Проектирование горно-разведочной выработки

1. ОПРЕДЕЛЕНИЕ РАЗМЕРОВ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ

ГОРНО-РАЗВЕДОЧНЫХ ВЫРАБОТОК.

В данной работе следовало выбрать сечение с минимально возможным его размером, так как выработка (штрек) не должна будет использована в дальнейшем. Так же следовало пройти ее в максимально короткие сроки. Отсюда величина сечения зависела только лишь от используемого проходческого оборудования, его габаритных размеров.

Срок службы данной выработки ограничен, поэтому целесообразно было использовать трапециевидную форму ( в сечении) и дерево в качестве крепежного материала.

Площадь поперечного сечения определяется по известным формулам:

S = HB_ср

B_{ср =} B₁ + B₂

2

где S – площадь поперечного сечения, м²;

H – высота выработки, зависит от вертикального размера породопогрузочной машины с поднятым ковшом (H=2450мм);

В₁ и В₂ – ширина выработки соответственно по кровле и по подошве;

В_ср и В_усл - средняя и условная ширина выработки, м – зависти от ширины электропоезда, используемого для откатки породы и от величины зазоров от стенок выработки, необходимых по условиям соблюдения техники безопасности.

х₁ х₂ х₃ и х₄ - вспомогательные размеры выработки, необходимые для расчетов:

х₁ = 1000 х ctg 85 = 90

x₂ = 650 x ctg 85 = 58,5

x₃ = 1450 x ctg 85 = 130,5

x₄ = 1800x ctg 85=162

B₁ = 1950 – (90+58,5) = 1,8 (м)

B₂ = 1950 + (130,5+162) = 2,2 (м)

1,8 +2,2

В_ср = ------------------- = 2,022 (м)

2

Находим площадь сечения в свету:

S_вс = 2,4 х 2,0 = 4,9 (м)

Для определения размеров поперечного сечения в проходке необходимо сначала рассчитать поперечные размеры крепи, которые в свою очередь зависят от величины горного давления.

При выборе размеров поперечного сечения были учтены следующие правила безопасности:

1. В выработках, по которым производится механизированная перевозка людей, откатка и доставка грузов расстояния между наиболее выступающей частью подвижного состава и стеной (крепью) должно быть с одной стороны не менее 0,7 м (для свободного прохода людей, с другой стороны не менее 0,25 м. Свободный проход на всем протяжении выработки устраивается с одной стороны.

2. Высота от почвы выработки до головы рельсов для временного пути – 0,2 м.

3. Минимальная высота свободного пространства под пешеходной дорожкой – 1,800 м. Боковые стенки выработки наклонены под углом 85⁰.

Для уборки породы выбрана породопогрузочная машина ППН-1С.

Техническая производительность – 1 м³/мин, фронт погрузки – 2,2 м, высота в рабочем положении – 2,250 м.

Для откатки породы:

аккумуляторный электровоз АК2У-600.

ширина – 0,9 м

высота – 1,210 м

и вагонетки типа ВО – 0,8

2.ОПРЕДЕЛЕНИЕ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ НА КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ.

Величина горного давления рассчитывается по формуле M.М.Протодьяконова : Давление на 1м² кровли горизонтальной выработки в Па :

? x B₁

Р=0.33 ^x f (2)

Если породы VII категории, то ?=27000 ^Н/_M³ , f=3,4 , тогда

27000 ^x 1.8

Р=0.33 ^x 3.4 =4717 (Па)

РАСЧЕТ КРЕПЛЕНИЯ ВЫРАБОТОК.

Наиболее нагруженная часть в горизонтальной выработке определяется по следующей формуле; при крепления в разбежку:

аР х В₁ ²

d = 1,08 ^3 К_изг (3)

где: а - расстояние между крепленными рамами, м, а=1,5м

В₁-ширина выработки по кровле, В₁=1,8м

К_изг -допускаемое напряжение на изгиб для сосны, К_изг = 7,5х10⁶(Па).

1,5х4717х1,8²

d=1,08 ^3 7,5х10⁶ = 0,19(м)

По конструктивным соображениям толщина стоек принимается равной толщине переклада. Толщину затяжки в метрах при установке крепежных рам вразбежку можно рассчитывать по следующей формуле; для затяжки из досок:

в

h_д = 1,4 х 10² х а х  f x К_изг ( 4 )

в - половина В₁

0,.9

h_д = 1,4 х 10² х 1,5  3,4х7,5х10⁶ = 0,031 (м)

Теперь можно рассчитывать площадь сечения выработки в проходке:

В₁ ¹ + В₂ ¹

S_вч = Н¹ х 2 ( 5 )

Н¹ = 2,5 + 0,19 + 0,031 = 2,8 ( м )

В₁ ¹ = 1,8 + 2 х(0,19 + 0,031) = 2,3( м )

В₂ ¹ = 2,2 + 2 х(0,19 + 0,031) = 2,7 ( м )

2,3 + 2,7

S_вч = 2,8 х 2 =7,00( м² )

ПАСПОРТ КРЕПЛЕНИЯ.

1. Характеристика выработки:

а) Форма трапецевидная.

б) Площадь поперечного сечения S_вс =4,9м², S_вч=7,00м².

в) Глубина выработки-150м.

г) Колесно-рельсовый способ откатки электровозом АК2У-600.

д) Тип и емкость откаточного сосуда-ВО-0,8.

2. Характеристика пород:

а) Категория пород по ЕНВ-7

б) Характер и устойчивость: трещиноватые,средней крепости f=3,4, коэффициент разрыхления-1,35, удельный вес в массиве 2600кг/м³, не устойчивые.

3. Характеристика крепи:

а) Конструкция-крепежные рамы вразбежку а=1,5м.

б) Материал крепи-сосна, К_изг=7,5*10⁶(Па).

в) Угол наклона стоек-85⁰.

г) Глубина лунок, см-20, со стороны водосточной канавки-30.

д) Затяжка кровли и боков-доски h_а=0,031(м).

Соединение элементов крепи-”встык”,металлическими скобами.

4. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ И СОСТАВЛЕНИЕ ПАСПОРТА БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ.

4.1. Выбор бурового оборудования и инструмента

Буровое оборудование выбирают в зависимости от типа проходимой выработки и свойств горных пород. При проходке горизонтальных выработок целесообразны ручные быстроударные перфораторы на пневмоподдержках. Число перфораторов в забое зависит от принятой организации работ и размеров поперечного сечения выработки. На каждую буровую машину должен приходиться участок не менее 80-100см, следовательно, в данном случае используются 2 перфоратора марки ПП36В и 2-е пневмоподдержки П-8. Для бурения шпуров следует применять крестовые (для трещиноватых), армированные твердыми сплавами съемные буровые коронки. Марка сплава -ВК-11.

Диаметр буровой коронки-36мм (диаметр патрона применяемого ВВ-32мм).

Комплект буровых штанг БШ-25 из стали 55С2,.шестигранного сечения.

Забурник имеет наибольший диаметр ( 46) буровой колонки, конечный -40мм.

4.2. Выбор способа взрывания, взрывчатых веществ и средств взрывания.

Для повышения эффективности отбойки пород взрывом лучше применить короткозамедленное взрывание (КЗВ). Способ взрывания - электрический, как наиболее доступный и не требующий

Тип применяемого ВВ - аммонит N 6ЖВ длина=250мм, m=200г,  32

Зависит от крепости и обводняемости пород , по которым идет выработка.

4.3. Расчет параметров буровзрывных работ.

Глубина отбойных шпуров в М выбирается исходя из принятой организации работ, ориентировочно.

Т_ц¹ - К_n х Т_пз

l_отб = N_m x N_б /n₁ +  x S_вч x N_уб/n₂ x  x N_кр/n₃ (7)

проходческий цикл должен укладываться в целое число смен (включая перерывы).

Формула ( 7 ) соответствует последовательному выполнению основных проходческих процессов в течении рабочей смены при условии проведения взрывных работ, проветривания забоя и геологического обслуживания в перерыве между рабочими сменами.

Число шпуров для расчетов по формуле (7) определяется по формуле М.М.Протодъяконова:

N_ш = 2,7 х  f x S_вч( 8 )

N_ш = 2,7 х  3,4 х 7,00 = 13 ( шт )

 = 0,9, N_б = 0,051( справочник ), N_уб = 1,3 ( расчетная ), N_кр = 3,29 [ЕНВ], тогда

6 - 3 х 0,5

l_отб = 13 х 0,051 + 0,9 х 7,00 х 1,3 + 0,9 х 3,29 = 2,00 (м )

2 2 2

Глубина врубовых шпуров должна превышать глубину отбойных на 20 , т. е . l_вр  2.2 ( м )

При наклонных врубах эта величина проверяется по формуле:

В_л - 0,2

l_вр  4 х tq 

если  = 75⁰ , В_л = 1,950 м

Применяется клиновой вруб, углами наклона в горизонтальной плоскости 75⁰.

4.4. Расчет заряда и числа шпуров.

Величина заряда на забой (на один цикл ).

Q_ц = q x S_вч х l_отб х  ( 9 )

где q = удельный расход ВВ , кг/м³, определяется по формуле:

f

q = Q х  S_вч ( 10 )

Q- поправочный коэффициент ,учитывающий работоспособность применяемого ВВ

520

Q = 360 = 1,4

3,4

q = 1,4 х  7,00 = 0,97

Q_ц = 0,97 x 7,00 х 2,00 х 0,9 = 12,2 ( кг )

Средняя величина заряда одного шпура:

Q_ц 12,2

Q_ср = N_ш = 13 = 0,94 ( кг )

Окончательно принимаемая величина заряда ВВ в забое выработки , после уточнения величины заряда в каждом шпуре должна удовлетворять условию:

Q¹_ц = N_вр х Q_вр + N_отб х Q_отб  Q_ц

Q¹_ц = 5 х 0,6 + 8 х 0,52 = 12,02 ( кг )  12,00 ( кг )

l_заряда 0,25 х 2

К заполнения шпура = l_отб = 2,00 = 0,6

4.5. Определение границ опасной зоны.

При взрывании шпуровых зарядов в подземных условиях укрытия располагаются за поворотом выработки или в других (естественных) углублениях, например в разлиновке на расстоянии не менее 75м.

1. ПРОВЕТРИВАНИЕ ВЫРАБОТОК И ВЫБОР

ВЕНТИЛЛЯЦИОННОГО ОБОРУДОВАНИЯ.

5.1. Общие положения.

Подземные горизонтальные выработки протяженностью более 10 м должны проветриваться с помощью вентиляторов.

Допуск людей в подземные выработки разрешается после установления в воздухе предельно допустимой концентрации вредных веществ ( ПДК ) :

пыль- (1 – 10) мг/м³

NO₂ – 0,00026%

СO – 0,0016%

нормальный состав воздуха: O₂ >= 20% CO₂<= 0,5%.

Контроль за составом воздуха должен производиться кажды й раз перед допуском людей в выработку.

5.2. Выбор способа проветривания.

Допуск людей в подзеемные выработки разрешается после установления в воздухе предельно допустимой концентрации вредных веществ (ПДК). Способ провввветпиввания - нагнетательныый.Проветривание нагнетанием в выработку свежего воздуха разрешается в вертикальных выработках любой протяженности, а также в горизонтальных и наклонных выработках длиной до 300 м. При нагнетанельном проветривании очистка воздуха в забое особенно интенсивна , воздух подается по удобным в эксплуатации гибким трубопроводам, конец трубопровода расположен на значительном расстоянии от забоя, что предотвращает его повреждения при взрывных работах. Тогда производительность всасывающего вентилятора должна быть увеличена на 10-15 %, т. е. выбранный вентилятор по производительности должен превосходить расчетную минимум на 15%.

5.3. Определение необходимого количества воздуха при нагнетательном проветривании выработки.

Исходными данными являются требования правил безопасности. Количество воздуха должно рассчитываться по выносу пыли, вредным и ядовитым газам, выделяющимся при взрывных работах и работе двигателей внутреннего сгорания. При проектировании учитывается наибольшее количество воздуха, полученное по вышеуказанным факторам. Обычно количество воздуха определяется исходя:

1. Из количества рабочих :

На 1 рабочего необходимо Ю=6м³/мин свежего воздуха

Q_заб = 6 х n, м³/мин ( 11 )

где n- число рабочих

Q_заб = 6 х 2 = 12 ( м³/мин )

1. По расходу ВВ:

21,4

Q_заб = t_n х v Q¹_ц x S_вч x L_в = м³/мин ( 12 )

21,4

Qзаб = 30 х v 12,2 х х 750 = 85,6 (м³/мин )

1. По выносу пыли:

скорость воздуха в выработке >= 0,35 м/с

Q_заб = 0,35 х S_вч х 60, м³/мин ( 13 )

Q_{3 заб} = 0,35 х 7,00 х 60 = 147 ( м³/мин )

Принимаем значения Q_заб = 136,5 м³/мин.

Ввиду наличия утечек в вентиляционном трубопроводе производительность вентилятора должна быть выше значений, определяемых формулой ( 13 ).

С учетом воздуха.

Q_заб

Q_в = ?_т ( 14 )

?_т – коэффициент доставки воздуха, для текстовинитовых труб протяженностью 700м ?_т =0,93 , тогда

147

Q_в = 0,93 = 158,1 ( м³/мин )

Такова должна быть минимальная производительность всасывающего вентилятора. Производительность нагнетающего вентилятора должна быть меньше – 0,7 Q_вс, для того чтобы исключить распространение загрязненного воздуха по всей выработке.

5.4. Определение потерь напора (депрессии) в вентиляционном трубопроводе.

При всасывании воздуха создается пониженное давление, разность которого с атмосферным является депрессией.

Потери напора в Паскалях при транспортировании воздуха по трубам:

И_т = R_т x Q_в² x ?_т (15)

L_т

R_т = R₁₀₀ x 100 (16)

где: Q_в – расчетная пр-ть вентилятора м³/с

Q_в - Q_в/ 60; R₁₀₀ – сопротивление 100-метрового участка трубопровода Н х С²/м³ при диаметре труб d = 300 м R₁₀₀ = 108

150

R_т =108x 100 = 162

И_т = 162х 2,89² х 0,93 = 1258 (Па)

По полученным значениям выбираем необходимый вентилятор – ВМ-3

Нагнетательный вентилятор должен, как уже говорилось иметь меньшую производительност.

Но скорее всего целесообразно использование такого же вентилятора, включая его же на полную мощность. Необходимо проверить соответствия мощности выбранного вентилятора мощности расчетного:

N_в >= N_в¹

1,1 х Q_В х Н_т

N_в = 1000 х ?_{в ,} (кВт) (17)

где ? = КПД вентиляционного агрегата

1,1 x 1,7 x 1258

N_в = 1000 x 0,62 = 3.92( кВт)

N_в = 3.92 кВт > N_в ¹

1. Всасывающий вентилятор должен устанавливаться на расстоянии, не менее 10 м от устья выработки, во избежании попадания туда загрязненного воздуха. Воздух должен выходить в направлении основного движения воздуха вне устья выработки. Нагнетательный вентилятор ставится в 50-60 м от забоя.

6.Водоотлив при проходке

выработки

При проходке горизонтальных выработок вода самотеком поступает в водоотливные канавки. Для улавливания воды, поступающей из горизонтальных и других подземных выработок , создаются водосборники, емкость которых должна соответствовать четырехчасовому притоку воды.Из водосборников вода стационарными насосами откачивается на поверхность.При отсутствии специального оборудования воду можно удалять в подъемных сосудах, однако этот способ,как правило,значительно снижает темпы проходческих работ.

7.Уборка породы

При проведении горизонтальных выработок породу убирают при помощи породопогрузочных машин.

В горизонтальных выработках с площадью сечения более 5 м ² основное применение находят малогабаритные погрузочные машины ковшового кипа (ППН-1,ППН-2). При выборе той или иной погрузочной машины учитывают ее габвритные размеры в рабочем положении(высоту подъема ковща).

8. ТРАНСПОРТ И ПОДЪЕМ ПОРОДЫ.

При проходке горизонтальной выработки отбитая порода транспортируется с помощью электровозной откатки в вагонетках. При проходке выработки такой протяженностью наиболее целесообразна электровозная откатка по рельсовому пути. Для того чтобы не увеличивать поперечного сечения выработки нужно использовать аккумуляторный электровоз АК2У-600 и сделать проходку однопутевой.

Для проходческих работ удобны малогабаритные вагонетки с опрокидным кузовом ВО-0,8.

9. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ И СОСТАВЛЕНИЕ ЦИКЛОГРАМЫ ПРОХОДКИ ВЫРАБОТКИ.

Полный комплекс рабочих процессов: уборка породы, бурение шпуров, крепление выработки, взрывание и заряжание, геологическое обслуживание и др, обеспечивающих продвигание выработки на одну заходку ( в нашем случае 1,3 - 1,4м в среднем ), образуют проходческий цикл.

Из-за небольшого размера сечение целесообразно выполнения проходческих процессов последовательно (здесь большое влияние оказывает т. ж. геологическое обслуживание выработки, отнимающее львиную долю времени).

Для необходимости достижения максимальных темпов проходки работы должны вестись круглосуточно. Проходческий цикл должен укладываться в целое число смен, в данном случае - 3 смены, с перерывом по 3 часа между сменами. Для проведения выработки организуется комплексная проходческая бригада из 6-и человек (с учетом возможности их размещения в забое выработки и условий обслуживания соответствующих горных машин, их характеристик). Для ликвидации простоев при совмещении профессий состав звена рекомендуется сохранять постоянным в течении рабочей смены. Определяем затраты времени на отдельные процессы проходческого цикла, выполняемые последовательно. Для большинства рабочих процессов

АN_вр

Т = Т_пзз + n (18)

где: Т_из - время подготовительно-заключительных операций - 0,5 ч.; А - объем работы; N_вр - норма времени, с учетом поправочных коэффициентов; n - число рабочих или число звеньев.

Нормы времени определяются из справочника ЕНВ на геолого-разведочные работы в единицах, соотносящихся с единицами объеме работ.

1. Определение времени необходимого на уборку породы:

А_бур х N_вр

T_бур = Т_nз + n (19)

А_бур = N_вр х l_вр + N_отб х l_отб N_вр = 0,051 (ЕНВ)

А_бур = 5 х 2,2 + 8 х 2.0 = 24

24 х 0,051

Т_бур = 0,5 + 2 = 1,1 (ч)

2. Определение времени , необходимого на уборку породы:

S_вч х l_зах х N_вр

Т_уб = Т_nз + n (20)

N_вр = 1,3 (ЕНВ) , l_зах =2,0 (м)

7,0 х 2,0 х 1,3

Т_уб = 0,5 + 2 = 2,5 (ч)

3. Определение времени, необходимого на крепление выработки:

l_зах /a х N_вр

Т_кр = Т_nз + n (21)

N_вр = 3,29 (ЕНВ)

1,2 х 3,29

Т_кр = 0,5 + 2 = 2,5 (ч)

В сумме они дают 6 часов - полный рабочий день и 3 часа на проветривание и заряжание и взрывание, а т. ж. на геологическое обслуживание . Цикл - 9 часов, в сутки - 3 цикла.

Работу следует начинать с уборки породы.

10. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОСНОВНЫХ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ

ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРОХОДКИ.

Они включают трудовые затраты, расходы основных материалов и энергии.

Трудовые затраты определяются на основании расчетов, выполненных для составления циклограммы. При этом учитываются только затраты рабочей силы. Трудовые затраты управленцев и обслуживающего персонала не учитываются.

Трудовые затраты в человеко-сменах на один цикл:

Т_n

C_ц = Т_см , где Т – время (22)

1. Бурильщики: цикла, Тсм – время смены.

1,1 х 2

С_ц = 6 = 0,36 ( чел. - смены )

2. Крепильщики:

2,5x2

С_ц = 6 = 0,83 ( чел. – смены )

1. Уборщики породы:

2,5 х 2

С_ц = 6 = 0,83 ( чел. – смены )

Расход материалов в кг на цикл:

1. Буровой стали:

А_бур х G_БС¹

1000

24 x 5

С_бс= 1000 = 0,12

2. Коронок:

C_{к =} А_бур C^{’ -}стойкость буровой коронки с

С^’ учетом возможных заточек

C_{к =} 24 = 0,24 С ^{‘ = 100 м}

100

3. Лесоматериалов:

v_окл x l_окл

v_кц = а

V_окл = 0,785 x d² x ( l_n + 2 l_ст)=0,785 x 0,04(2,3+2 x 2,8)=

= 0,2

V_гц = h_г ( l_n + 2l_ст ) x l_зах = 0,034 x (2,3 + 2 x 2,8 ) x 1,8 =

= 0,4

4. Затрраты труда: Э_ц = N_дв x Т_мн

Вентилятор Э_ц = 2.2 x 9 = 19.8

Электровоз Э_ц = 4,4 x 9 = 39.6

Погрузчик Э_ц = 22,0 x 9 = 198

Перфоратор Э_ц = 1,4 x 9 = 12.6

5. Сжатого воздуха:

Q_сж = 60 x Q^’_сж x Т_мн

Q_сж-расход сжатого воздуха пневматическим

двигателем, м³/мин.

Q_сж = 60 x 5 x 9 = 850

Затраты на 1 м выработки:

C^’_ц = С_ц / l_зах = С_ц / l_отб x п п=0,9

C^’_уб = 0,83 / 2 x 0,9 = 0,46

C^’_кр = 0,83 / 2 x 0,9 = 0,46

C^’_бур = 0,36 / 2 x 0,9 = 0,2

C^’_взр = 0,167 / 2 x 0,9 = 0,09

V^’_кц = 0,24 / 2 x 0,9 = 0,13

V^’_гц = 0,4 /2 x 0,9 = 0,72

Э^’_ц = 37,6 /2 x 0,9 = 20,8

C^’_бц = 0,12 /2 x 0,9 =0,07

C^’_кор = 0,24 /2 x 0,9 = 0,13

Затраты на 1 м³:

C^’’_ц = С_ц / S_вч x l_зах = С^’_ц / S_вч

С^’’_уб = 0,46 / 7 = 0,07

C^’’_кр = 0,46 / 7 = 0,07

C^’’_бур = 0,21 / 7 = 0,03

C^’’_взр = 0,09 / 7 = 0,01

V^’’_кц = 0,13 / 7 = 0,02

V^’’_гц = 0,72 / 7 = 0,1

Э^’’_ц = 20,8 / 7 = 2,9

C^’’_бц = 0,06 / 7 = 0,008

C^’’_кор = 0,13 / 7 = 0,02

Затраты на весь объем:

C = C^’_ц x L_в

L_в - протяженность выработки,м.

C_уб = 0,46 x 150 = 75

C_кр = 0,46 x 150 =75

C_бур = 0,21 x 150 = 30

C_взр = 0,09 x 150 = 13.5

V_кц = 0,13 x 150 = 19.5

V_гц = 0,72 x 150 = 108

Э_ц = 20,8 x 150= 3120

C_бц = 0,06 x 150 = 9.0

C_кор = 0,13 x 150 = 19.5

ра,