Проходка квершлага 490 м

Таблица 9 – Выбор взрывчатого вещества

Удельный расход (q) взрывчатого вещества определяют по данным практики, принимают по табличным данным или рассчитывают по эмпирическим формулам. Для аммонита 6ЖВ в выработках с площадью поперечного сечения 5 – 6,5 м2 в зависимости от коэффициента крепости, удельный расход можно принять в следующих размерах:

Таблица 10 – Удельный расход ВВ

В выработках других площадей поперечных сечений для удельного расхода принимают поправочные коэффициенты:

Таблица 11 – Поправочные коэффициенты.

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 может быть определена, исходя из срока проведения выработки lш, м.

;                                                                 (14)

где: L – длина выработки, м;

tр – число рабочих дней в месяце (обычно = 25);

tс – срок проведения выработки, мес;

nсм – число рабочих смен в сутки;

nц – число циклов в смену;

- коэффициент использования шпура.

 (м)

Исходя из бурильной машины МОНОМАТИК 105 - 40 глубину шпуров принимаем 2,6 метра.

Оптимальная глубина шпуров для каждого случая может меняться в зависимости от основных параметров буровзрывных работ (в том числе при определении оптимального числа циклов в смену, в сутки), от применяемых средств погрузки, типа бурильных машин, количества их и других. Она может варьироваться в пределах (0,6 – 1)В, где В – ширина выработки.

Число шпуров в забое рекомендуется определять по формуле СН и ПШ – 2 – 77 N, шт.

N = 1,27*q*Sч/*d2*Кз;                                                                                                                      (15)

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

 d – диаметр патрона или шпура, м

 К3 – коэффициент заполнения шпура.

N = 1, 27*2,6*11,45/1000*(0,036)2*0,7=45 (шт)

Принимаем 45 шпур

Выбор типа вруба и предварительное расположение шпуров

Определяем число компенсационных шпуров в прямом врубе по формуле N0, шт.

N0=(*lш/А)3/V0;                                                                                                                                          (16)

где:  - коэффициент использования шпура;

А – 9,35 – масштабный коэффициент;

lш – глубина шпура, см;

V0 – объем холостого шпура, см3 .

N0=(0,8*2,6/9,35)3/1938,6=1

V0 = (см3)

1 компенсационный шпур

Расстояние между оконтуривающим и отбойными шпурами рассчитывается по формуле W, м.

 W = []0,5 ;                                                                                                                                     (17)

где: m – коэффициент сближения зарядов (равен 1);

 Р – вместимость шпура;

q – удельный расход взрывчатого вещества.

W = []0,5 = 0,5 (м)

Р =  = = 1,3                                             (18)

Принято: врубовых – 5 (из них 4 заряженных), вспомогательных – 8, отбойных –18 и оконтуривающих – 24.

Длина оконтуривающих шпуров определяем по формуле Lок,м.

Lок = n;                                                                               (19)

Lок = 24()= 63 (м)

Длину холостого шпура определяем по формуле Lх, м.

Lх = n*lш;                                                                                                                                                   (20)

Lх = 1*3=3 (м)

Длину врубовых шпуров определяем по формуле Lв, м.

Lв = n*lш;                                                                                                                                                   (21)

Lв = 4*3= 12 (м)

Длину отбойных шпуров определяем по форуле Lот, м.

Lот = n*lш;                                                                                                                                                 (22)

Lот = 18*2,6 = 46,8 (м)

Длину вспомогательных шпуров определяем по формуле Lвс, м.

Lвс = n*lш;                                                                                                                                                 (23)

Lвс = 8*2,6 = 20,8 (м)

Общую длину определяем по формуле Lм, м.

Lм = Lок+Lх+Lв+Lот+Lвс;                                                                 (24)

Lм = 63+3+12+46,8+20,8= 145,6 (м)

Определяем расход взрывчатого вещества на расчетную величину продвигания забоя на один цикл по формуле Q, кг.

Q = q*Sч*lш;                                                                                                                                           (25)

где: q – удельный расход взрывчатого вещества, кг/м3;

Sч – площадь выработки в чернее, м2;

lш – длина шпура, м.

Q = 2,6*11,55*2,6 = 78,4 (кг)

Рассчитываем массы зарядов в шпурах и определяем фактический суммарный расход взрывчатого вещества, исходя из целого числа патронов взрывчатого вещества в каждом шпуре; учитывая, что врубовые шпуры на 0,2 – 0,3 м глубже остальных и заряд взрывчатого вещества в них больше на 15 – 20 %. Отбойные шпуры предназначены для расширения полости, образованной врубом, заряд нормальный. Оконтуривающие шпуры предназначены для придания выработке прокатной формы, забои, их несколько, выходят на контур выработки и заряды их несколько (на 3 – 5%) больше отбойных

Массу зарядов в шпурах определяем по формуле М, кг.

M = lш*P**Kз;                                                                                                                                 (26)

где: Р – вместимость шпура, м3;

Кз – коэффициент заполнения шпура;

 - плотность взрывчатого вещества в шпуре или патроне, = 1 – 1,2 кг/м3.

Масса зарядов во врубовых шпурах определяем по формуле Мвр, кг.

Мвр = 4[(3*0,042*3,14)/4]*1000*0,7 = 10,6 (кг)

Масса зарядов в отбойных шпурах определяем по формуле Мо, кг.

Мо = 18[(2,6*0,042*3,14)/4]*1000*0,7 = 41 (кг)

Масса зарядов в вспомогательных шпурах определяем по формуле Мвс, кг.

Мвс = 8[(2,6*0,042*3,14/4]*1000*0,7 = 18 (кг)

Масса зарядов в оконтуривающих шпурах определяем по формуле Мок, кг.

Мок = 24[(2,6*0,042*3,14)/4*sin850]*1000*0,7 = 68 (кг)

Масса зарядов в шпурах определяем по формуле М, кг.

М = Мвр+Мо+Мвс+Мок =135 (кг)

Заряжаем 2/3 от длины шпура, принимаем 135 кг.

7. Монтаж взрывной сети

Монтаж взрывной сети осуществим в 4 серии. 1 серия – врубовые (СИНВ – Ш – 500), 2 серия – вспомогательные (СИНВ – Ш – 1000), 3 серия – отбойные (СИНВ – Ш – 2000), 4 серия – оконтуривающие (СИНВ – Ш – 3000). Зарядку шпура производим зарядчиком ЗП – 2, заряжаем 2/3 от длины шпура граммотол 20 и 1/3 длины шпура забойкой. В качестве забойки используют глину, песок или гидрозабойку.

При завершении монтажа все шпуры собираем в пучки (не более 16) в соответствии с замедлением пучки обвязываются ДШ каждый пучок. Шпуры ДШ заводим СИНВ – Старт волновод растягиваем на безопасное расстояние.

8. Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние

В атмосферу горной выработки, которая находится в проходке, поступают различные вредные газы, особо при буровзрывном способе проходки и использования самоходного оборудования.

В соответствии с требованиями правил техники безопасности предельно допустимые концентрации газов в действующих выработках не должны превышать:

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

При проветривании выработок из них удаляется, кроме того пыль, которая может быть причиной профзаболевания или взрыва (взрывоопасная).

При проведении тупиковых подземных горных выработок применяют три способа проветривания: нагнетательный, всасывающий и комбинированный.

Расчет проветривания при нагнетательном способе (проведение работ буровзрывным способом) проводится в следующей последовательности:

Количество воздуха (Q3) м3/сек, которые необходимо подавать в забой, определяется по формуле В.Н. Воронина Qз, м3/сек

Q3=(2,25*S/60*t)*;                                            (27)

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 – коэффициент утечек (потерь) воздуха (в зависимости от материала, из которого изготавливают трубы, и длины выработки).

Для прорезиненных труб:

Таблица 13.

Q3 = (2,25*11,45/60*30)*= 2,7 (м3/с)

По разжижению газов определяем по формуле Q1, м3/мин.

Q1 = gд.в.с. *N;                                                                                  (28)

Где: gд.в.с. – норма подачи воздуха на 1 кВт мощность (действующая норма составляет 7 м3/кВт);

N – суммарная мощность дизельных двигателей.

Q1 = 7 *250 = 1750 (м3/мин)

Проводим проверку на предельно допустимую максимальную скорость движения воздуха по выработке по газовому фактору Vиш = 0,25 м/сек; по пылевому фактору V Q3; при V<0,25 м/сек:

Q3 = 0,25*V;

Определяем необходимую (потребную) подачу вентилятора Qв, м3/мин

Qв = Р*Q1; (29)

Qв= 1,14 *1750= 1995(м3/мин)

Скорость движения в трубопроводе диаметр трубопровода 800 мм определяем по формуле , м/с

Q1/П*R2; (30)

25,7/3,14*0,32= 89,4 (м/с)

Аэродинамическое сопротивление трубопровода определяем по формуле R.

R = r*L ;                                                                                         (31)

где: r – аэродинамическое сопротивление 1м трубопровода, кгс.с2/м8

R = 55*10-5*150= 0,082

Напор создаваемый вентилятором определяем по формуле Hc, Па

Нс = р*R*Q12;                                                                                                                       (32)

Нс = 1,14*0,082*17,502= 29 (Па)

Нм =0,2* Нс; (33)

Нм = 0,2*29 = 6 (Па)

Нд = m2*/2*g;                                                                     (34)

Где:  - плотность воздуха, 1,2 кг/м3

Нд = 89,42*1,2/2* 9,8 = 489 (Па)

Нв = Нс+Нм+Нд ;                                                                                                                                (35)

Нв = 29+6+489 = 524,8 (Па)

Принимаем вентилятор ВМ – 12.

9. Погрузка породы

Погрузка породы при проходке горных выработках является одним из самых трудоемких процессов. Она занимает 40 – 60% от времени проходческого цикла. Для уборки породы из забоя выработки используют погрузочные машины. При выборе машины типа ПДМ следует учитывать крепость и крупность кусков погружаемой породы, а также высоту выработки.

Таблица 14 - Техническая характеристика ТОРО 400

Сменную эксплуатационную производительность погрузочной машины TORO 400 при уборке породы можно определить по формуле Qэ, м3/час

Qэ = (Т-tпз-tл)* V*Kз/(tоп+tвс)*кот*Кр;                                                                             (36)

где: Т – продолжительность смены, мин;

tпз – время на подготовительно – заключительные операции, мин (30 – 40);

tл – личное время рабочего (10 мин);

 кот – коэффициент отдыха ;

Кр – коэффициент разрыхления горной массы 1,5 – 1,8;

V – объем кузова или ковша, м3;

tос – время основных операций на рейсы, мин;

tвс – время вспомогательных операций, мин;

Кз – коэффициент заполнения ковша.

Qэ = (360 – 40 – 10)*8*0,9/(15+2)*0,5*1,7 = 13,3 (м3/час)

10. Снабжение сжатым воздухом

Производительность компрессорной станции рассчитывается на максимальный расход сжатого воздуха. Основными потребителями его являются бурильные и погрузочные машины, другая техника, работающая на этом приводе.

Расход сжатого воздуха при бурении шпуров определяем по формуле Qб, м3/мин

Qб = gб*nб*Кm;                                                                                (37)

где: gб – количество воздуха потребляемое одной машиной, м3/мин;

nб – количество машин, шт;

m – коэффициент, учитывающий изношенность машин.

Qб = 3,4 *2 *1,028 = 7 (м3/мин)

Потери сжатого воздуха в трубопроводе можно определить по формуле Qп, м3/мин

Qп = gу*L;                                                                                        (38)

где: L – длина трубопровода, км;

gу – допустимая утечка воздуха через различные не плотности трубопровода на 1 км, м3/мин (5 – 6 м3/мин).

Qп = 1,35 *5 = 6,75 (м3/мин)

Потребное количество воздуха определим по формуле Qп.

Qп = Qб + Qп;                                                                                  (39)

Qп = 7 + 6,75 = 13,75 (м3/мин)

3.11 Снабжение промышленной водой

В подземных выработках для борьбы с пожарами и пылью следует проектировать объединенные пожарно – оросительные трубопроводы. Сеть пожарно – оросительного трубопровода должна быть постоянно заполнена водой под напором.

Сеть пожарно – оросительных трубопроводах в подземных выработках должна состоять из магистральных и участковых линий, диаметр магистральных линий независимо от расчета на пропускную способность должен быть не менее 100 мм, а участковых – не менее 50 мм.

Магистральные линии прокладываются в вертикальных и наклонных стволах, штольнях, околоствольных дворах, главных и групповых откаточных штреках, квершлагов и уклонах.

Концы участковых пожарно – оросительных трубопроводов должны отстоять от забоев подготовительных выработок не более чем на 50 м и быть оборудованы пожарным краном, у которого располагается ящик с двумя пожарными рукавами и пожарным стволом. Давление воды на выходе из пожарных кранов должно составлять при нормируемом расходе воды на подземное пожаротушение 0,5 – 1,0 МПа (5 – 10 кгс/см2 ), а в трубопроводах ограничивается их прочностью. На участках трубопроводов, где давление превышает 1,0 МПа (10 кгс/см2), перед пожарным краном должны быть установлены редуцирующие устройства.

Пожарно – оросительный трубопровод оборудуется однотипными пожарными кранами.

Пожарные трубопроводы оборудуются распределительными и регулирующими давление устройствами, которые должны быть последовательно пронумерованы и нанесены на схему водопроводов с указанием порядка их применения.

Для подземных трубопроводов следует предусматривать защиту от коррозии и блуждающих токов в соответствии с ГОСТ 9.015 – 74 «Подземные сооружения. Общие технические требования».

Весь шахтный пожарно – оросительный трубопровод окрашивается в опознавательный красный цвет.

Окраска может быть выполнена в виде полосы шириной 50 мм по всей длине трубопровода или в виде колец шириной 50 мм, наносимых шириной 150 – 200 мм.

Проходческий цикл.

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

Продолжительность работ определяем по формуле ti, час.

ti = Тcм*Hi*/(n*Кн);                                                        (41)

Где: ti – продолжительность работы (процесса), час;

Нi – трудоемкость данной работы, чел/см;

Тсм – продолжительность смены, час;

n – количество рабочих, занятых выполнением данной работы;

Кн – коэффициент выполнения нормы выработки;

  - коэффициент, учитывающий затраты времени на заряжание, взрывание и проветривание выработки  = 0,75.

Бурение шпуров: ti = 6*1,07*0,75/2*1,1= 2,2 (час)

Заряжание и взрывные работы: ti = 6*0,7*0,75/2*1,1 = 1 (час)

Проветривание: ti = 6*0,33*0,75/2*1,1 = 0,5 (час)

Уборка горной породы: ti = 6*0,54*0,75/2*1,1 = 1 (час)

Крепление: ti = 6*0,46*0,75/2*1,1 = 1 (час)

Таблица 16 - Циклограмма проведения штрека.

При трехсменном режиме работы и 21 рабочих днях скорость проведения выработки определяем по формуле v, м/месс

 v = 21*lу*nсм*nц, м/мес;                                                                (42)

v = 21*2,135*3*1 = 134,5 м/месс

Время сооружения горной выработки определяем по формуле t, мес.

t = L/v, мес;

где: v – скорость проходки выработки, м/мес;

lу – длина уходки выработки за цикл (продвигание выработки);

nсм – число смен в сутки;

nц – число циклов в смене;

L – длина выработки, м;

t – время на проходку выработки, мес.

t = 150/134,5= 1,1 мес.

Литература

1. Методическое пособие по курсовому проектированию «БВР, ПРОВЕДЕНИЕ И КРЕПЛЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК»

2  Ю.И. Вельский. - Методические рекомендации по выполнению практической работы, разделов при курсовом и дипломном проектировании на тему: Расчет паспорта БВР - Кировск, 2003. - 16с.

3  Ю.И. Вельский. — Методические рекомендации по выполнению практической работы, разделов при курсовом и дипломном проектировании на тему: Выбор бурового оборудования для проходки горных выработок и расчет его производительности - Кировск, 2003. - 14с.

4  Ю.И. Вельский. - Методические рекомендации по выполнению практической работы, разделов при курсовом и дипломном проектировании на тему: Расчет проветривания забоя выбор вентилятора - Кировск, 2003. - 12с.

5  Ю.И. Вельский. — Методические рекомендации по выполнению практической работы, разделов при курсовом и дипломном проектировании на тему: Выбор типа погрузочных машин и расчет их производительности - Кировск, 2003. - 22с.

6  Б.Н. Кутузов. - Взрывные работы. - М.: Недра, 1988. - 383с.

7  Ю.С. Пухов. - Рудничный транспорт. - М.: Недра, 1991. - 364с.

Страницы: 1, 2