Технология строительства дренажного штрека

Содержание Введение 1. Основные технические решения технологии строительства горной выработки 1.1. Общие сведения о выработке
1.2. Выбор способа строительства и параметров крепи выработки 1.3. Выбор комплекса оборудования для проходки выработки 2.Технология сооружения выработки 2.1.Расчет процессов проходческого цикла 2.2. Погрузка породы 2.3. Возведение крепи 2.4. Проветривание выработки 2.5. Вспомогательные процессы 3. Организация горно-проходческих работ 3.1. Определение объемов работ 3.2. Калькуляция трудовых затрат 4. Экономическая часть Литература ВВЕДЕНИЕ За последние годы техника и организация сооружения подземных выработок получили значительное развитие, применяется новое, более совершенное горнопроходческое оборудование, используются новые виды крепи, внедряются новые принципы организации работ. В результате этого получены, высокие скорости проходки вертикальных, горизонтальных и наклонных выработок. Шахтное строительство представляет собой сложный комплекс строительно-монтажных работ, выполняемых в определенной последовательности. Среди этих работ наибольший объем приходится на долю горных, выполнение которых с каждым годом усложняется, а объемы увеличиваются. Усложнение горных работ связано с увеличением глубины разработки. За последние 10 лет она составила в среднем 11км. В этих условиях снижается скорость проведения горных выработок и производительность труда проходчиков, увеличиваются сроки строительства. Усложнившиеся условия строительства и реконструкции горных выработок требуют глубоких профессиональных знаний и серьезной инженерной подготовки. Недостаточная степень механизации отдельных проходческих процессов требует повышение уровня комплексной механизации работ. Предстоит решить ряд важных вопросов по технологии и комплексной механизации сооружения выработок в сложных горно-геологических условиях, по проходке и креплению капитальных выработок глубоких шахт. Необходимо внедрить комплексную механизацию горнопроходческих работ, автоматическое управление проходческими агрегатами и комплексами, улучшить использование имеющихся горных машин и механизмов, усилить работы по изысканию и внедрению новых, экономически целесообразных видов крепежных материалов и конструкций горной крепи, индустриальных методов ее возведения. 1. Основные технические решения и технология строительства дренажного штрека 1.1. Общие сведения о выработке Штрек – горизонтальная горная выработка (с углом наклона не более 3º), проведённая по простиранию наклонно залегающего пласта или в любом направлении при горизонтальном его залегании. Исходные данные и основные эксплуатационные требования: Транспорт……………………………………………………………… …1х900 мм Мощность пласта, м……………………………………………………….1,0 м Угол падения пласта, (град.)………………………………………………9 Коэффициент крепости породы; – почвы……………………………………………………………… 6 – кровли……………………………………………………………….7 Категория шахты по газу…………………………………………… ……I Приток воды, (м3/ч)…………………………………………………………3 Глубина расположения, (м)……………………………………………… 600 Протяженность, (м)……………………………………………………… .1500 Производительность участка, (т/сут)…………………………………… .1500 Срок службы, лет……………………………………………………………10 1.2. Выбор способа строительства и типа крепи выработки 1.2.1. В угольной промышленности России на 1000 т добываемого угля проводят 12-15 м выработок. Геологические условия проходки горных выработок весьма разнообразны. В угольной промышленности выработки проходятся в основном по породам с коэффициентами крепости f=2-7, в отдельных бассейнах с f=9-12 и редко в более крепких слоях. Основными факторами, определяющими форму поперечного сечения выработки, являются: физико-механические свойства горных пород, назначение и срок службы выработки, материал крепи, положение выработки в пространстве, размеры поперечного сечения выработки в пространстве, размеры поперечного сечения выработки, величина и направление горного давления. В зависимости от указанных факторов горные выработки имеют различные формы поперечного сечения. В производственной практике наибольшее распространение получили арочная, трапециевидная, прямоугольная и сводчатая формы поперечного сечения. Размеры поперечного сечения горных выработок определяются количеством воздуха, пропускаемого по этим выработкам. Максимальными размерами транспортных средств, применяемых для транспортировки полезного ископаемого, доставки материалов и оборудования, допустимыми зазорами между наружным размером транспортных средств и внутренней стенкой выработки, предусмотренными правилами, по проектированию поперечного сечения. Поперечное сечение горизонтальных и наклонных выработок должны соответствовать их типовым сечениям. В соответствии с действующими правилами безопасности минимальные площади поперечных сечений выработок в свету устанавливаются: для главных откаточных и вентиляционных выработок, а также людских ходков, предназначенных для механизированной перевозки людей Vл=6м при высоте не менее 1.9 м от почвы до крепи или размещенного в выработке оборудования. Поперечное сечение выработки выбираем трапециевидную. Тип затяжки применяем – железобетонная. Кровлю и бока затягиваем в сплошную. Определяем параметры крепи выработки. B=m+n+А где: В-ширина крепи на уровне верхней кромки подвижного состава; m, n – ширина зазора между крепью и подвижным составом; А – ширина подвижного состава; В=1220+1290+1240=3750(мм). По найденным значениям размеров выработки из альбома унифицированных типовых сечений выбираем однопутевую выработку с поперечным сечением равным 9,2 м2 Параметры выбранной выработки следующие: - площадь сечения в свету, м…………………………………………… .9,2; - площадь сечения в проходке, м……………………………………… .12,6; - площадь сечения в проходке с учетом канавки, м…………………… 12,7; - ширина в проходке по кровле, мм………… ………………………….3770; - ширина в проходке по почве, мм………………………………………4810; - периметр в свету, м…………………………………………………… .12,6; - предельное количество воздуха, пропускаемого выработкой, м/с….73,6; - на период эксплуатации выработка, используется однопутевая с колеей 900 мм. Согласно ПБ, максимальная скорость движения воздушной струи не должна превышать в квершлагах, откаточных и вентиляционных штреках, капитальных и панельных уклонах и бремсбергах 8 м/с, а в остальных- 6 м/с. Минимальная средняя скорость движения воздуха должна быть не менее 0,25 м/с. 1.2.2. Технологическую схему проведения выработки выбирают в зависимости от горно-геологических и производственно-технических условий или факторов. Если горно-геологические факторы влияют на выбор способа проведения выработки, то производственно-технические – на выбор оборудования и основные показатели работ.
Технология, в принципе, определяется способом производства работ, включающим и средства их выполнения. Наиболее типичные технологические схемы с применением буровзрывных работ включают последовательно выполненные технологические операции: бурение шпуров, их заряжение, погрузку горной массы, крепление выработки. При откатке горной массы в вагонетках выделяют и технологическую операцию « Обмен и откатка вагонеток» (удаление горной массы). Таким образом, эти схемы включают 4-5 производственных технологических операций. На каждой из которых используют (или можно использовать) самостоятельно средства механизации, применяемые разными или одним и теми же проходчиками, но в разный период времени.
Разновидностей технологических схем проведения выработок много. Однако в каждом случае имеют место свой подбор механизации, порядок выполнения проходческих работ, форма организации труда, а также большое значение на выбор способа и средств погрузки, транспортировки имеет угол наклона проводимой выработки. Мощность пласта оказывает существенное влияние на выбор транспортных средств, от длины проводимой выработки зависит выбор транспортного оборудования, с увеличением длины выработки и расстояния транспортирования горной массы падает производительность транспортных установок периодического действия. Размеры поперечного сечения выработки оказывают существенное влияние на выбор проведения выработки и средств транспорта. С увеличением поперечного сечения выработки необходимо использование более производительного погрузочного и транспортного оборудования. Технологию проведения выработки выбираем буровзрывным способом с погрузкой породы в вагонетки. 1.3. Выбор комплекса оборудования для проходки выработки 1.3.1. В угольной промышленности наибольшее распространение получили установки типа УБШ. Они имеют высокую степень унификации и отличают­ся числом бурильных машин, способом бурения, ходовой частью. Выбираем бурильную установку УБШ-308. Она предназначена для бурения шпуров по породам крепостью f = 5-16 при проведении горизонтальных и наклонных (до ±10°) выработок сечением 7-18 м2 в свету в угольных шахтах, в том чис­ле опасных по газу и пыли. Установка смонтирована на гусеничном ходу, обо­рудована двумя бурильными машинами с пневматической энергией. 1.3.2. Для погрузки породы выбираем ковшовые погрузочные машины периодического действия типа МПК-3. Машины погрузочные МПК-3 предназначенная для погрузки горной массы в вагонетки, на конвейер и другие транспортные средства и применяется в шахтах, опасных по газу или пыли, при проведении горизонтальных и наклонных (до 10°) выработок с площадью сечения 6,4-14,4 м2. Вместимость ковша МПК-3 – 1,0 м3 техническая производительность МПК-3 – 2,4 м/мин. 1.3.3. Призабойный транспорт. Для погрузки горной массы применяется перегружатель УПЛ-2. От­катка породы производится в вагонетках ВГ-2,5 с помощью аккумуляторных электровозов типа АРП14-900. 1.3.4. Механизация установки крепи. Для доставки крепежных материалов, подъема и установки элементов крепи, используем погрузочную машину типа МПК-3. Так как наличие на ходовых тележках этой машины откидывающихся кронштейнов, позволяет перевозить элементы арочной крепи. Съемными приспособлениями, монтируемыми на ковше, можно устанавливать верхняки крепи. 2. Технология сооружения выработки 2.1.Расчет процессов проходческого цикла 2.1.1. Буровзрывные работы Буровзрывной способ в настоящее время является основным. В угольной промышленности с его помощью проводят около 80% выработок. Буровзрывные работы при строительстве выработки должны обеспечивать разрушение горных пород в объеме проектного контура выработки при условии равномерного дробления и минимального разброса породы по выработке, обеспечивающих производительную погрузку. Взрывные работы в забое должны производиться в полном соответствии с паспортом БВР, а также требованиям ПБ и единых правил безопасности при взрывных работах. Перед бурением шпуров забой должен быть закреплен, бока и кровля выработки в призабойном пространстве – обобраны. При бурении шпуров необходимо не допускать присутствия людей в зоне манипулятора, применять рациональные режимы бурения. После окончания бурения шпуров мастер-взрывник проверяет соответствие фактического обуривания забоя паспорту БВР. Затем после подачи первого (предупредительного) звукового сигнала, по которому рабочие, не участвующие в заряжании удаляются в безопасное место, выставляются посты, преступает к изготовлению патронов-боевиков и заряжанию шпуров. На время заряжания и монтажа взрывной сети мастер-взрывник назначает помощников из числа наиболее опытных рабочих, имеющих право на ведение взрывных работ. Рекомендованное число помощников при площади сечения забоя до 20 м – 3 человека. Свободная часть шпура для обеспечения эффективности взрыва должна быть заполнена забоечным материалом. Монтаж электродетонаторов во взрывную цепь выполняется по последовательной схеме соединения, обеспечивающей высокую надежность взрыва. По окончании заряжания шпуров проходчики удаляются в укрытие, подается второй (боевой) сигнал и мастер-взрывник производит взрывание. После проветривания мастер-взрывник осматривает забой и при отсутствии невзорвавшихся зарядов дает третий сигнал об окончании взрывных работ. 2.1.2. Расчет параметров паспорта БВР При проведении горной выработки буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения горной выработки. Эти требования могут быть выполнены путём правильного выбора типа взрывчатого вещества (ВВ) и средств взрывания (СВ), определением величины и конструкции заряда в шпуре, глубины шпуров, числа и расположением их в забое. 2.1.2.1. Расход взрывчатого вещества Общий расход ВВ Q, кг, определяют исходя из объема породы, подлежащей разрушению и удельного расхода ВВ:
Q=, где S-площадь поперечного сечения выработки вчерне, м2; l- глубина шпуров, м; q – удельный расход ВВ, кг/м3. Удельный расход ВВ зависит от многих факторов, основными из которых являются физико-механические свойства пород, площадь поперечного сечения выработки и форма обнажения, работоспособность и плотность ВВ, диаметр патрона и др. Удельный расход ВВ при разработке паспорта буровзрывных работ определяют по эмпирическим формулам, наибольшее распространение из которых получили формулы профессора М.М. Покровского и профессора В.А. Федюкина:
=; =,
где – коэффициент взрываемости пород, определяемый из выражения
=;
– коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова; – коэффициент структуры породы; для вязких, упругих и пористых пород - = 2, для мелкотрещиноватых – = 1,4, для сланцевых с меняющейся крепостью и напластованием, перпендикулярным направлению шпура – = 1,3; для массивных хрупких пород – = 1,1; – коэффициент зажима, учитывающий глубину комплекта шпуров и размер площади забоя выработки вчерне , при одной обнажённой поверхности
=, при двух обнажённых поверхностях коэффициент зажима находится в пределах
=1,2 – 1,5; – коэффициент энергетической способности ВВ, определяемый из отношения =; Рэт – работоспособность ВВ, принятого за эталон (в настоящее время – аммонита 6ЖВ), Р – работоспособность применяемого ВВ. Для аммонита 6ЖВ е = 1,0; для АП5ЖВ – е = 1,17; детонита М – е = 0,82; скального аммонита № 3 – е = 0,8; т – коэффициент, учитывающий диаметр патронов d, при d = 28 мм m = 1,1; при d = 36 мм т = 1; при в = 45 мм т = 0,95. Полученные расчетным путем значения удельного расхода ВВ следует рассматривать как ориентировочные, которые необходимо уточнить в каждом случае серией опытных взрывов в конкретных условиях. Удельный расход ВВ уменьшается при увеличении площади поперечного сечения горной выработки, применении взрывчатого вещества с большой работоспособностью в патронах увеличенного диаметра и при повыше­нии плотности заряжания. Очевидно, что расход ВВ увеличивается с повышением крепости пород. 2.1.2.2. Диаметр и число шпуров Диаметр шпуров определяется в зависимости от принятого паспортом буровзрывных работ диаметра патронов ВВ. Рост диаметра шпуров приводит к увеличению концентрации энергии взрыва и скорости детонации, что повышает эффективность взрывных работ, уменьшению числа шпуров и расхода ВВ, а также повышению коэффициента использованного шпура. Недостатком увеличения диаметра шпуров является ухудшение оконтуривания горной выработки и снижение темпов бурения. Согласно СНиП диаметр шпура должен быть больше диаметра патрона ВВ на 5-6 мм при электрическом, огневом и электроогневом способах взрывания и расположении патрона-боевика первым от устья шпура и на 7-8 мм при огневом взрывании и расположении патрона-боевика не первым от устья. Опыт шахтного и подземного строительства показывает, что при проведении горных выработок площадью сечения вчерне более 6 м2 следует принимать ВВ в патронах диаметром 36-40 мм, а с площадью вчерне менее 6 м2 – диаметром 32-36 мм. В выработках не опасных по газу и пыли при соответствующих мероприятиях целесообразно применять заряжание шпуров с продольным разрезанием патронов и их тщательной затрамбовкой. Число шпуров в забое зависит от физико-механических свойств пород, размеров поперечного сечения выработки, свойств ВВ, диаметра патронов, конструкции заряда, степени заполнения шпура и других факторов. При колонковом заряде количество шпуров определяется из выражения
N=, где N = число шпуров; q – удельный расход ВВ, кг/м3; – сечение выработки вчерне, м; – плотность ВВ, кг/м; d – диаметр патрона ВВ, мм; – коэффициент заполнения шпура (отношение длины заряда к длине шпура). 2.1.2.3. Глубина шпуров Глубина шпуров является одним из основных параметров буровзрыв­ных работ, который в конечном итоге определяет продолжительность проходческого цикла, трудоемкость, скорость проведения выработки. При определении глубины шпуров необходимо учитывать горно-геологические (физико-механические свойства горных пород, угол залегания, об­водненность), технические (характеристики средств бурения, погрузки, транспортирования и заряжания, вентиляции, числа и расположения шпуров в забое, свойства и расход ВВ, кусковатость породы, точность оконтурива­ния проектного сечения выработки и др.) и организационные факторы, ко­торые должны обеспечить оптимальную последовательность выполнения операций проходческого цикла, минимальные затраты времени и труда на проведение 1 м (1 м3) выработки. Основными факторами, определяющими глубину шпуров, являются организация и уровень механизации горнопро­ходческих работ. По организационным факторам глубину шпура можно определить из выражения
= , где – продолжительность цикла, мин; N- количество шпуров, шт; -время на заряжание одного шпура, = (2,4-3,0) мин; п – количество рабочих, участвующих в заряжании; – продолжительность интенсивного проветривания, = (15-30) мин; – время взрывания шпуров и приведение забоя в безопасное состояние, мин, = (12-30) мин; – количество одновременно работающих в забое бурильных машин; V – скорость бурения одной бурильной машиной в единицу общего времени, м/мин; – коэффициент использования шпуров, КИШ (отношение подвигания забоя за взрыв к средней глубине шпуров ), КИШна практике равен 0,80-0,95; – коэффициент излишка сечения, определяемый из выражения = , здесь – фактическое сечение, м2, – сечение вчерне, м2;
– количество погрузочных машин, одновременно работающих в забое; Р – производительность погрузочной машины, м3/ч; Ко – коэффициент разрыхления породы, при f = 2-3 Ко = 1,8, при f = 4-9 Ко = 2, при f =10-14 Ко=2,2; – норма времени на возведение одной рамы крепи, ч/раму; – расстояние между рамами крепи, м; пп – количество проходчиков, участвующих при креплении, чел. Ориентировочную глубину шпуров можно определить исходя из оптимальной скорсти , м/смену:
=/. Оптимальная сменная скорость выбирается по табл. в зависимости от коэффициента подрывки
=, где – площадь сечения породной части забоя, м2. 2.1.2.4. Оптимальная сменная скорость проведения выработки

0,0 – 0,2
0,2 – 0,8
0,8 – 1,0
, м/смену
3,0 – 3,5
2,5 – 3,0
2,0 – 2,5 Приближенно для ориентировочных оценок глубина шпуров может быть определена следующим образом: – при открывающих врубах = 0,5, – при дробящих врубах = 0,75. Зная заданную скорость проходки, глубину шпура можно рассчитать следующим образом:
=, где v – заданная скорость проходки, м/мес; – продолжительность цикла, ч; - число рабочих суток в месяце; пч – число рабочих часов в сутки; - коэффициент использования шпура. При определении глубины шпуров с учетом трудоемкости горнопроходческого цикла необходимо использовать следующие положения, предложенныеН.М. Покровским. Продолжительность цикла складывается из времени выполнения отдельных процессов и операций: разметки шпуров, подготовительных и заключительных работ при бурении шпуров ; непосредственно бурения шпуров ; заряжания и взрывания зарядов ; проветривания , подготовительно-заключительных работ при погрузке породы , погрузки породы ; возведения постоянной крепи ; возведения временной крепи, настилки рельсового пути, монтажа трубопроводов и других вспомогательных работ :
=+++++++. 2.1.2.4. Контурное взрывание Контурное взрывание – это способ, сущность которого заключается в установлении таких параметров зарядов и расположения оконтуривающих и предконтурных шпуров, при которых достигаются незначительные переборы пород и минимальное воздействие взрыва на законтурный массив. При контурном взрывании создаётся сравнительно ровная поверхность кровли и боков выработки. При контурном взрывании площадь забоя делится на три зоны: ядро, предконтурную и контурную. Расчёт параметров буровзрывных работ производится от контура выработки к ядру. Удельный расход ВВ на 1 мпороды, взрываемой зарядами оконтуривающих и предконтурных шпуров, определяется по формуле проф. М.М. Протодьяконова:
= , где В – длина части периметра (без длины подошвы), по которой располагаются оконтуривающие шпуры, м; К – коэффициент повышения расхода ВВ, для оконтуривающих шпуров К = 1, для предконтурных – К = 1,2; е = 460/Р – коэффициент работоспособности ВВ, здесь Р – работоспособность применяемого в оконтуривающих шпурах ВВ, см. Расстояние между оконтуривающими шпурами определяется по формуле
= , где – коэффициент заполнения оконтуривающих шпуров, = 0,6 – 0,7;
m – коэффициент сближения; – удельный расход ВВ в оконтуривающих шпурах, кг/м; – масса 1 м заряда оконтуривающего шпура, кг/м, = , здесь – диаметр патрона оконтуривающего шпура, м; – плотность ВВ, кг/м. Величина линии наименьшего сопротивления (ЛНС) рассчитывается по формуле
= . Если ширина предконтурной зоны больше 1,5, в ней выделяется второй ряд шпуров, число шпуров в контурном и предконтурном рядах определяется графически или по формулам:
= , = . Удельный расход ВВ и число шпуров в ядре сечения вычисляются следующим образом: = ; = , где: – длина заходки, м; – площадь ядра сечения, м; – диаметр патронов в шпурах ядра сечения, м; – коэффициент заполнения шпуров, = 0,3 – 0,5. Общее число шпуров равно:
= . Применение контурного взрывания уменьшает глубину трещин в породном массиве в 4-7 раз, перебор породы – примерно в 3 раза и затраты на крепление 1 м выработок – в 1,5 раза. РАСЧЕТ ПАСПОРТА Б В Р ДЛЯ ПРОВЕДЕНИЯ ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ ПО УГЛЮ И ПО ПОРОДЕ ФОРМА ВЫРАБОТКИ – ТРАПЕЦЕВИДНАЯ РАЗМЕРЫ В ПРОХОДКЕ ШИРИНА ВЫРАБОТКИ ВНИЗУ, М 4.81 ШИРИНА ВЫРАБОТКИ ВВЕРХУ, М 3.77 ВЫСОТА ВЫРАБОТКИ, М 2.94 ПЛОЩАДЬ СЕЧЕНИЯ В ПРОХОДКЕ, М КВ. 12.61 КРЕПОСТЬ ПОРОД 7.00 МОЩНОСТЬ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА, М 1.00 ПЛОЩАДЬ УГОЛЬНОГО ЗАБОЯ, М КВ. 4.30 ХАРАКТЕРИСТИКА ВВ Ш П У Р Ы ОКОНТУРИВАЮЩИЕ ЯДРО СЕЧЕНИЯ РАБОТОСПОСОБНОСТЬ, СМ КУБ. 270.00 320.00 ПЛОТНОСТЬ ПАТРОНИРОВАНИЯ, КГ/М КУБ. 1100.00 1200.00 МАССА ПАТРОНА, КГ 0.30 0.30 ДЛИНА ПАТРОНА, М 0.45 0.25 ДИАМЕТР ПАТРОНА, М 28.00 36.00 Р Е З У Л Ь Т А Т Ы Р А С Ч Е Т А КОЛИЧЕСТВО ШПУРОВ НА ЦИКЛ, ШП 30.00 К.И.Ш. 0.90 ПОДВИГАНИЕ ЗАБОЯ ЗА ЦИКЛ, М 1.62 РАСХОД ВВ НА ЦИКЛ, КГ 36.00 ОБЪЕМ ВЗОРВАННОЙ ПОРОДЫ, М КУБ. 20.43 ОБЪЕМ БУРЕНИЯ, ШП.М 51.75 ОБЩЕЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ СЕТИ, ОМ 149.93 ПЛОЩАДЬ ЯДРА СЕЧЕНИЯ, М КВ. 6.92 Л.Н.С. ОКОНТУРИВАЮЩИХ ШПУРОВ, М 0.55 Л.Н.С. ШПУРОВ ЯДРА СЕЧЕНИЯ, М 0.94 РАССТОЯНИЕ МЕЖДУ ОКОНТУРИВАЮЩИМИ ШПУРАМИ, М 0.50 ПРИНЯТОЕ ВРЕМЯ ЗАМЕДЛЕНИЯ, МС 25.00 НАЗНАЧЕНИЕ ШПУРОВ ВРУБОВЫЕ ОТБОЙНЫЕ КОНТУРНЫЕ ДЛИНА ШПУРА, М 2.07 1.80 1.62 ЗАРЯД В ШПУРЕ, КГ 1.20 1.20 0.60 ЧИСЛО ШПУРОВ 5.00 11.00 28.00 ЧИСЛО ПАТРОНОВ В ШПУРЕ 4.00 4.00 2.00 ВРУБОВЫЕ ШПУРЫ РАСПОЛАГАТЬ ПО УГОЛЬНОМУ ПЛАСТУ РАСЧЕТ ВЫПОЛНЕН НА ПЭВМ КАФЕДРЫ СПСШ ШИ НГТУ 05-30-2007 2.1.3. Бурение шпуров Бурение шпуров является одним из главных технологических процессов. По времени и трудоемкости работ оно занимает от 25 до 40% общей продолжительности и трудоемкости проходческого цикла. Бурение производится бурильной установкой УБШ-308. Бурильная установка УБШ-308 на гусеничном ходу работает на электрической энергии и состоит из двух бурильных машин вращательно-ударного действия, левого и правого манипуляторов, левой и правой верхних тележек, двух станин, ходовой тележки с механизмом передвижения, пульта управления механизмом передвижения и навесного управления. Процесс бурения шпуров начинается с подгона машины к забою, проверки и опробования её на холостом ходу. Далее размещают шпуры в соответствии с паспортом БВР. Затем производят бурение, сменяют буровой инструмент. После окончания бурения шпуров мастер-взрывник проверяет соответствие фактического обуривания забоя паспорту БВР (глубина, угол наклона шпуров, число, качество их очистки от буровой мелочи). После подачи первого звукового сигнала приступают к изготовлению патронов-боевиков и заряжанию шпуров. Число проходчиков в забое – 5человек, два совершают бурение, остальные занимаются настилом пути. Перед бурением выработка должна быть закреплена. Отставание постоянной крепи от забоя определяется паспортом крепления. При неустойчивой кровле это отставание, как правило, не должно превышать величины шага крепи, а пространство между забоем и постоянной крепью должно закрепляться временной крепью. Последние три-четыре крепежные рамы должны быть расклинены, подбучены и соединены стяжками. Перед началом бурения необходимо произвести оборку кровли и бортов выработки в призабойном пространстве. При забуривании штангу нужно поддерживать специальным приспособлением, не допускать присутствия людей в зоне манипуляторов, применять рациональные режимы бурения. Для пылеподавления необходимо применять промывку шпуров или отсос пыли из них, индивидуальные средства защиты от пыли (респираторы) и др. 2.1.4. Заряжание и взрывание шпуров Заряжание проводят после окончания бурения всех шпуров. В конце бурения шпуров мастер – взрывник или горный мастер проверяют соответствие глубины и расположения шпуров паспорту буровзрывных работ. Шпуры, которые не соответствуют паспортным данным, перебуривают, а имеющие глубину меньше указанной – добуривают. После проверки качества бурения шпуров и очистки их от буровой мелочи из забоя убирают буровое оборудование, инструмент и шланги. Запрещается заряжать шпуры, если ближе 20 м от забоя находятся оборудование и неубранная порода, загромождающая выработку больше, чем на 1/3 ее высоты.
До начала заряжания шпуров в забой доставляют в необходимом количестве ВВ и СВ, и материал забойки, инертную пыль и смачиватели. При необходимости наращивания става труб вентиляции обесточивают электрический кабель и проверяют надежность рам крепи. В заряжании шпуров взрывнику помогают проходчики, имеющие Единую книжку взрывника.
После помещения заряда в шпур остающуюся свободную часть последнего заполняют инертным материалом, т. е. осуществляют забойку шпура. В качестве материалов для этого применяют песчано-глинистые (в соотношении 3:1) пыжи, водяные ампулы и мокрый песок. Пыжи доставляют в забой в количестве, достаточном для заполнения всех шпуров. Применение внутренней водяной забойки или жидких смесей воды с другими инертными материалами, что объединено под термином «гидрозабойка», является одним из эффективных способов обеспечения безопасности взрывных работ в шахтах и рудниках, опасных по газу или пыли. Кроме того, использование гидрозабойки позволяет в определенной мере повысить эффективность взрывания. Наиболее распространенной гидрозабойкой является пластиковая ампула с самозапирающимся клапаном, заполненная водой. Наружный диаметр ампул с водой при бурении шпуров коронками диаметром 42-43 мм принимают равным 37-38 мм. Толщина оболочек ампул из полиэтилена находится в пределах 0,8-0,2 мм. Длина ампулы-300-400 мм. При применении гидрозабойки вслед за последней ампулой в шпур необходимо послать песчано-глинистый пыж длиной не менее 15 см, который выполняет в момент взрыва функцию запирающей забойки. После забойки шпуров и удаления в безопасное место рабочих, участвовавших в заряжании, взрывник приступает к монтажу взрывной сети, который заключается в соединении детонаторных, соединительных и магистральных проводов, и производит взрывание зарядов шпуров. 2.1.5. Правила безопасности при ведении взрывных работ К руководству взрывными работами допускаются лица, окончившие высшие и средние горные учебные заведения, в программе которых имелся курс по взрывным работам, и сдавшие экзамен квалификационной комиссии на получение единой книжки взрывника. Взрывные работы в забое должны проводиться на основе Единых правил безопасности при взрывных работах и в полном соответствии с паспортом БВР, утвержденном в установленном порядке. Для проверки результатов взрыва и его качества мастер-взрывник и лицо технического надзора не ранее чем через 15 мин после взрыва последней серии осматривают забой. При отсутствии отказов дается сигнал отбоя, и проходчики приступают к приведению выработки в безопасное состояние. Места расположения постов, правила поведения персонала во время подготовки и проведения взрывных работ, а также другие меры безопасности указываются согласно ЕПБ в паспорте БВР. 2.1.6. Основные мероприятия после взрывных работ Приведение забоя в безопасное состояние: После проветривания перед началом погрузки горной массы выработка должна быть приведена в безопасное состояние. Горный мастер и взрывник осматривают забой, проверяют, все ли шпуры взорвались. При отсутствии отказов (неполного взрывания шпуров) дается «отбой», то есть разрешение на дальнейшее производство работ. Звено рабочих путем остукивания кровли, производит опускание отслоившихся кусков породы, поправляет по мере подвигания к забою затяжку и поврежденную крепь. В период приведения забоя в безопасное состояние воздух должен подаваться в течение не менее 2 ч в том же количестве, в каком он поступал после взрывания. Перед началом работы погрузочной машины необходимо проверить работоспособность ее всех узлов, надежность крепления путей и маневровых устройств. 2.2. Погрузка породы и организация призабойного транспорта 2.2.1. Общие сведения Погрузка породы является наиболее трудоемкой операцией проходческого цикла, занимающей в нем 30-40 % затрат труда. Ручная погрузка в транспортные средства допускается только в особых условиях, так как является одной из самых трудоемких операций. Погрузка породы механизируется с помощью погрузочных, погрузочно-транспортных, погрузочно-доставочных машин и скреперных комплексов. При проведении горизонтальных выработок буровзрывным способом уровень механизации погрузки породы составляет 95-98%. Затраты времени на уборку породы в проходческом цикле составляют 30-35% продолжительности цикла. Наиболее рационально применение машины МПК3. Машина предназначена для погрузки горной массы в вагонетки, на конвейер и другие транспортные средства и применяется в шахтах, опасных по газу или пыли, при проведении горизонтальных и наклонных (до 10°) выработок с площадью сечения в свету 6,4-14,4 м2.
Техническая характеристика МПК3 Производительность, м3/мин 2,4 Вместимость ковша, м3 1 Скорость передвижения, м/с ≤0,8 Крупность горной массы, мм Установленная мощность двигателей, кВт 55 Давление на грунт, МПа 0,09 Клиренс, мм 190 Производительность насоса, л/мин 125 Рабочее давление, МПа ≤20 Габариты, мм: 5200 длина ширина 1800 Высота(без кабины) 1700 Высота(с кабиной) 2200 Масса, кг 10000 Погрузочная машина МПК3 гидрофицированная с боковой разгрузкой ковша состоит из погрузочного органа, механизма передвижения, привода насосной станции. Погрузочный орган машины МПК3 состоит из рукояти и ковша с опорой. Рукоять шарнирно закреплена на раме механизма передвижения и служит для перемещения ковша с опорой в вертикальной плоскости. Механизм передвижения машины состоит из рамы-бака, двух гусеничных тележек, гусеничных цепей и катков. Электрооборудование машины получает питание от сети переменного тока частотой 50 Гц и напряжением 380 и 660 В.
Перемещение машины, подъем исполнительного органа, черпание, боковая разгрузка ковша и натяжение траковой цепи осуществляются гидравлически. Управляют машиной из кабины, где установлены гидравлический и электрический пульты. Машина МПК3 позволяет механизировать погрузку горной массы и поддирку почвы в выработке. Машина достаточно маневренная и обеспечивает требуемые напорные усилия, а исполнительный орган эффективно зачерпывает породу, как по всему фронту, так и с боков выработки.
2.2.2. Определение объема уборки горной массы Объем уборки горной массы определяется по формуле Vуб.п = Sвч∙lзах∙ηиз∙Кр где ηиз – коэффициент излишка сечения (1,03÷1,05); Кр – коэффициент разрыхления пород (2,1÷2,2) Vуб.п = 12,6∙1,6∙1,04∙2,1 = 44,0 (м3) Откатку породы производим в вагонетках ВГ2.5. Определим число вагонеток для погрузки всего объема горной массы: N = где Vв – объем одной вагонетки. N = = 17,6 Принимаем окончательно 18 вагонеток ВГ2.5. В процессе участвуют 5 человек: машинист, его помощник и 3 рабочих, которые заготавливают крепь на две рамы и занимаются построением водоотливной канавки. Один из проходчиков управляет машиной, другой наблюдает за шлангами и электрокабелями. Вначале проходчики осматривают забой и приводят его в безопасное состояние, т. е. производится оборка кровли и боков с частичным оконтуриванием выработки, производят раскалывание крупных кусков породы отбойными молотками. Машину осматривают, смазывают, после чего приступают к погрузке породы. 2.2.3. Призабойное транспортирование Призабойное транспортирование включает в себя организацию перегрузки породы в транспортные средства и маневры последних в призабойном пространстве. Призабойное транспортирование является одним из основных факторов, влияющих на производительность погрузки. Обмен вагонеток в однопутных выработках обеспечивает маневровые операции по замене груженых вагонеток на порожние. Организация маневров производится по следующей схеме. Состав порожних вагоне­ток подается к погрузочной машине. После загрузки последней вагонетки, состав подается назад, и загруженная вагонетка оставляется на втором рельсовом пути. Далее состав снова подается к погрузочной машине для загрузки последней вагонетки. После загрузки груженая вагонетка также перегоняется на второй рельсовый путь. Затем все повторяется. Откатка породы производится в вагонетках ВГ-2,5 с помощью аккумуляторных электровозов типа АРП14-900. 2.2.4. Правила безопасности при погрузке горной массы После проветривания перед началом погрузки горной массы выработка должна быть приведена в безопасное состояние. Горный мастер и взрывник осматривают забой, проверяют, все ли шпуры взорвались. При отсутствии отказов (неполного взрывания шпуров) дается «отбой», то есть разрешение на дальнейшее производство работ. Рабочие путем остукивания кровли производят опускание отслоившихся кусков породы, поправляют по мере подвигания к забою затяжку и поврежденную крепь. Перед началом работы погрузочной машины необходимо проверить работоспособность всех ее узлов, надежность крепления путей и маневровых устройств. Во время работы погрузочной машины запрещается: находится в зоне действия погрузочного ковша или нагребающих лап; производить ремонт, осмотр и чистку машины; работать под поднятым ковшом; прицеплять и отцеплять вагонетки; становится на ковш или держаться за него руками во время подъема; оставлять ковш в поднятом положении после остановки машины; находиться на разрушенной горной массе и между машиной и крепью выработки со стороны, не имеющей свободного прохода. При работе погрузочной машины проходчики обязаны следить за тем, чтобы силовой кабель или воздухопроводный шланг не попадали под ходовую часть машины. Гибкий кабель должен подвешиваться на опорах в растянутом состоянии. По окончании погрузки машина должна быть отведена в безопасное место, с силового кабеля снято напряжение, а шланг сжатого воздуха собран в бухту и уложен или подвешен в безопасном месте. 2.3. Возведение крепи Для безопасного ведения работ в призабойной зоне выработки до возведения посто­янной крепи устанавливается предохранительная крепь, предназначенная для предотвра­щения травматизма от вывалов кусков породы. Принимается консольная конструкция предохранительной крепи, представляющая собой две металлические балки (профиль СВП-27), подвешенная на специальных скобах к верхнякам первых 3 рам постоянной крепи. На балки укладывается перекрытие, в качест­ве которого служат два верхняка крепи, соединенные межрамными стяжками, с железобе­тонными затяжками. По мере подвигания забоя верхняки перекрытия скрепляют с боко­выми стойками крепи. Консольные балки выдвигают к забою и на них вновь укладывают верхние элементы постоянной рамной крепи. Возведение постоянной смешенной трапециевидной крепи производится в следующей последовательности. После осмотра забоя и оборки заколов породы по периметру выра­ботки под стойки крепи разрабатываются лунки с применением отбойных молотков. Пе­ред установкой стоек необходимо тщательно выровнять площадки под них, чтобы избе­жать локальных концентраций напряжений. В лунки устанавливают стойки крепи, подво­дят под верхняки и соединяют при помощи охватов и подвесных скоб, которые опираются на деревянные прокладки толщиной не менее 40 мм укладываемые на верхний торец стойки. По отвесам проверяют вертикальность ус­тановки рамы и соединяют соседние рамы продольными металлическими стяжками. По периметру рамы устанавливают межрамное ограждение с одновременной забутовкой закрепного пространства. В соответствии с §51 правил безопасности отставание постоянной крепи от забоя после взрывных работ не должно превышать 3 м, а перед бурением шпуров – шага уста­новки крепи (1,0 м). Состав работ. Производим оборку кровли и боков с частичным оконтуриванием выработки, размечаем и долбим лунки, грузим породу от долбления лунок, устанавливаем и соединяем с помощью накладок, болтов и хомутов частей крепи с расклиниванием, укладкой лент, изготавливаем и устанавливаем крепи, затем затяжку боков и кровли с забутовкой пустот за крепью. 2.3.1. Правила безопасности при возведении крепи Перед установкой крепи в выработке необходимо произвести оборку отслоившейся породы и удаление выступающих или легко обрушающихся кусков породы с кровли и стенок выработки и затем приготовить лунки под стойки или канавки под лежни. Рамы крепи на прямолинейных участках выработки устанавливают перпендикулярно к продольной оси выработки, а на закруглениях- по направлению радиуса закругления выработки. При проведении выработок с применением буровзрывных работ крепи (во избежание повреждения их взрывом) следует устанавливать с отставанием от забоя; при слабых или средней крепости боковых породах этот участок закрепляется временной крепью или анкерами. При возведении крепи вслед за продвиганием забоя крепь необходимо защищать от воздействия взрывных работ специальными щитами или другими приспособлениями.
Кабели, вентиляционные трубы должны подвешиваться к крепи на специальных подвесках. Не допускается подвешивание оборудования на соединительных хомутах, болтах и других деталях, связывающих элементы крепи. Обязательными при креплении являются тщательная забутовка закрепленного пространства (пустот между крепью и породой) мелкими кусками породы или другим заполнителем, тщательная расклинка рам (в местах соединения верхняка со стойками) и соединение соседних рам продольными металлическими стяжками.
2.4. Проветривание выработки 2.4.1. Расчет параметров проветривания выработки Основной задачей вентиляции тупиковых выработок является подача в забой достаточного количества воздуха, обеспечивающего скорость его движения, достаточную для эффективного проветривания как призабойной части, так и всей выработки в целом. Скорость движения воздуха устанавливается Правилами безопасности, исходя из необходимости исключения местных скоплений метана, удаления из проводимой выработки в кратчайшее расчетное время ядовитых продуктов взрыва и создания нормальных температурных условий в выработке. Наиболее часто при строительстве тупиковых выработок их вентиляцию осуществляют с использованием вентиляторов местного проветривания (ВМП). Применяют три способа вентиляции: нагнетательный, всасывающий и комбинированный. Для данной выработки принимаем нагнетательный способ проветривания. Его достоинство состоит в том, что призабойное пространство проветривается струей свежего воздуха, выходящего из трубопровода с большой скоростью. По правилам безопасности на газовых угольных шахтах отставание трубопровода от забоя не должно превышать 8 м, а в не газовых – 12м. При нагнетательном способе проветривания ВМП устанавливается в выработке со свежей струей на расстоянии не менее 10 м от устья тупиковой выработки с тем, чтобы он не захватывал воздух из исходящей струи и не работал на рециркуляцию, а подача ВМП не должна превышать 70% количества воздуха, подаваемого к месту установки за счет проходящей сквозной струи. К недостаткам нагнетательного способа проветривания следует отнести то, что при ведении взрывных работ ядовитые газы движутся по выработке и люди могут войти в выработку только тогда, когда содержание ядовитых газов не снизится до безопасных пределов. 2.4.2. Алгоритм расчета параметров проветривания Расчет расхода воздуха для проветривания выработки производится по пяти факторам, из которых выбираем наибольшее значение расхода воздуха в тупиковой выработке: 1) По выделению метана по формуле ; 2) По наибольшему количеству людей , одновременно работающих в выработке, определяется по формуле: ; 3)По минимальной скорости движения воздуха в выработке рассчитывается по формуле: ; где - минимально допустимая скорость движения воздуха в тупиковой выработке (согласно ПБ, §161). 4) По минимально допустимой скорости движения воздуха в призабойном пространстве в зависимости от температуры определяется по формуле: ; где - минимально допустимая скорость движения воздуха в призабойном пространстве в зависимости от температуры, определяется согласно ПБ, §162. 5) По газам, образующихся при взрывных работах, определяется по формуле: ; где - объем вредных газов, образующихся при взрывании; при одновременном взрывании по углю и по породе , где - количество ВВ, взрываемого по породе соответственно, кг; Т- время проветривания выработки после взрывания, согласно ПБ – не более 30 мин; S – средневзвешенное значение площади поперечного сечения выработки в свету, м2; - расчетная длина тупиковой выработки, м. В качестве подставляем значение , равное полной длине тупиковой выработки или отдельного участка ее, если , в пределах которой концентрация ядовитых газов будет выше допустимой. В противном случае в формулу подставляется . Алгоритм «Воздух-П» позволяет определить точное значение расчетным путем. Однако в соответствии с Руководством по проектированию вентиляции угольных шахт значение критической длины принимается =500м. Далее в формуле: - коэффициент, учитывающий обводненность выработки, определяется по заданным условиям проведения выработки; - коэффициент утечек воздуха из трубопровода на расчетной длине, eго , Из всех значений в качестве расчетного принимается наибольшее. После определения производится определение параметров вентилятора Расчет параметров вентиляционной установки местного проветривания. Подача вентилятора (м3/с), работающего на гибкий трубопровод при нагнетательной схеме проветривания, определяется по формуле: Давление вентилятора (депрессия гибкого трубопровода), даПа: , где Rтр – аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода. Выбор вентилятора производится по аэродинамическим характеристикам путем построения графика характеристик вентилятора, нанесения на него расчетной аэродинамической характеристики трубопровода и точки А с координатами (), соответствующей расчетному режиму работы вентилятора (в зоне высокого давления значения КПД), выбранный вентилятор может быть принят проектом. Для построения характеристик трубопроводов алгоритм «Boздух-П» предусматривает вычисление координат трех точек характеристики при данной длине трубопровода .
По трем точкам с координатами ; , строится плавная кривая, проходящая через начало координат, в таком же масштабе, как у характеристики вентилятора.
Точка пересечения характеристики трубопровода с ближайшей характеристикой вентилятора – точка В и определит значении и , соответствующие расчетному режиму работы вентилятора по его характеристике. При этом следует выбирать такую характеристику вентилятора, при которой и будут равны или несколько больше и при КПД > 0,6. Результаты расчета параметров вентиляции по программе «Воздух-П» приведены в распечатках. Выбор ВМП и режима его работы. Выбор и определение оптимальных параметров вентиляционной установки и режимов ее работы, необходимых для эффективного проветривания выработки, были установлены по результатам расчета, выполненного на ЭВМ по программе «Воздух-П». Алгоритм «Воздух-П» предусматривает проектирование вентиляции протяженных горизонтальных тупиковых выработок в условиях различных угольных бассейнов для нагнетательного способа проветривания выработок с применением гибких вентиляционных трубопроводов. И С Х О Д Н Ы Е Д А Н Н Ы Е ТУПИКОВАЯ ВЫРАБОТКА ПРОХОДИТСЯ ПО УГОЛЬНОМУ ПЛАСТУ ПЛОЩАДЬ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫР-КИ В СВЕТУ, м кв. S = 9.20 ПРОЕКТНАЯ ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, м L1 =1500.00 ПО МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЮ ШАХТА ОТНЕСЕНА К 1-Й КАТЕГОРИИ КОНЦЕНТРАЦИЯ МЕТАНА В СВЕЖЕЙ СТРУЕ, % J2 = 0.05 ДОПУСТИМАЯ КОНЦЕНТРАЦИЯ МЕТАНА В ИСХОДЯЩЕЙ СТРУЕ,% J3 = 1.00 ОЖИДАЕМОЕ МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕ В ВЫРАБОТКЕ, м куб/мин- С ОБНАЖЕННЫХ ПОВЕРХНОСТЕЙ ПЛАСТОВ – Iпов.у J5у= 0.00 ИЗ ОТБИТОГО УГЛЯ – I о.у.п. J6 = 3.00 ПОСЛЕ ВЗРЫВАНИЯ ПО УГЛЮ – I з.п.max J7 = 5.00 ВЫДЕЛЕНИЕ УГЛЕКИСЛОГО ГАЗА НЕ ОЖИДАЕТСЯ КОЛИЧЕСТВО ВВ ВЗРЫВАЕМОГО ОДНОВРЕМЕННО, кг- ПО УГЛЮ G1 = 6.00 ПО ПОРОДЕ G2 = 12.00 ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ПРОВЕТРИВ.ВЫР-КИ ПОСЛЕ ВЗРЫВА,мин T1 = 30.00 КОЭФФИЦИЕНТ ОБВОДНЕННОСТИ P5 = 0.60 ОТНОСИТЕЛЬНАЯ ВЛАЖНОСТЬ ВОЗДУХА, % W6 = 80.00 КОЛИЧЕСТВО ЛЮДЕЙ В ВЫРАБОТКЕ, чел N3 = 5.00 ПАРАМЕТРЫ ВЕНТИЛЯЦИОННОГО ТРУБОПРОВОДА - ТИП ТРУБОПРОВОДА – ГИБКИЕ ТРУБЫ 1А ИЛИ 1Б ДИАМЕТР, м D1 = 0.6 ДЛИНА ЗВЕНА, м L2 = 12.00 РАССТОЯНИЕ ОТ КОНЦА ТРУБОПРОВ. ДО ЗАБОЯ НЕ БОЛЕЕ, м L3 = 8.00 Р Е З У Л Ь Т А Т Ы Р А С Ч Е Т А РАСЧЕТНАЯ ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, м L = 1500.00 РАССТОЯНИЕ ОТ ВМП ДО УСТЬЯ ВЫРАБОТКИ, м Lу = 15.00 МИН. ДОПУСТИМАЯ СКОРОСТЬ ВОЗДУХА В ВЫР-КЕ, м/с Vм = 0.25 РАСЧЕТНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ПРОВЕТРИВАНИЯ ПРИЗАБОЙНОГО ПРОСТРАНСТВА - РАСЧЕТНЫЙ РАСХОД ВОЗДУХА, м куб/с - ПО МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЮ Q м = ПО ВЗРЫВНЫМ РАБОТАМ Q вв= 2.23 ПО МИНИМАЛЬНОЙ СКОРОСТИ Q ск= 3.15 ПО КОЛИЧЕСТВУ ЛЮДЕЙ Q л = 0.50 ПО ТЕПЛОВОМУ ФАКТОРУ Q т = 1.05 ПРИНЯТЫЙ РАСХОД ВОЗДУХА В ЗАБОЕ, м куб/с Q зп= 3.33 РАСЧЕТНАЯ СКОРОСТЬ ВОЗДУХА, м/с V р = 0.79 МАКСИМ.ДОПУСТИМАЯ ТЕМПЕРАТУРА В ЗАБОЕ, град T зп= 24.00 РАСХОД ВОЗДУХА ДЛЯ ВСЕЙ ВЫР-КИ ПО МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЮ Q п = 0.35 РАСЧЕТНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВЕНТИЛЯЦИОННОГО ТРУБОПРОВОДА - ТИП ТРУБОПРОВОДА – ГИБКИЕ ТРУБЫ 1А ИЛИ 1Б ДИАМЕТР, м D тр= 0.60 ДЛИНА ЗВЕНА ВЕНТИЛЯЦИОННЫХ ТРУБ, м L зв= 12.00 КОЭФФИЦИЕНТ УТЕЧЕК ВОЗДУХА K ут= 2.15 АЭРОДИНАМИЧ.СОПРОТИВЛЕНИЕ ТРУБОПРОВОДА, кмюрг R 1 = 26.77 ОТСТАВАНИЕ ТРУБ ОТ ЗАБОЯ НЕ БОЛЕЕ, м L зб= 8.00 РАСЧЕТНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВЕНТИЛЯТОРНОЙ УСТАНОВКИ - ПОДАЧА ВЕНТИЛЯТОРА, м куб/с Q в = 6.73 ДЕПРЕССИЯ, дека Па H в = 570.95 РЕЖИМ РАБОТЫ ВМП ПО ХАРАКТЕРИСТИКЕ - ПОДАЧА ВЕНТИЛЯТОРА, м куб/с Qв.р= 7.15 ДЕПРЕССИЯ, декаПа Hв.р= 610.00 КОЛ-ВО ВОЗДУХА, ПОДАВАЕМОГО К ВЕНТИЛЯТОРУ,м куб/с Qвс = 11.23 По результатам расчета выбираем вентилятор местного проветривания ВМЦГ-7 с режимами работы: 1. Q = 7,15 (м3/с); 2. Н = 610 (даПа); 3. N = 57 (кВт); 4. Накл. лопаток – 0 (град.) 2.4.3. Организация проветривания выработки Для проветривания тупиковых выработок применяются жесткие и гибкие трубопроводы. Для проветривания горизонтальных и наклонных выработок по нагнетательному способу наиболее часто применяют гибкие трубы, изготовленные из специальных воздухонепроницаемых тканей на хлопчатобумажной или лавсановой основе с резиновым или полихлорвиниловым покрытием. Они более легкие – масса одного метра трубы составляет 1,3-3,4 кг, но имеет меньше чем металлические трубы срок службы – 14-28 месяцев соответственно в обводненных и сухих выработках. Гибкие трубы выдерживают давление до 1000 даПа. Диаметр труб-0,4; 0,5; 0,6; 0,8; 1 м. Длина основного рабочего звена 20 и 10 м – соответственно для труб диаметром до 0,8 и более 0,8 м. Для наращивания трубопровода выпускаются разменные звенья длиной 5 и 10 м. По специальному заказу могут поставляются звенья длиной 40 м и более, что позволяет уменьшить количество стыков и соответственно утечки воздуха из трубопровода. Соединяются звенья труб между собой с помощью металлических колец, закрепленных на концах звеньев и хомутов. Трубы подвешивают к тросу, протянутому по выработке. Трос крепится к верхняку крепи. 2.4.4.Правила безопасности при проветривании Проветривание тупиковых выработок должно производиться за счет общешахтной депрессии или с помощью ВМП. В качестве вспомогательных средств проветривания допускается применение эжекторов. При проветривании за счет общешахтной депрессии и проведении выработок по пластам узким забоем должны проводиться параллельные выработки для исходящей струи воздуха, сбиваемые с основной выработкой через промежутки не более 30 м печами (просеками). По мере проведения новых печей (просеков) старые должны изолироваться постоянными перемычками, покрываемыми воздухонепроницаемыми составами. На действующих шахтах из тупиковых выработок, находящихся в проходке, запрещается проведение новых тупиковых выработок, кроме тех, которые предназначены для ликвидации тупиков и сокращения их длины. При осуществлении проветривания с помощью ВМП они должны работать непрерывно. Обслуживание вентиляторов должно осуществляться специально назначенными и соответственно обученными лицами (допускается по совместительству). При применении аппаратуры автоматического контроля работы и телеуправления ВМП выделение специальных лиц для обслуживания ВМП не требуется. В случае остановки ВМП или нарушения вентиляции работы в тупиковой части выработки должны быть прекращены, напряжение с электрооборудования снято и люди из нее немедленно выведены в проветриваемую выработку, а у устья тупиковой выработки должен быть установлен запрещающий знак. При этом в негазовых шахтах с разрешения главного инженера шахты допускается не снимать напряжение с электрооборудования автоматизированных насосных установок.
Тупиковые выработки в газовых шахтах должны оборудоваться резервными ВМП с резервным электропитанием. Условия, при которых должно применяться резервирование, определяются производственным объединением по согласованию с управлением округа Госгортехнадзора для каждого угольного бассейна. Допускается при проведении выработок по выбросоопасным угольным пластам или породам в качестве резервных применять ВМП с пневматическими двигателями.
Установка ВМП должна производиться по паспорту выемочного участка, проведения и крепления подземных выработок или специальному паспорту, утвержденному главным инженером шахты. ВМП должен устанавливаться в выработке со свежей струей воздуха на расстоянии не менее 10 м от исходящей струи. Подача ВМП не должна превышать 70% расхода воздуха в выработке в месте его установки. В шахтах, опасных по газу, запрещается проветривание двух и более выработок при помощи одного трубопровода с ответвлениями. Запрещается установка ВМП с электрическим двигателем в выработках с исходящей струей воздуха на пластах, опасных по внезапным выбросам. У каждого вентилятора должна устанавливаться доска, на которую записывается фактический расход воздуха в выработке в месте установки вентилятора, фактическая подача вентилятора, расчетный и фактический расход воздуха у забоя тупиковой выработки, максимально допускаемая длина тупиковой части выработки, проводимой при данной вентиляционной установке, время проветривания выработки после взрывных работ, дата заполнения и подпись лица, производившего запись на доску. 2.5. Вспомогательные процессы 2.5.1. Устройство водоотливной канавки. Вода, поступающая в выработку, отводится самотеком по водоотводной канавке к центральному водосборнику шахты. Для образования канавки при проведении выработки по крепким породам одновременно со взрыванием шпуров в забое в подошве выработки взрывают 1-2 дополнительных шпура, пробуриваемых в месте ее расположения. После уборки породы канавку оформляют до проектного сечения с помощью отбойных молотков. Канавки обычно имеют трапециевидное сечение и расположены со стороны прохода для людей с уклоном 4мм/м в направлении центрального водосборника шахты. Сечение водоотливной канавки принято равным 0,1 м2. 2.5.2. Прокладка трубопроводов и кабелей Вентиляционный трубопровод и трубопровод сжатого воздуха располагают в верхней части выработки со стороны прохода людей на высоте не ниже 1800 мм. Мягкие вентиляционные трубопроводы подвешивают крючьями на трос, который натягивают вдоль выработки с целью обеспечения прямолинейности става. Трубопроводы для воды и сжатого воздуха монтируют в плеть из труб длиной 4-6 м на фланцах. Они укладываются на деревянные подкладки вдоль пешеходной дорожки. Для снабжения забоя электроэнергией и сигнализацией к забою прокладывают силовые и слаботочные кабели. Силовые кабели подвешиваются с противоположной от трубопроводов стороны на брезентовой ленте, в таком месте выработки, где в случай обрыва подвески кабель не попал бы на рельсы. Расстояние между подвесками не более 3 м, а между кабелями – не менее 5 см. Слаботочные кабели подвешиваются над трубопроводами на расстоянии 300-400 мм. 2.5.3. Освещение выработки Максимальная освещенность плоскости забоя должна быть не менее 10 лк, а на почве – 15 лк. Такая освещенность обеспечивается светильниками во взрывобезопасном исполнении типа ЛСРО1-20У5, установленными через 4-6 м и светильниками бурильных установок, погрузочных машин. Для питания их используется напряжение 127 В, а для стационарного освещения допускается напряженность 220 В. Все проходчики снабжаются индивидуальными аккумуляторными светильниками со световым потоком не менее 30 лк 2.5.4. Настилка рельсового пути Настилка временного рельсового пути осуществляется вслед за подвиганием забоя. В призабойной зоне используют времянки из переносных звеньев длиною 2 м, состоящие из рельсов, приваренных к шпалам из швеллера. Звенья соединяют между собой крючьями. Замену времянок на постоянный рельсовый путь производят по мере удаления забоя на длину стандартного рельса. Перед укладкой постоянного рельсового пути демонтируют и складируют у боков выработки времянки. После планировки подошвы выработки настилают постоянный рельсовый путь на колею 900 мм с уклоном в сторону ОД равным 0,003. Укладка рельсовых путей производится на железобетонных шпалах, расстояние между шпалами 1,0 м. Тип рельс Р-33. 3. Организация горно-проходческих работ 3.1.Определение объемов работ 1. Бурение шпуров: - по углю: - по породе: . 2.Погрузка горной массы: , величина заходки за цикл, площадь выработки вчерне, м2, коэффициент разрыхления. - по углю: - по породе: . 3. Крепление: Vвр = Vвр = = 1,62 4. Настилка рельсового пути: Vр.п. = l3·n Vр.п. = 1,62 ·1=1,62 (м) 5. Устройство водоотливной канавки: Vвод. = l3 Vвод .= 1,62 (м) 6. Навеска вентиляционных труб: Vвент.= l3 Vвент.= 1,62 (м) 7. Снятие труб вентиляции Vвент.= l3 Vвент.= 1,62 (м) 3.2. Калькуляция трудозатрат
Наименование процесса
Ед. изм.
Объём работ
Пар. ЕНиР №36
Норма времени, Нвр., чел.-ч
Принятая норма времени,
Нвр., чел.-ч
Трудоёмкость работ, Т, чел.-ч 1. Бурение шпуров: - по углю - по породе 1 м
21,96
54,27
Е-36-1-41
0,3
0,3
6,59
16,28 2. Погрузка: - угля - породы
1 м3
13,93
26,89
Е-36-1-50
0,31
0,31
4,32
8,34 3. Крепление:
1 рама
1,62
Е-36-1-66
8
8
12,96 4. Настилка рельсового пути
1 м
1,62
Е-36-116
1,2
1,2
1,94 5. Устройство водоотливной канавки
1 м
1,62
Е-36-1-113
0,88
0,88
1,43 6. Навеска труб вентиляции
1 м
1,62
Е-36-1-90
0,54
0,54
0,88 7. Снятие труб вентиляции
1 м
1,62
Е-36-1-90
0,19
0,19
0,31 4. Экономическая часть В экономической части курсового проекта необходимо определить полную стоимость сооружения 1 м протяжённой части выработки по 2 вариантам строительства, которая складывается из прямых нормируемых затрат (А), стоимости общешахтных затрат (Б), стоимости накладных расходов (В) и величины плановых накоплений.
Прямые нормируемые затраты определяют по формуле , где величина отчислений на заработную плату рабочих, руб.; стоимость материалов, необходимых для проведения выработки, руб.; стоимость машино-смен на проведение выработки, руб. Стоимость проведения выработки по общешахтным затратам принимают в процентах от прямых нормируемых затрат. Накладные расходы принимают в процентах от суммы прямых нормируемых затрат и общешахтных расходов. Этот процент равен для строящихся шахт 28,3%. Плановые накопления принимают в количестве 8% от суммы всех затрат. Величину отчислений на заработную плату рабочих проходческой бригады, , руб., определяют в соответствии с необходимым объёмом работ и расценками. Результаты расчёта сводим в табл. 1. Таблица 1
Калькуляция затрат на заработную плату Выполняемая работа Единица измерения Объем работ Расценка по норме, руб. Поправочный коэффициент Применяемая расценка, руб. Сумма затрат, руб. на цикл на 1 м Бурение шпуров - по углю - по породе
1 м
21,96
33,12
1,96
2,90
1,00
1,96
2,90
43,04
96,05
26,57
59,29 Погрузка: - угля - породы
м3
13,93
26,89
0,558
1,32
1,00
0,558
1,32
7,77
35,50
4,80
21,91 Крепление
1 рама
1,62
17,84
1,00
17,84
28,90
17,84 Настилка рельсового пути
1 м
1,62
2,68
1,00
2,68
4,34
2,68 Устройство водоотливной канавки
1 м
1,62
1,38
1,00
1,38
2,24
1,38 Наращивание вентиляционных труб
м
1,62
0,758
1,00
1,49
1,23
0,76 Снятие труб вентиляции
м
1,62
0,335
1,00
0,335
0,54
0,33
219,61
135,56
12298,16
7591,36 Стоимость материалов, , руб., определяют в соответствии с их потребностью и существующими ценами на материал. Все расчёты сводим в табл. 2. Таблица 2
Калькуляция затрат на материалы Наименование материалов Единица измерения Количество Стоимость единицы измерения, руб. Сумма, руб. на цикл на 1 м Скальный аммонит №1 кг 18 0,355 6,39 4,84 ЭДКЗ 1000 0,030 107 3,21 1,98 Трубы вентиляции м 1,62 14 22,68 14,0 Шпалы м 0,015 85 1,28 0,58 Рельсы т 0,073 115 8,40 3,78 Арматура м 39 115 4485 2768,52 Бетон м 3,76 83 312,08 192,64 4839,04 2986,34 Стоимость затрат на проходческое оборудование, , руб., складывается из постоянных и переменных расходов. К первых относятся амортизационные отчисления на оборудование, стоимость среднего и текущего ремонта и др., ко вторым – затраты на расходуемую энергию.
Переменные расходы. Затраты пневматической энергии, , руб., , где мощность двигателя, кВт время работы машины за цикл; коэффициент использования мощности двигателя, ; коэффициент потери в сети, ; стоимость энергии, . , Результаты расчётов сводим в табл. 3. Таблица 3
Калькуляция переменных расходов на проходческое оборудование Наименование потребителя Количество единиц в работе Стоимость затрат на энергию, руб. Затраты, руб. на цикл на 1 м Погрузочная машина МПК-3 1 4106,66 4106,66 2534,98 Перегружатель УПЛ-2 1 550,63 550,63 339,90 УБШ-308 1 1284,8 1284,8 793,09 Вентилятор ВМЦГ-7 1 4497,29 4497,29 2776,11 10439,38 6444,08 Постоянные расходы. Амортизационные отчисления, , руб., в пересчёте на одну смену определяются по формуле , где стоимость машины, руб.; срок амортизации машины, лет; число рабочих дней в году; число рабочих смен в сутки. , Результаты расчётов сводим в табл. 4. Таблица 4
Калькуляция постоянных расходов на проходческое оборудование Наименование оборудования Количество единиц в работе Постоянные затраты, руб. Количество машино-смен работы оборудования, Стоимость амортизационных отчислений, руб. на цикл на 1 м Погрузочная машина МПК-3 1 1547,62 0,37 572,62 353,47 Перегружатель УПЛ-2 1 909,09 0,37 336,36 207,63 УБШ-308 1 29,17 0,61 17,79 10,98 Вентилятор ВМЦГ-7 1 443,79 2 887,58 547,89 1814,35 1119,97 Количество машино-смен проходческого оборудования на цикл определяют по следующей формуле , где время выполнения работ проходческого цикла, ч; продолжительность рабочей смены, ч. , Сумма переменных и постоянных расходов, , руб., на 1 м протяжённой части ствола определяется по формуле . , , , Полная стоимость сооружения С, руб., на 1 м выработки руб. Литература 1.Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Данилкин М.С. Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок. – Новочеркасск: ЮРГТУ. – 2002.
2. Смирняков В.В. Технология строительства горных предприятий. – М.: Недра, 1989. 3. Гузеев А.Г. Технология строительства горных предприятий. – Москва: Стройиздат, 1986. 4. СНиП II-94-80. 5. ЕНиР 36. Горнопроходческие работы. 6. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. – М: Высшая школа, 1999.
7. Хорин В.Н., Сурен Х.К., Соколов А.И. – Машины и оборудование для угольных шахт – М.: Недра, 1987.