей; в выборе типа и диаметра вентиляционных труб, определении депрессии (компрессии) и производительности вентилятора. По производительности вентилятора и величине депрессии выбирают тип вентилятора.
Количество воздуха, необходимое для проветривания выработок, рассчитывается с учетом нескольких факторов: по выделению углекислого газа, метана и газам, образующимся при взрывных работах, по количеству людей, занятых одновременно в забое, и минимальной скорости движения воздуха по выработке. Наибольшее количество воздуха, полученное из расчетов по вышеперечисленным факторам, принимается за необходимое.
а. Расход воздуха по газам, образующимся после взрывных работ:

13 EMBED Equation.3 1415 (м3/мин) (31)

где Sсв – площадь выработки в свету; Т – время проветривания забоя после взрыва, мин; Qвв – масса одновременно взрываемого ВВ, кг (фактическая); Iвв – газовость ВВ, л/кг (принимают равной 100; 70 и 40 л/кг при взрывании по угольному, смешанному и породному забоям соответственно); L – длина выработки, м (при протяжённости выработок более 500 м в формулу вместо L подставляется Lкр, но если критическая длина трубопровода получается больше длины выработки, то в формулу подставляется проектная длина выработки); kобв – коэффициент, учитывающий обводненность выработки; kут – коэффициент утечек воздуха.

13 EMBED Equation.3 1415(м) (32)
где kт – коэффициент турбулентной диффузии полной свободной струи воздуха.
Значения kт зависят от диаметра трубопровода, отставания торца трубы от забоя и местоположения трубы в сечении выработки. Местоположение трубопровода в сечении выработки характеризуют приведенным диаметром трубопровода dпр, значение которого принимают dпр= 1,5dт – при расположении трубопровода посредине ширины или высоты выработки и dпр=2dт – при расположении трубопровода в углу выработки; здесь dт – принятый диаметр трубопровода, м. Расстояние от торца трубопровода до забоя (lтр) принимают согласно ПБ: lтр ( 8 м – для шахт, опасных по газу и пыли, lтр ( 12 м для неопасных шахт.
Коэффициент kобв принимается в соответствии со следующими данными:


Выработки
kобв

Породы сухие (приток до 1 м3/ч); горизонтальные и наклонные выработки по сухим породам
0,8

Породы обводненные (приток до 6 м3/ч); горизонтальные и наклонные выработки, частично проходимые по водоносным породам (влажные выработки)
0,6

Породы обводненные (приток 6-15 м3/ч); горизонтальные и наклонные выработки на всю длину, проходимые по водоносным породам или с применением водяных заслонов (обводненные выработки)
0,3

Породы обводненные (приток более 15 м3/ч);
0,15


Коэффициент kт изменяется [14] в зависимости от отношения lзаб./dтр (lзаб. – расстояние от забоя до конца вентиляционного трубопровода (8 или 12 м), м; dтр – диаметр трубопровода, м) следующим образом:

lзаб../dтр

3,22
0,247
3,57
0,262
3,93
0,267
4,28
0,287
4,80
0,3
5,40
0,335
6,35
0,395

lзаб../dтр

7,72
0,46
9,60
0,519
12,10
0,6
15,80
0,672
21,85
0,747
30,80
0,810
48,10
0,873

Коэффициент утечек воздуха для металлических трубопроводов

13 EMBED Equation.3 1415 (33)

где kуд.ст – удельный стыковочный коэффициент воздухонепроницаемости, зависящий от качества соединения звеньев; lтр – длина трубопровода, м; lзв – длина звена трубопровода, м; Rтр – аэродинамическое сопротивление трубопровода, (13 EMBED Equation.3 1415).
Значения коэффициента kуд.ст принимают с учетом качества сборки магистрали воздуховода:

Качество сборки труб
Утечки воздуха
kуд.ст

Удовлетворительное
Допустимые
0,002-0,005

Хорошее
Незначительные
0,001-0,002


Удовлетворительное качество сборки труб допускается только при lтр ( 450 м.
Аэродинамическое сопротивление трубопровода

13 EMBED Equation.3 1415(13 EMBED Equation.3 1415). (34)

где ( - коэффициент аэродинамического сопротивления (таблица 11).

Таблица 11
Значения коэффициента аэродинамического сопротивления
Трубы
dтр, м


0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
0,9
1

Стальные
-
0,002
0,002
0,0013
0,0013
0,0013
-

Текстовинитовые
0,0036
0,0055
0,0055
0,0030
0,0029
0,0028
0,0025

Типа М
0,0045
0,0045
0,0040
-
-
-
-



Для труб типа М коэффициент утечек воздуха при 20-метровых звеньях зависит от lтр:

lтр
kут.тр
lтр
kут.тр
lтр
kут.тр

50
1,04
300
1,19
800
1,43

100
1,07
400
1,25
900
1,54

150
1,11
500
1,30
1200
1,76

200
1,14
600
1,35
1500
2,09

250
1,16
700
1,39
2000
2,63





При увеличении числа стыков в результате применения 5- и 10-метровых звеньев kут.тр принимает следующие значения:

Общее число стыков
4
5
6-8
9-11
12-14
15-17

kут.тр
1,04
1,05
1,07
1,11
1,15
1,19

Общее число стыков
18-20
21-25
26-35
36-45
46-55


kут.тр
1,23
1,30
1,33
1,43
1,54



б. Расчет необходимого количества воздуха по наибольшему числу людей:

13 EMBED Equation.3 1415 (м3/мин) (35)

где 6 - норма расхода воздуха на 1 человека (по ПБ – 6 м3/мин); n -наибольшее количество людей.
в. Расчет необходимого количества воздуха по минимальной скорости движения воздуха.

13 EMBED Equation.3 1415 (м3/мин) (36)

где Vmin - общий расход воздуха по минимальной скорости движения воздуха, принимаемый в соответствии с Правилами безопасности, м/с (0,15; 0,25; 0,5 соответственно для шахт неопасных по газу и пыли; I и II категории и III категории и сверхкатегорных).
Из полученных трех значений 13 EMBED Equation.3 1415 выбираем максимальное (Qmax).
Вентилятор местного проветривания выбирают по расходу воздуха для проветривания выработки и депрессии вентилятора.
г. Определение требуемой производительности (подачи) вентилятора местного проветривания.

13 EMBED Equation.3 1415 (м3/мин) (37)

д. Определение депрессии вентилятора.
Для гибких трубопроводов:
13 EMBED Equation.3 1415(Па) (38)
Для жестких трубопроводов:
13 EMBED Equation.3 1415(Па) (39)
где Rтр - аэродинамическое сопротивление трубопровода, (к() или (13 EMBED Equation.3 1415).
Таблица 12
Зависимость Rтр от длины и диаметра трубопровода [13]
Расчетная длина трубопровода, м
dтр


300
400
500
600
1000

50
600
160
50
20
4

100
1200
300
100
40
8

150

430
140
55
11

200

560
180
85
15

250

690
220
100
20

300

810
260
130
24

400

1020
330
155
31

500

1230
400
180
40

600

1420
470
200
45

700

1610
530
225
50

800

1790
590
238
55

900


640
280
60

1000


710
320
70

1200


820
360
80

1400


910
400
90

1600


980
450
95

1800


1070
490
100

2000


1150
500
150


Вентилятор местного проветривания выбирают по расходу воздуха, необходимого для проветривания выработки 13 EMBED Equation.3 1415и депрессии h, используя данные таблицы 13.
Таблица 13
Техническая характеристика вентиляторов местного проветривания [13]
Параметры
Осевые


ВМ-3М
ВМ-4М
ВМ-5М
ВМ-6М
ВМ-8М
ВМП-4*
ВМП-6*

Производительность, м3/мин
20-90
60-150
180
300
210-650
85
312

Давление, кПа
2,0-8,5
3,0-13,5
18
25
15-36
14
19,5

Диаметр входного и выходного патрубков, мм
300
400
500
600
800
400
600

КПД вентилятора
0,65
0,7
0,71
0,72
0,73
0,22
0,3

Мощность двигателя, кВт
2,2
4,0
13
24
50
-
-

Масса, кг
45
107
250
375
650
50
270




Параметры
Центробежные


ВЦО-0,6
ВЦ-7
ВЦПД-8

Производительность, м3/мин
50-462
60-510
240-1380

Давление, кПа
25-60
10-97
25-90

Диаметр входного и выходного патрубков, мм
600
700
800

КПД вентилятора
0,76
0,83
0,86

Мощность двигателя, кВт
50
75
125

Масса, кг
608
900
1098


* Расход сжатого воздуха вентиляторами ВМП-4 и ВМП-6 составляет 4 и 15 м3/мин соответственно.



5. Погрузка породы
Погрузка породы в горизонтальных выработках - трудоемкий процесс, занимающий до 55-75% общего времени проходческого цикла.
Погрузку горной массы в горизонтальных выработках осуществляют ковшовыми машинами периодического действия, погрузочными машинами типа ПНБ непрерывного действия с нагребающими лапами, скреперными установками и погрузо-доставочными машинами (при проведении коротких выработок).
В выработках по породе применяют преимущественно ковшовые погрузочные машины 1ППН-5 и 1ППН-1с на колесно-рельсовом ходу, в выработках со смешанным забоем - машины 1ПНБ-2, 2ПНБ-2, 1ПНБ-2Б, 2ПНБ-2Б непрерывного действия на гусеничном ходу [10,14].
При проведении наклонных стволов и уклонов под углом до 55( используются комплексы ППВ-2 с грейферным грузчиком.
При проведении выработок околоствольного двора применяют погрузочно-доставочные самоходные машины ПДВ-1 и ПДН-2.
Скреперные комплексы используют для механизации погрузки угля и породы при проведении наклонных выработок с углом наклона до 35(, а в горизонтальных выработках - при небольшой площади поперечного сечения.
Характеристика погрузочных машин представлена в таблицах 14-17.
В зависимости от количества путей в выработке вагонетки могут обмениваться на различного рода разминовках и с помощью специальных устройств (таблице 16). Для повышения производительности погрузочных машин в однопутевых выработках целесообразно использовать при обмене груженых вагонеток на порожние перекатные роликовые платформы, поворотные круги, горизонтальные вагоноперестановщики, тупиковые заезды и накладные разминовки. При проведении выработок наиболее прогрессивным является обмен вагонеток составами, размещаемыми для загрузки под перегружателем (таблица 17).

Таблица 14
Техническая характеристика машин
Показатели
1ППН-5
ППН-1с
1ПНБ-2
2ПНБ-2
ППН-3

Минимальное сечение выработки в свету, м2
7,5
6
4,5
5,4
5,75


Фронт погрузки, м

4
2,2
неограниченный
3,2

Коэффициент крепости пород

любой
6
12
любой

Угол наклона выработки, градус

(3
(3
(8
(8
(3

Техническая производительность, м3/мин

1,25
0,8
2,2
2,5
1,25

Вместимость ковша, м3
0,32
0,2
-
-
0,5

Мощность двигателя, кВт

21,5
17,7
31
70
38,0

Тип механизма передвижения

колесно-рельсовый
гусеничный
колесно-рельсовый

Основные размеры, м:


ширина
1,7
1,25
1,6
1,8
1,5

высота в рабочем
положении
2,25
1,5
2,3
2,6
1,8

длина

7,54
2,25
7,3
7,8
3,2

Масса, кг
9000
3500
7000
11850
6800


При машинах непрерывного действия в качестве призабойного транспорта наиболее целесообразно использовать перегружатели и конвейеры, обеспечивающие непрерывную работу машин.
При проведении уклонов под углом свыше 25( уголь и порода выдаются в скипах на поверхность.

Таблица 15
Техническая характеристика скреперных комплексов
ВНИИОМШСа
Параметр
СКУ-1
СКУ-КТ
(МПДК-2)
МПДК-3
СКМ-600

Производительность, м3/ч
40
60-30
45-25
45-25

Длина скреперования, м
15
10-20
15-30
15-30

Ёмкость скрепера, м3
0,5
0,5
0,45
0,45

Продолжение таблицы 15

Параметр
СКУ-1
СКУ-КТ
(МПДК-2)
МПДК-3
СКМ-600

Тип скреперной лебедки
БС-4П-2,
30ЛС-2П
БС-4П-2,
30ЛС-2П
17ЛС-2П
17ЛС-2П

Мощность двигателя, кВт
20
20
17
17

Скорость движения каната, м/с:





- рабочего
0,8-1,2
0,8-1
1,12
1,12

- холостого
1,65
1,65
1,54
1,54

Транспорт породы
скипы, вагонетки
конвейер РТУ-30,
КЛ-150
конвейер РТУ-30,
КЛ-150
скипы емкостью 1,35 м3

Размеры скреперного полка, м:





- длина
9,32
21
7,6
6,6

- ширина
1,95
1,95
1,44
1,4

- высота
1,65
1,65
1,7
1,95

Сечение выработки, м2
8,6-16
7,8-16
5,8-7,8
5,9-8

Максимальный угол наклона выработки, градус
35
5-18
5-18
35

Масса комплекса, т
4,7
-
7,4
4,5




Таблица 16
Средства обмена вагонеток
Средства
Расстояние от
забоя до пункта обмена, м
Время обмена
вагонеток, мин
Количество путей в
выработке
Грузоподъёмность вагонетки, т

Стрелка:


- симметричная
до 20
1,0-2,0
2
любая

- накладная
до 10
0,5-1,0
2
1,0-2,0

Плита-разминовка
до 10
0,5-1,0
2
1,0-2,0

Разминовка:


- накладная
до 20
1,0-1,5
1
1,0-2,0

- тупиковая или замкнутая на одну вагонетку
до 75
2,0-4,0
1
любая








Таблица 17
Техническая характеристика перегружателей
Параметр
УПЛ-2
ППЛ-1Э
ППЛ-1К
ППС-1
ППМ

Производительность, м3/ч
160
150
150
150
150

Мощность двигателя, кВт
15,0
15,0
15,5
15
15

Ширина, мм
1290
1190
2100
1130
1180

Длина, м
23,3
24,4
22
67
56

Масса комплекта, т
6,66
10,3
6,0
16,1
12,9


6. Возведение крепи
Трудоемкость и технология возведения постоянной крепи обусловлена конструкцией и условиями ее эксплуатации [5,6].
Постоянную рамную крепь возводят вслед за подвиганием забоя, а монолитную бетонную (жел. бетонную) - с отставанием от него. Для частичной механизации возведения рамной крепи применяют крепеустановщики, монтажные стрелы, подъемники, технические характеристики и область рационального применения которых указаны в работах [9,10,14,16].
Для обеспечения устойчивости горных выработок применяют анкерную, набрызгбетонную и комбинированную крепи. Бурение шпуров под анкера производят буровым оборудованием, предназначенным для бурения взрывных шпуров, а также специальным оборудованием (ПА-1, МАП-1, БСТ, УВАК). Железобетонная анкерная крепь может устанавливаться с помощью пневмонагнетателей или с помощью ручных шприцев (при отсутствии в забое сжатого воздуха).
В состав работ по возведению набрызгбетонной крепи входят подготовка поверхности выработки, приготовление и загрузка в набрызгмашину (типа БМ, ПБМ, СБ-68 и др.) бетонной смеси, нанесение ее на породную поверхность и уход за уложенным набрызгбетонным покрытием.
Для механизации работ по возведению монолитной бетонной крепи применяют бетоноукладочные комплексы разных модификаций: БУК-1, БУК-2, УБМЗ-5, «Монолит-1», «Горизонт –1у».
Основными конструктивными узлами этих агрегатов являются бетоновозы, дозаторы, загрузочные устройства, опалубки, бетоноводы и др. [9,10,16].

Таблица 18
Техническая характеристика бетоноукладчиков и машин
безопалубочного бетонирования
Параметр
СБ-68
(УБС-5В)
УБМЗ-5
БМ-70*
БУК-1
СБ-67
(БМ-60)
УПВ-8

Производительность, м3/ч

5,0
5,0
10-14
5-6
5-10
4,0
7-8

Дальность транспортирования, м:







по горизонтали
по вертикали
100
10
100
10
250
10
до 300
до 30
200
35
100
30

Установленная мощность, кВт
11
11
-
-
-
10

Расход сжатого воздуха на укладку 1 м3 бетона, м3/мин
-
-
15
18-20
6-8
-

Размеры, мм:







длина
2650
2890
1450
2850
2000
2200

ширина
830
965
836
1240
1100
1300

высота
1000
2060
1675
1600
1700
2300

Масса, т
1,1
1,8
0,8
0,7
1,5
1,0
1,2

*В числителе – для укладки бетонной смеси за опалубку, в знаменателе – для укладки набрызгбетона.


Технические характеристики крепеукладчиков:

Крепеукладчик
К-1000
УТ-1м
УК - 500






Грузоподъемность, т
1,0-1,5
0,6
0,5

Сечение выработки, м2
6-4
9,9-15,7
-

Мощность двигателя, кВт
7,5
5,7
9,2

Размеры, мм:




длина
1500
3100
1940

ширина
5200
2200
5000

высота
1350
2152
1200

Масса, кг
7000
4170
6300



7. Вспомогательные работы и оборудование
Возведение временной крепи. Временную крепь устанавливают для безопасного ведения работ в призабойном пространстве на период до возведения постоянной крепи. Она должна быть инвентарной, надежной, простой в изготовлении, удобной при установке и замене постоянной крепью. Простейшей временной крепью являются стойки, устанавливаемые вертикально.
В качестве поддерживающей временной крепи в зависимости от формы поперечного сечения выработки применяют трапециевидную или арочную жесткую крепь из двутавровых или швеллерных балок № 10,14. В некоторых случаях в качестве временной крепи может служить арочная податливая металлическая крепь из спецпрофиля. Возводят такую крепь как и постоянную.
В выработках арочной формы получила распространение также штанговая крепь самостоятельно или в комбинации с верхним подхватами.
Устройство водоотводных канавок. Вода, поступающая в выработку, отводится самотеком по водоотводной канавке к центральному водосборнику шахты. Форма и размеры сечения ее выбираются в зависимости от величины притока воды, свойств пород и типа крепи выработки.
Для образования водоотводной канавки при проведении выработок по крепким породам одновременно со взрыванием шпуров в забое в подошве выработки взрывают 1-2 дополнительных шпура, пробуриваемых в месте расположения канавки. После уборки породы канавку оформляют до проектного сечения с помощью отбойных молотков.
Настилка рельсового пути. При проведении горизонтальных выработок вблизи от забоя обычно настилают временные рельсовые пути, которые по мере его подвигания заменяют постоянными. Временные рельсовые пути применяют в пределах длины выработки с временной крепью, в выработках, не имеющих постоянных путей, в выработках с постоянными рельсовыми путями на бетонном основании и при наличии в подошве выработки пучащих пород. Временные рельсовые пути обычно существуют непродолжительный срок и служат для обеспечения бесперебойной работы проходческих машин.
Постоянные рельсовые пути настилают участками длиной, кратной длине рельсов (8 или 12 м), по мере подвигания забоя с соблюдением правил технической эксплуатации рудничных рельсовых путей, имеющих верхнее и нижнее строение. Верхним строением служит порода подошвы выработки. Верхнее строение состоит из балластного слоя, шпал, рельсов и скреплений.
Прокладка труб и кабелей. Трубы и кабели прокладывают в выработках таким образом, чтобы они не могли повреждаться подвижным составом при нормальном его движении и в случае схода с рельсов, не мешали проходу людей и были удобны для обслуживания. Силовые кабели и трубы коммуникаций устраивают в противоположных боках выработок.
С этой точки зрения, трубы и кабели целесообразно прокладывать в верхней части выработки. Вентиляционные трубы и трубы сжатого воздуха в зависимости от типа крепи выработки можно подвешивать при помощи металлических хомутов и крючьев.
Маркшейдерское обслуживание. Все горные выработки на шахте или руднике необходимо проводить в соответствии с утвержденным проектом или планом развития горных работ. Маркшейдерская служба обеспечивает задание и контроль направления и уклонов выработок, размеров поперечных сечений и ежемесячный учет качества и объемов выполненных работ. Отклонения от проектных параметров фиксирую в журнале контроля с целью последующего устранения выявленных нарушений предусмотренных проектом параметров.

8. Организация работ и технико-экономические показатели
Организация работ существенно влияет на технико-экономические показатели проведения горных работ.
Продолжительность проходческого цикла определяется от начала проведения одного из основных процессов до его возобновления после выполнения всех процессов, входящих в цикл.
Рекомендуется следующая последовательность расчета организации проходческих работ:
задаться режимом работы забоя и скоростью проходки выработки;
определить состав и объемы работ проходческого цикла;
рассчитать продолжительность выполненных работ; количественный и квалификационный состав бригады; установить последовательность выполнения работ и расстановку проходчиков по рабочим местам;
построить график организации работ проходческого цикла.
Рациональным считается непрерывный режим работы забоя (пяти- или шестидневная рабочая неделя) с разными вариантами суточного режима.
1. Расчетная продолжительность проходческого цикла:

13 EMBED Equation.3 1415 (40)

где В – количество смен по проведению выработки в сутки; m – количество рабочих дней в месяц по проведению выработки; lц – подвигание забоя за цикл, (м); tсм – время смены (6 часов); V – скорость проходки (м/мес).
Продолжительность проходческого цикла должна быть кратной продолжительности смены.
2. Нормативная трудоёмкость i-ой операции (процесса):

13 EMBED Equation.3 1415 (41)

где Hвр. и Hвыр.- нормы времени и выработки по i-ой операции; Vi – объем работ по данному процессу.
Норма времени – количество рабочего времени, затрачиваемое на выполнение единицы работы.
Норма выработки – количество работы, выполняемое в единицу времени.
Норма времени (выработки) выбирается из нормировочников в зависимости от крепости пород, площади поперечного сечения выработки, а также от применяемого оборудования (получить у преподавателя).
3. Определение принятой нормы времени:

13 EMBED Equation.3 1415 (42)

где k – поправочный коэффициент.
В нормировочниках приводятся нормы времени/нормы выработки для усредненных условий проведения горных выработок.
При расчете норм времени (выработки) вводится поправочный коэффициент, учитывающий отличие фактических условий от среднестатистических, приводимых в нормировочниках.
Поправочных коэффициентов может быть несколько:

13 EMBED Equation.3 1415 (43)
Расчет трудоемкости операций проходческого цикла рекомендуется вести в табличную форму.

Форма для расчета трудоёмкости и продолжительности работ проходческого цикла
Операция проходческого цикла
Единица измерения
Объем работ
Норма времени (выработки)
Обоснование нормы времени (выработки)
Поправочный коэффициент
Принятая норма времени (выработки)
Трудоемкость процесса
Число проходчиков
Продолжительность процесса

1
2
3
4
5
6
7
8
9
10


4. После определения трудоёмкости по отдельным процессам определяется суммарная трудоёмкость операций проходческого цикла.

13 EMBED Equation.3 1415 (44)

5. Затем определяется число проходчиков (nц), выполняющих операции проходческого цикла.

13 EMBED Equation.3 1415, (45)

где 13 EMBED Equation.3 1415- суммарная трудоемкость работ проходческого цикла. Расчетное число проходчиков nц округляется в меньшую сторону.
6. Коэффициент перевыполнения нормы выработки (времени):
13 EMBED Equation.3 1415 (46)
где nц – принятое число проходчиков, выполняющих проходческий цикл. Коэффициент перевыполнения нормы выработки (времени) принимают в диапазоне (1,02-1,15).
7. Продолжительность основных процессов проходческого цикла:

13 EMBED Equation.3 1415, (47)

где ni - количество человек, выполняющих данный процесс; ( - коэффициент сокращения времени выполнения основных операций за счет проведения взрывных работ.

13 EMBED Equation.3 1415, (48)

где tзар. – продолжительность заряжания комплекта шпуров; tпров. – продолжительность проветривания забоя после взрыва ВВ составляет 15-30 минут. Значения коэффициента ( принимаем меньше1.

13 EMBED Equation.3 1415; (49)

где N – число шпуров в забое; tш – продолжительность заряжания одного шпура, tш = 2(3 мин; nшп. – количество людей, которое заряжают шпуры.
8. Общая продолжительность проходческого цикла при последовательном выполнении процессов (операций):

Tц=t1+t2++tn (50)

где t1,t2 tn - продолжительность выполнения основных процессов цикла.
9. Основные и вспомогательные операции проходческого цикла могут выполняться с полным или частичным совмещением их во времени. Частично можно совмещать операции бурения шпуров, погрузки горной массы - с работами по наращиванию рельсовых путей, устройству водоотливной канавки, затягивание боков выработки и др.
При совмещении во времени основных процессов проходческого цикла возможны два случая:
1) время двух параллельно выполняемых процессов полностью совпадает; 2) время выполнения основных процессов цикла различно. Во втором случае проходчики, закончив выполнение одного процесса, переходят к следующему процессу в соответствии с графиком организации работ или присоединяются к проходчикам, продолжающим выполнять данный процесс, параллельный с законченным.
Количество проходчиков принимается из условия равномерной загрузки их в течение смены и максимального совмещения основных проходческих процессов. Например, при проведении горизонтальных и наклонных выработок буровзрывным способом основные трудоемкие процессы цикла (бурение шпуров и погрузку породы) в течении всего цикла совмещают с возведением постоянной крепи, устройством водоотливной канавки и др. Совмещение бурения с погрузкой породы не рекомендуется из-за сложности организации работ.
Продолжительность основного процесса, требующего наибольшего времени, определяется при совмещении процессов по формуле [47].

Для расчета продолжительности выполнения остальных процессов примем следующие обозначения: q1 и q2 – трудоемкости совмещаемых процессов, более и менее длительного, чел.-ч.; t2 –время, затрачиваемое на выполнение менее длительного процесса, ч; n1 и n2 – количество проходчиков, занятых на выполнение более и менее длительных процессов соответственно.
Тогда n1 – рабочих за время t2 выполняет работу по более длительному процессу, трудоемкость которого q2= t2(n1(kв, где kв – поправочный коэффициент.
После того как n2 проходчиков закончат процесс продолжительностью t2 и присоединятся к n1 проходчикам, потребуется выполнить работу по этому процессу, трудоемкость которой q3=q1 - q2.
Все рабочие (n1+n2) выполнят оставшуюся работу за время t3= q3/(n1+n2).
Продолжительность цикла при совмещенном выполнении процессов Tц= t1+t3.
По полученным данным о продолжительности каждого процесса цикла строится цикличный график организации работ. Кроме того, в пояснительной записке необходимо описать последовательность работ, порядок их выполнения и расстановку проходчиков.
При совмещении основных процессов цикла количество рабочих и их расстановка в забое должны быть такими, чтобы вынужденные простои людей были исключены, т.е. они должны быть согласованы с объемами работ по каждому проходческому процессу.
10. Комплексная норма выработки (Нк), производительность труда на выход (П) и расчетная скорость проведения выработок (Vр) могут быть определены по нижеприведенным зависимостям соответственно:
13 EMBED Equation.3 1415 (51)

где буквенные обозначения имеют тот же смысл, приводимый ранее.

9. Стоимость проведения горных выработок

На действующих горных предприятиях стоимость проходки горных выработок устанавливается по участковым затратам. При этом учитывают только те затраты, которые зависят от работы участка. Затраты на транспорт, вентиляцию и т п. относят к участку внутри шахтного транспорта, вентиляции, водоотлива и т.д. [2]
Стоимость проходки выработок по участку складывается из заработной платы, стоимости материалов, энергии и амортизационных отчислений. Расчет участковых затрат на проходку выработок производится на базе выполненной технической части курсового проекта.
Стоимость 1 м выработки по заработной плате рассчитывают на основе следующих данных: объема работ за цикл, нормы выработки на отдельные виды работ, тарифных ставок с учетом районных коэффициентов и принятого подвигания забоя выработки за цикл.
Расценки на отдельные виды работ устанавливают по тарифным ставкам проходчиков и их соотношению, приводимому в нормировочных справочниках.




Расчет фонда заработной платы на цикл сводят в форму:

Процессы
цикла
Единица измерения
Объем работ за цикл
Норма времени
Трудоемкость,
чел.-смены
Средняя тарифная ставка, руб.
Участковый фонд заработной платы на цикл, руб.









Итого:


Стоимость проведения 1 м выработки по заработной плате получают делением фонда заработной платы на цикл на подвигание забоя за цикл.
Стоимость 1 м выработки по материалам зависит от количества необходимых материалов, их стоимости и принятого подвигания забоя за цикл. Результаты расчета сводят в форму:

Материал
Единица измерения
Количество единиц за цикл
Стоимость единицы, руб.
Сумма, руб.







Итого:

Неучтенные материалы,
% от итога по норме

Всего


При подсчете расхода материалов на временную крепь (в случае ее применения) необходимо учитывать ее повторное использование (оборачиваемость). Стоимость материалов определяется по ценникам для соответствующего района. Стоимость 1 м выработки по материалам равна стоимости материалов на цикл, деленной на подвигание забоя за цикл.
Стоимость проведения 1 м выработки по энергии зависит от расхода энергии пневматическими и электрическими забойными механизмами за один цикл. Расход энергии пневматическими машинами:

13 EMBED Equation.3 1415 (52)

13 EMBED Equation.3 1415 (53)

где р - расход сжатого воздуха в минуту, м3; Т время чистой работы механизма за цикл, ч; 1,1 - коэффициент, учитывающий потери.
Расход энергии электрическими машинами:

13 EMBED Equation.3 1415 (54)

где N - мощность электродвигателя, кВт; kм - коэффициент использования электродвигателя по мощности; ( - КПД электродвигателя.
Время чистой работы механизма за смену вычисляют умножением коэффициента использования двигателя по времени kв на продолжительность процесса t, определенную по графику организации работ.
Значения коэффициентов kв и kм для различных механизмов следующие:
kв kм
Лебедки:
электрические 0,375 0,8
пневматические 0,5 0,8

Конвейеры, погрузочные машины,
проходческие комбайны 0,4 0,8

Бурильные молотки:
легкого веса 0,6 1,0
среднего и тяжелого веса 0,7 1,0

Молотки отбойные 0,7 1,0

Насосы забойные 0,5 0,8

Электросверла 0,5 0,8

Перегружатели 0,6 0,7

Стоимость 1 кВт-ч электроэнергии и 1 м3 сжатого воздуха принимается равной фактической для условий, в которых составляется проект.
При отсутствии этих данных стоимость электроэнергии можно принимать по тарифам, установленным для каждого района, а стоимость 1 м3 сжатого воздуха - по фактическим данным.
Амортизационные отчисления, включаемые в участковую себестоимость, планируются только по передвижным механизмам и оборудованию, располагаемому в призабойном пространстве. Рассчитывают амортизационные отчисления пообъектно, исходя из числа механизмов и оборудования в забое, их полной стоимости и нормы амортизации для данной группы оборудования.
Полная стоимость забойного оборудования включает прейскурантную стоимость механического и электрического оборудования, затраты на его транспортировку до шахты, а также на хранение и монтаж.
Установлены следующие общие годовые нормы амортизационных отчислений на полное восстановление, % от полной стоимости оборудования:
Комбайны проходческие, погрузочные машины 30
Бурильные и отбойные молотки и другой
механизированный инструмент 50
Самоходные буровые каретки и вагонетки 40,1
Буровые станки и установки 30,2
Полки самоходные для проходки восстающих 34,0
Секции механизированной крепи 34,3
Растворонагнетатели и блоко-тюбингоукладчики 22
Вагонетки шахтные 32,1
Электровозы 18,6 Конвейеры:
скребковые передвижные 29,4
скребковые сборно-разборные 32,3
пластинчатые 27
ленточные 21,9
перегружатели 38
Вентиляторы местного проветривания 25
Насосы забойные 19,3
Вибраторы 44,3 Лебедки:
ручные 13,7
приводные 29,2
Подъемные машины 7,9




Амортизационные отчисления за цикл работ сводят в форму:

Оборудование
Прейскурантная стоимость оборудования, тыс. руб.
Количество единиц оборудования
Полная стоимость всего оборудования, тыс. руб.
Норма амортизации, %
Амортизационные отчисления, тыс. руб.






на год
на цикл









Итого:


БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
Дополнения к «Руководству по проектированию вентиляции угольных шахт». М.: Недра, 1981.
Единые нормы времени и расценки на строительные, монтажные и ремонтно-строительные работы. Сб. № 36. Горно-проходческие работы. М.: Стройиздат, 1988.
Единые правила безопасности при взрывных работах. Выпуск 1 - М.: ОАО "НТЦ "Промышленная безопасность", 2006.
Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. Выпуск 33. - М.: ГУП "НТЦ "Промышленная безопасность", 2004.
Справочник по креплению капитальных и подготовительных горных выработок. / В.Н. Каретников, В.Б. Клейменов, А.Г. Нуждихин. М.: Недра, 1989.
Проведение горно-разведочных выработок. / В.Г. Лукьянов, А.Д. Громов. М.: Недра, 1999.
Машины и механизмы для бурения шпуров / Под ред. С. Подколзина М.: Углетехидат, 1958.
Машины и оборудование для проведения горизонтальных и наклонных. горных выработок / Под общ. ред. Б.Ф. Братченко. М.: Недра, 1975.
Машины и оборудование для угольных шахт: Справочник. / Под ред. В.Н.Хорина.- 4-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1987.
Механизация проведения подготовительных выработок / А.И. Петров, Г.Г.Штумпф, П.В.Егоров, Г.П.Архипов. М.: Недра, 1988.
Перечень рекомендуемых промышленных взрывчатых материалов, приборов взрывания и контроля. М.: Недра, 1987.
Проведение горно-разведочных выработок. / В.М. Рогинский. М.: Недра, 1987.
Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. М.: Недра, 1975.
Справочник инженера шахтостроителя. / Под общей ред. В.В. Белого. М,: Недра, 1983, том 1и 2.
Таранов П.Я., Гудзь А.Г. Разрушение горных пород взрывом. М.: Недра, 1976.
Технология строительства горных предприятий / В.В.Смирняков, В.И. Вихарев, В.И. Очкуров. М.: Недра, 1989.
Указания по технологии возведения набрызгбетонных крепей при проведении горизонтальных горных выработок. / ВНИИОМШС. Кривой Рог, 1976
Яцких В.Г., Спектор Л.А., Кучерявый А.Г. Горные машины и комплексы. М.: Недра, 1984.




СОДЕРЖАНИЕ


Введение 3
1. Условия проведения выработки 4
2. Определение формы и размеров поперечного сечения выработки 4
3. Буровзрывной способ проведения выработок 9
3.1. Взрывчатые вещества и средства взрывания. 9
3.2. Расчет паспорта буровзрывных работ 11
3.3. Расположение шпуров 17
3.4. Расчет электровзрывной сети 18
3.5. Бурильные машины 22
3.6. Паспорт буровзрывных работ 23
4. Проветривание 25
5. Погрузка породы 32
6. Возведение Крепи 35
7. Вспомогательные работы и оборудование 37
8. Организация работ и технико-экономические
показатели 38
9. Стоимость проведения горных выработок 44
Рекомендательный библиографический список 48

13PAGE 15


13 PAGE 144915

13 PAGE 14615


Электродетонатор

Патроны ВВ

lзар

lзаб

Забойка

lшп

(18)

13 EMBED Equation.3 1415

(15)

Электродетонатор

Забойка

lшп

lзар

lзаб

Патроны ВВ











Приложенные файлы

  • doc 3938274
    Размер файла: 594 kB Загрузок: 0

Добавить комментарий