Проходка бурового штрека Проходка бурового штрека. 1. Параметры выработки. Буровой штрек – горизонтальная подземная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность, пройденная по простиранию месторождения и используемая для бурения камеры, вентиляции, доставки материалов и оборудования. Параметры горных выработок зависят от: - количества воздуха, пропускаемого по выработкам - максимальных размеров транспортных средств для транспортирования горной массы - допустимого зазора между наружным размером транспортных средств и внутренней стенкой выработки - материала крепи - способа передвижения людей по выработке. Все эти условия регламентируются «ЕПБ при разработке рудных, не рудных и рассыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом», а так же «Строительные нормы и правила при проведении подземных горных выработок». 2. Определение размеров и форм поперечного сечения бурового орта. Форму поперечного сечения выбираем в зависимости от горно-геологических условий, срока службы и назначения выработки. Исходя из выше перечисленных условий и учитывая типовые проекты, принимаем прямоугольно-сводчатую форму горной выработки. Принимаем основное транспортное средство KSSM-9M, расчет производим по габаритам этой машины. Габариты KSSM-9M d – ширина ТС 2480 мм; h – высота ТС 2480 мм. 2.1. Ширина выработки в свету, Всв , мм Всв =d+n1 +m где d – ширина ТС, 2480 мм m – зазор между стенкой выработки и габаритом подвижного состава, 500мм принимаем с обеих сторон без учета прохода людей. Всв =2480+2*500=3480 (мм) 2.2. Ширина выработки в вчерне Ввч , мм. Ввч =Всв +2а где а – толщина стенок крепи, 50 мм; Ввч =3480+100=3580 (мм) 2.3. Высота выработки в свету Hсв , мм. Hсв =H+h0 где H – высота транспортного средства, 2480 мм; h0 – высота свода, 1/3 Всв =1160 мм; Hсв =2480+1160=3640 (мм). 2.4. Высота выработки в вчерне, Hвч , мм. Hвч =Hсв +hб +а где Hсв – высота выработки в свету, 3640 мм; а – толщина крепления, 50 мм; Hвч =3640+50=3690 (мм). Радиусы осевой R мм, боковой дуг: r мм: R=0,692*H r = 0.262 * H Rсв =0,692*3640=2518,88 (мм); rсв =0,262*3640=953,68 (мм); Rвч =0,692*3690=2553,48 (мм); rвч =0,262*3690=966,78 (мм). 2.5. Площадь поперечного сечения в свету Sсв , м2 . Sсв =Всв *(hст +0,26 Всв ) где hст – высота стенки, 2480 мм; Sсв =3480*(2480+0,26*3480)=11,8 (м2 ). 2.6. Площадь поперечного сечения в вчерне Sвч , м2 . Sвч =Ввч *( hст +0,26 Ввч ) где hст – высота стенки, 2480 мм; Sвч =3580*(2480+0,26*3580)=12,2 (м2 ). 3. Выбор крепи бурового штрека. В нетронутом массиве силы, действующие на породу сверху и с боков, взаимно уравниваются. Однако, в том случае, когда в земной коре проводят горные выработки, равновесно-напряженное состояние породы нарушается. Чтобы предотвратить обрушение горной выработки, применяются особые конструкции, называемые крепью, а процесс возведения их называется креплением. Выбор крепи производится на основании физико-механических свойств и горно-технических параметров пород массива. 3.1. Предварительный прогноз устойчивости руд и пород в выработках η=(γ*H)/R где γ – плотность породы, т/м3 H – глубина залегания выработки, м R – прочность породы на сжатие, т/м2 η=2,6*340/2800*0,6=0,52 η=0,52 – породы слабоустойчивые. 3.2. Окончательный прогноз устойчивости пород в выработках. Исходя из геомеханической, находим - безразмерный параметр – 10 - характеристика трещиноватости – 16 - подземные воды – 0 - элементы залегания трещин – 5 - оценка по форме блока – 8 - по сроку службы – 2 Сумма баллов составляет – 41. По классификации скальных массивов этим баллам соответствует IVa класс. Принимаем вид крепи: железобетонные штанги по кровле и бокам, сетка металлическая по кровле и бокам, набрызг бетон по кровле и бокам. Временная крепь: 1) ж/б штанги постоянной крепи с отставанием 0,7м от груди забоя; 2) н/бетон слоем 2 см с отставанием 5 м от груди забоя. Постоянная крепь: ж/б штанги, сетка металлическая с отставанием 15 м от груди забоя, н/бетон слоем 5 см с отставанием 15 м от груди забоя. 4. Проведение бурового штрека буровзрывным способом. Буровзрывной способ проходки применяют в проходках с f>6 при отсутствии опасности разрушения пород, кровли в следствие взрывания шпуровых зарядов. Основными операциями проходческого цикла при применении этого способа является бурение шпуров, заряжание и взрывание зарядов, проветривание, погрузка породы и крепление. 4.1. Выбор бурильных машин и определение их производительности. Выбор бурильных машин следует производить с условием вида выработки (горизонтальная, наклонная, вертикальная) и горно-геологической характеристикой пород. Принимаем бурильную машину Минибур А210Р. На установке две бурильные машины. Установка самоходная, пневматическая. Сменная эксплуатационная производительность Qсм м/смену, с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и ремонтные простои по организационным и техническим причинам. Qсм =Т – (tпз +t'пз­ +tот +tвв )/(1/(Ко *n*v))+(tман +tох +tк ) где Т – продолжительность смены, 360 мин tпз – общее время подготовительно-заключительных операций, 2,5% т. t'пз – время подготовительно-заключительных операций при бурении, 34 мин; tот – время на отдых, 36 мин; tвв – время технологических перерывов, 43 мин; Ко­ – коэффициент одновременной работы буровых машин, 0,78 n – число буровых машин; v – скорость бурения, 10,78 м/мин; tман – время на манипуляции, 0,05; tох – время обратного хода, 0,4 мин; tк – время на замену коронок, 0,1 минута на 1 м. Qсм =360-(9+34+36+43)/(1/(10,78*2*0,78))+(0,4+0,5+1)=109,7 (м). 5. Проектирование взрывных работ. В качестве используемого ВВ принимаем относительно не дорогую, имеющую невысокую чувствительность к внешним возбудителям и удовлетворительные взрывные характеристики аммиачно-селитренную взрывчатку – аммонит 6 ЖВ. Удельный расход (у) ВВ принимаем по табличным данным с учетом поправочного коэффициента. у = 2,4*0,8=2,0 кг/м3 . Длина шпура Lшп м, определяется по формуле Lшп = L/(tр *tс *nсм *nц *η) где L – длина выработки, 60м; tр­ – число рабочих дней в месяце, 25; tс – срок проведения выработки, 0,5 месяца; nсм – число рабочих смен в сутки, 3; nц – число циклов в смену, 1; η – коэффициент использования шпура, 0,85. Lшп =60/(25*0,5*3*1*0,85)=2,4 (м) Число шпуров в забое N, шп N = 1,27*q*Sч /▲*d2 *Kз где ▲- плотность взрывчатого вещества в шпуре, кг/м3 d – диаметр патрона или шпура, м Kз – коэффициент заполнения шпура. N = 1,27*2,0*12,2/1000*0,0432 *0,8=21 шп. Окончательно число шпуров определяем графически. Общее количество шпуров – 25 из них: 1) Врубовых – 3;вруб прямой, расстояние между врубовыми шпурами – 500мм; 2) Отбойных шпуров – 8, расстояние между ними 850мм; 3) Окантуривающих – 14, расстояние между ними 850мм, между шпурами и контуром выработки – 100мм. Расход ВВ Qкг на продвижение забоя на цикл: Q = q*Sвч Q = 2,0*12,2*2,4=58,56 (кг). Окончательно применяем 60 кг взрывчатки аммонит 6 ЖВ. Продвигание забоя за взрыв составит: Ly = Lшп *0,85 Ly = 2,4*0,85=2 (м) Суммарная длина шпуров: Q = 2,4*22+2,6*3=60,6 (м) Средняя масса одного заряда на шпур: q = Q/N q = 60/25 q = 2,4 (кг) - масса заряда во врубовых шпурах: q в = 2,6*3=7,8 (кг) - масса заряда в окантуривающих шпурах: q = 14*2,4 = 33,6 (кг) - масса заряда в отбойных шпурах: q = 8*2,4 = 19,2 (кг). Принимаем способ взрывания при помощи волноводов СНВШ с замедлением согласно контуров. - врубы с замедлением – 0 - отбойные шпуры с замедлением – 20 - окантуривающие шпуры с замедлением – 40. 6. Погрузка породы Отгрузка породы из забоя производится KSSM – 9M: - грузоподъемность – 9,6 т; - емкость ковша – 4,6 м3 - основные размеры: длина 9600мм; ширина 2480мм; высота 2480мм; - радиус поворота 6635 мм. Сменная производительность Q = (Tсм -tпз -tл )/(tос +tвсп ) (tо ) (1+Kот ) Vk Kз /Kр где Tсм – продолжительность смены, 360 мин; tпз – время на подготовительно-заключительные оперции, 40 мин; tл – личное время, 10 мин; Kр – коэффициент рыхления, 1,5; Kот – коэффициент отдыха, 1,07; tвс – время вспомогательных операций, мин. tос = L/Vn + L/Vp + tn + tp где L – расстояние транспортировки, 0,6; Vp – скорость движения с грузом, 3км/час; Vn – скорость движения порожнего, 6км/час; tn - время погрузки, 0,7 мин; tp – время разгрузки, 0,3 мин; tвсп – время на вспомогательные операции, мин; tос = 0,06 / 6 + 0,06 / 3 + 0,7 + 0,4 = 8 мин/рейс. Qсм = (360-40-10) / (8+3) * (1+0,07) * 4,6 * 0,75 / 1,5 = 114,6 м3 /см 7. Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние Перед допуском людей в выработку, содержание вредных газов необходимо снизить путем проветривания не менее чем до 0,008% по объему при пересчетена условный оксид углерода. Расчет проветривания при нагнетательном способе. Определяем количество воздуха (Q3 м3 /ч) для проветривания горных выработок при проведении взрывных работ Q3 = (2.25*S/60*t)* *A*L2 /S*P2 Где S – площадь сечения, 12,2 м2 ; t – время проветривания, 30 мин; K – коэффициент, учитывающий обводненность, 0,6; A – количество взрываемого ВВ, 60 кг; B – газовость ВВ,60л; L – длина выработки, 60м; P – коэффициент утечек воздуха, 1,07. Qз­ = 2,25*12,2/60*30* = 0,22м3 /ч При применении проходческого оборудования Qз м3 /ч: Qз = 5*N/60 Qз = 5*100/60=9.2 (м3 /ч) Проверяем скорость движения воздуха по выработке: 0,25<9,2/12,2 0,25<0,75 – удовлетворяет условиям. Потребная подача вентилятора Qв : Qв = 1,07*9,2 = 9,84(м3 /ч) Рассчитываем депрессию трубопровода, Hв (Па) Нв = Нс + Нм + Hg где Нс – статическое давление; Нс = р * R * Q2 Нм = 0.2 Нс Hg = υ1 2 *γ/2 γ – плотность воздуха, 1,2 кг/м3 υ1 – скорость движения воздуха в трубопроводе; R – аэродинамическое сопротивление в трубопроводе; P = 1,07. R = 6,5 * 4,5 * 10-5 * 60 / 1,05 = 1,8(с2 /м4 ) υ т = Q/п γ2 υ т = 9,84/3,14*0,52 = 12,5 (м/с) Нс = 1,07 * 18 * 9,842 = 186,4 (Па) Нм = 0,2 * 186,4 = 37,4 (Па) Hg = 12,52 * 1,2/2 = 94 Нв = 186,4 + 37,4 + 94= 317,8 Согласно расчета, принимаем 1 вентилятор местного проветривания ВМ-12. Который обеспечивает производительность до 20 м3 /час и давление 1000 Па. 8. Снабжение сжатым воздухом Производительность компрессорной станции рассчитывается на максимальный расход сжатого воздуха. Основными потребителями являются: бурильные машины и другая техника, работающая на этом приводе. Расход сжатого воздуха Q(м3 /ч) Q = qδ *nδ *kδ *­ kм где qδ – количество воздуха, потребляемое одной машиной, 13м3 /мин; nδ – количество машин, 2; kδ – коэффициент, одновременной работы машины, 0,8; kм коэффициент, учитывающий изношенность машины, 1,092. Q = 13*2*0,8*1,092 = 22,73(м3 /мин) Потери сжатием воздуха в трубопроводе Qn .м3 /мин Qn = qy *L Где qy – утечка воздуха 5; L – длина трубопровода, 0,06 Qn = 5*0,06 = 0,3 (м3 /мин) Потребное количество воздуха Qп , м3 /мин Qп = Qδ + Qn Qп = 22.73+0.3 = 23.03(м3 /мин) Диаметр трубы d, мм. d = 3.18 * d = 3.18* = 16(мм) принимаем трубопровод d = 50мм. 9. Охрана труда и техника безопасности. Главная задача организации работ по ОТ горных предприятий состоит в том , чтобы довести до каждого работающего систему мероприятий по ОТ и ТБ, научить их работать в этой системе. В состав комплексной проходческой бригады входят работы: бурение шпуров, ВР, крепление выработок, уборка и погрузка горной массы, вспомогательные работы. 9,1. Проходчик комплексной бригады обязан: - обезопасить свое рабочее место, обобрать имеющиеся заколы в выработке согласно инструкции для разборщика заколов; - обеспечить непрерывную работу вентилятора местного проветривания. Отставание сжатого воздуха и воды не более 15м. 9,2. При бурении шпуров бурильщик обязан: - соблюдать инструкцию по ТБ; - перед началом работ осмотреть забой на наличие заколов, обобрать заколы. - обмывать грудь забоя водой; - соблюдать паспорт БВР; - бурение шпуров для ликвидации отказов производить в присутствии лица технического надзора. 9,3. При взрывных работах взрывник обязан знать и выполнять требования «ЕПБ при взрывных работах». - при выполнении ВР иметь при себе наряд-путевку, пропуск на склад ВМ, забойник, свисток, часы; - доставку ВМ к забоям вручную производить в специальных сумках. При этом ВВ и детонаторы переносить в отдельных сумках с соблюдением установленных норм переноски ВМ; - убедиться в подготовленности забоя к взрыву (обуренный согласно паспорту БВР); - наличие проветривания забоя; - наличие оросителей для забоя; Заряжание производить после вывода людей и ограждения опасной зоны. 9,4. Уборка породы - осмотреть забой на наличие заколов; - приступая к уборке породы убедиться что забой проверен на наличие отказавших зарядов; - оросить взорванную горную массу. 9,5. Крепление горных выработок. - перед началом работ осмотреть забой на наличие заколов; - опасные участки закрепить временной крепью, затем постоянной ; - соблюдать правила ТБ. При выполнении любых горных работ руководствоваться «ЕПБ при разработке рудных, не рудных и рассыпных месторождений подземным способом». 10. Организация работ и технические показатели. При проведении выработок различают два вида горнопроходческих работ: основной и вспомогательный. Проходческий цикл – совокупность процессов необходимых для продвигания выработки на заданную величину за смену. Таблица1. № Вид рабочего цикла Объем работ Нормы выработки Трудоемкость чел, смен Число рабочих 1 Бурение шпуров 60,6 109,7 0,55 2 2 Заряжание и взрывные работы 60 342 0,18 1 3 Уборка породы 24,9 114,6 0,21 1 4 Крепление ж/б штангами, шт. и н/бетоном,м2 17шт. 17м2 70 70 0,41 2 5 Прочие работы 2 Трудоемкость работ ti ti = Tсм – Ni *a(n*kн ) где Tc м – продолжительность смены, час. kн – коэффициент выполнения норм выработки,1,05 а – коэффициент учитывающий затраты времени на заряжание, взрывание, проветривание. a = (7-0.3)/7 = 0.928 - бурение шпуров tб = 7*0.55*0.928/2*1.05 = 1,7ч - заряжание tз = 7*0,018*0,928/1*1,05 = 1,2ч - уборка породы tуб = 7*0.21*0.928/1*1.05 = 1,4ч. - крепление tкр = 7*0.41*0.928/2*1.05 = 1.4ч. время проветривания tпр = 0.5ч. время на вспомогательные работы tвс = 0,8ч Циклограмма проходки.       № Наименование процесса Время процесса Смена, часы 1 2 3 4 5 6 7 1 Уборка породы 1,4 2 Бурение забоя 1,7 3 Крепление 1,4 4 Вспомогательные работы 0,8 5 Заряжание, взрывание 1,2 6 Проветривание 0,5