Выбор типа крепи

Размещено на http://www.allbest.ru

1. Исходные данные

Характеристика месторождения:

Тип горных пород- Туфобрекчии

Коэффициент крепости пород- 9-10

Угол залегания пород, град - 20°

Расстояние между трещинами, м - 0,4-0,5

Категория шахты по метану - отрицательная

Категория удароопасности - отрицательная

Характеристика выработки:

Тип - вертикальный ствол

Протяженность, м - 710

Ожидаемый приток воды, м /ч - 6,0

Диаметр в свету, м - 7,0

Срок службы 35 лет

Количество подаваемого воздуха, м3/с - 150

2. Выбор типа крепи

Наиболее распространенным видом крепи вертикальных стволов, проводимых обычным способом, является монолитная бетонная крепь. Для данного курсового проекта наиболее подойдет монолитная бетонная крепь так, как тюбинговая крепь применяется в тех случаях, когда необходимо сразу же после проведения предотвратить смещение или обрушение пород в выработку. Набрызгбтонная крепь как отдельный вид крепи, так и в сочетании с анкерной, применяется в устойчивых монолитных породах по рекомендациям специальных организаций.

ствол сжатие взрывчатый

3. Определение нагрузок на крепь вертикального ствола

3.1 Общие положения

Геомеханический анализ выполняется в соответствии с положением СНиП 11-94-80 "Подземные горные выработки" и СНиП 2.03.01-84 "Бетонные и железобетонные конструкции".

Целью геомеханического анализа вертикального ствола является уяснение геомеханической ситуации, оценка категорий устойчивости вмещающих пород, определение нормативных и расчетных нагрузок на крепь, выбор материала и установление размеров крепи, обеспечивающих надежность и долговечность ее работы.

3.2 Расчетная глубина ствола

Расчетная глубина ствола находится по формуле:

НР=Н*К, (3.1)

где Нр - расчетная (проектная) глубина, для которой производится расчет, м; Н - глубинна отметка расчетного сечения, м;

К - коэффициент, учитывающий отличие напряженного состояния массива горных пород по сравнению с напряженным состоянием, вызванным собственным весом толщи пород до поверхности.

Нр=710* 1.0=710 м

3.3 Расчетное сопротивление горных пород сжатию

Расчетное сопротивление массива горных пород сжатию, R, находится по формуле:

Rм=Кс*?сж (3.2)

где R - среднее значение сопротивления пород в образце одноосному сжатию, МПа;

?сж =10*f =10*10=100, МПа (З.З)

f - коэффициент крепости пород;

Кс - коэффициент, учитывающий дополнительную нарушенность массива пород поверхностями без сцепления, либо с малой связностью, равен 0.4.

Rм = 0,4*100= 40 МПа

3.4 Коэффициент влияния угла залегания породы

Коэффициент влияния угла залегания (угла падения) пород определяется по формуле:

Ка=1/(1+0.5*sinб), (3.4)

где а - угол залегания пород, град.

Ка=1/(1+0.5*sin20°)=0,854

3.5 Критерий устойчивости пород

Критерий устойчивости пород. С, вычисляется по формуле:

C=Kr *Kc *Kц *Kt *Hp /(26.3+Kб*Rб(5.25+0.0056 Kб*Rб) (3.5)

где Кг - коэффициент, учитывающий обводненность горных пород, равен 1.0; Кс - коэффициент воздействия на ствол других выработок, равен 1.0; Кц - коэффициент воздействия на ствол очистных работ, равен 1.0; К[ - коэффициент влияния времени эксплуатации проектируемой выработки, равен 1.0;

С=1.0*1.0*1.0*1.0*710/ 26.3+0,854*40 (5.25+0.0056*0,854*40)=3,35;

Т.к. 3<С<6. то:

Категория устойчивости пород: I

Степень устойчивости горных пород: устойчивые

Допустимое время обнажения пород: до 6 мес.

3.6 Нормативное давление пород на крепь

Нормативное давление на крепь находится по формуле:

при С=10 Рн =10((2С-1)+mk),

где Рн - нормативное давление на крепь, кПа;

С - критерий устойчивости;

mk-параметр, учитывающий технологию проходческих работ,mk =2.

Рн= 10((2*3,35-1)+2)=77 кПа

3.7 Расчетное давление пород на крепь

Расчетное давление пород на крепь протяженной части ствола при отсутствии влияния горизонтальных деформаций от воздействия горных работ определяется по формуле:

p=гf*гс*nн*Рн(1+0,1(rо-3)), (3.7)

где p., - расчетное давление пород на крепь, кПа;

гf - коэффициент перегрузки, равный 1,3;

гс - коэффициент условий работы, равный 1;

nн - коэффициент приведения к расчетному (максимальному) давлению при неравномерной эпюре нагрузок, равный 2,75;

Рн - нормативное давление пород на крепь;

r0 - радиус ствола в свету 7,5.

Рн=1,3*1*2*77(1+0,1(8,5-3))=510 кПа.

3.8 Расчет толщины бетонной крепи

Расчет толщины монолитной бетонной крепи выполняется по формуле:

d=гc r0( (3.8)

Yc- коэффициент условий работы крепи, равен 1,25;

r0 - радиус ствола в свету, 7000 м;

YB2- коэффициент, учитывающий длительность нагрузки, равен 0,9

YB3 - коэффициент, учитывающий условие для нарастания бетона, равен 0,85;

YB9 - коэффициент условий работы бетона в бетонной конструкции равен 0,9

RB - расчетное сопротивление бетона сжатию;

кр - коэффициент концентрации напряжений в крепи;

p - расчетное горизонтальное давление, равное 510 кПа;

Толщина крепи, установленная по формуле (3.8 ) для бетона В30, составит:

d=1,25* 7000( м

Округляя полученный результат, получаем толщину крепи из бетона класса В30, равной 400 мм

4. Буровзрывные работы

4.1 Общие положения

При проведении горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения выработки, точное оконтуривание её профиля, качественное дробление породы и сосредоточенное размещение её в забое, нормативную величину коэффициента излишка сечения (К.И.С), высокий коэффициент использования шпуров (К.И.Ш.).

Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора параметров буровзрывных работ: типа ВВ, типа и параметров вруба, величины и конструкции заряда в шпуре, диаметра и глубины шпуров, числа и расположения их в забое, способа и очередности взрывания зарядов, типа бурового оборудования, качества буровых работ, организации проходческих работ и т.д.

4.2 Выбор взрывчатых материалов

При выборе взрывчатых материалов (ВМ) руководствуются требованиями безопасного производства взрывных работ, регламентированных «Едиными правилами безопасности при взрывных работах» (ЕПБ) с учетом физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий.

Т.к. шахта не опасная по газу и пыли, то при проведении ствола будет использоваться взрывчатое вещество - аммонит № ЖВ и электродетонаторы ЭД-КЗ.

4.3 Определение расхода ВВ

Величина удельного расхода ВВ, т.е. количества ВВ, необходимого для разрушения единицы объёма горной породы, зависит от крепости пород, сечения выработки, типа ВВ и условий взрывания (наличия обнажённой поверхности, структуры породы, плотности ВВ при заряжании, типа вруба). Удельный расход ВВ определяется по формуле профессора Н. М. Покровского:

Q=2q1fcem (4.1)

где q- удельный расход ВВ, кг/м;

q1 - расход ВВ, зависящий от степени взрываемости породы, равен 0,7 кг/м;

fc - коэффициент структуры породы, равный 1,4;

е - коэффициент работоспособности ВВ, принимаемый из соотношения:

e=380/P (4.2)

m - коэффициент учитывающий диаметр dп патронов ВВ и определяется по формуле:

m=36/dп (4.3)

e = 380/510 = 0,75

m = 36/45 = 0,8

q =2*0,7* 1,4* 0,75*0,8= 1,1 кг/м

Общий расход ВВ на один цикл определяется из уравнения:

Q=qSвчlшп (4.4)

Q=1,1*52,9*4,3=256,0 кг

4.4 Выбор диаметра шпура

Шпуры будут буриться диаметром 50 мм.

4.5 Определение количества шпуров на цикл

Количество шпуров в забое зависит от физико-механических свойств пород, поперечного сечения выработки, параметров зарядов и типа принятого вруба.

Для определения количества шпуров на цикл N может быть применена формула проф. Н. М. Покровского:

N=1.27*qввSвч/б*Д*d2п (4.5)

где Qвв - удельный заряд ВВ, кг/м ;

Sвч - площадь сечения выработки вчерне. 52,9м2;

d - диаметр патрона ВВ, м;

Д - плотность ВВ, кг/м2';

а - коэффициент заполнения шпуров, равный 0,40

N = 1.27*1,1*52,9/0,40*1050*0.0452=87 шт

Полученное количество шпуров является ориентировочным и может быть изменено при необходимости на 10 -15 %. Окончательно число шпуров принимается после вычерчивания схемы расположения шпуров в сечении выработки и только затем возобновляется расчёт.

Расстояние между окружностями W (в м) и между шпурами в окружности а принимают примерно одинаковыми и определяются по формуле:

W = a = 1.13 (4.6)

a число окружностей отбойных шпуров:

noт= шт (4.7)

где Sвч - площадь сечения выработки вчерне, м2 ; N - число шпуров;

Dвч - диаметр ствола вчерне; Dвр - диаметр окружности врубовых шнуров, м; С - расстояние от окружности оконтуривающих шпуров до стенки ствола, м.

W = a =1,13 м

4.6 Определение расхода взрывчатых материалов

Средняя величина заряда (кг) на один шпур:

qср = Q/N (4.8)

qcр = 256 /87 = 2,94 кг

При распределении ВВ по шпурам величину заряда во врубовых шпурах следует принимать на 10-20 % больше средней величины - qср ,кг:

qвр =(1.1-1.2) qcр =3,24 кг

В оконтуривающих шпурах, величина заряда соответствует qcр:

qcр = qcр = 2,94 кг (4.10)

Обычно в практике взрывных работ величина заряда во вспомогательных шпурах соответствует дср:

qвсп = qcр = 2,94 кг (4.11)

Полученные величины зарядов во врубовых, вспомогательных и оконтуривающих шпурах при ручном заряжании принимают кратными массе патронов ВВ.

После определения величин зарядов ВВ в шпурах каждой группы следует проверить возможность размещения их в шпурах, учитывая длину и массу патронов, а также линейную плотность заряжания при применении гранулированных ВВ.

Фактический расход ВВ (кг) на цикл:

Q = Уqвр + Уqвсп + Уqок (4.12)

Q = 3,24*9+2,94*39+39*2,94= 258,4 кг

4.7 Выбор бурового оборудования

Для бурения шпуров в стволе будет применена бурильная установка БУКС-1М. Технические показатели этой установки приведены в таблице 4.9 .

Вид установки приведен на рисунке 4.1.

Таблица 4.1

Технические показатели	БУКС-1у5
Диаметр ствола вчерне	4...9
Число бурильных машин	2…5
Глубина бурения шпуров, м	4.4
Усилие подачи, кН	8.8
Расход сжатого воздуха, м3/с	0.75
Наибольший наклон бурильных машин, град	20
Расстояние между шпурами, м	0.6...0.8
Габариты, мм высота диаметр описанной окружности	10.3
Масса, т	10.8

4.8 Заряжание и взрывание

Заряжание и взрывание осуществляется в соответствии с "Едиными правилами безопасности при взрывных работах".

Время заряжания одного шнура:

t3 = 4+1.1*lшп (4.13)

Общее время заряжания всего комплекта N шпуров определяется из уравнения:

T3 = N*t3/(ц3*n3)+tп3 (4.14)

где цз - коэффициент одновременности работ по заряжанию = 0.85;

n3 - число проходчиков, занятых на заряжании;

tп3 - время подготовительно-заключительных работ при заряжании, мин.

t3=4+1.1*4.3=8,8 мин

Т3 = 105*8.8/(0.85*5)+25 = 31,6мин

К заряжанию шпуров допускаются проходчики , имеющие "Единую книжку взрывника" или ''Удостоверение на право участия в заряжании шпуров".

5. Проветривание ствола

5.1 Общие сведенья

Проветривание осуществляется с целью удаления из ствола продуктов взрыва: СО, СО2, N0. N ,Н2О. После проветривания содержание кислорода в атмосфере ствола должно быть не менее 20 %, а углекислоты менее 0.5 %; температура воздуха не должна превышать 26° С при влажности 90 %.

Наибольшее распространение при проветривании стволов получила нагнетательная схема проветривания с подачей свежего воздуха по трубам. При проведении глубоких стволов проветривание целесообразно осуществлять двумя вентиляторными установками, из которых одна работает постоянно, а вторая включается после проведения взрывных работ с целью повышения интенсивности выноса продуктов взрыва в течении 20... 30 мин.

5.2 Расчет параметров проветривания

Расчет параметров проветривания включает определение необходимого количества воздуха, подаваемого вентилятором и депрессии вентилятора, достаточной для доставки воздуха в забой с необходимой интенсивностью истечения струи по трубопроводу.

5.2.1 Расчет количества воздуха по ядовитым газам

Расчет количества воздуха по газам, образующихся после взрыва ВВ определяется по формуле

Q = (0,038/t) (5.1)

где t - время проветривания выработки, мин, равное 30 мин.;

Авв - масса заряда ВВ, 256 кг;

b - газоносность ВВ, 40 л/кг;

Scв - площадь поперечного ствола в свету,38,4 м2 ;

k0 - коэффициент обводненности ствола, 0,3;

Н - глубина ствола, 710 м;

Ю - коэффициент, учитывающий утечки воздуха из трубопровода.

Q = (0.038/30)*=4,6 м3/с.

5.2.2 Расчет количества воздуха по наибольшей численности людей

Расход воздуха по наибольшему числу рабочих в выработке определяется по формуле, м3/мин:

Q = 0.1*n (5.2)

где n - число рабочих, занятых в смену.

Q = 0,1*6= 0,6 м3/с.

5.2.3 Расход воздуха по минимальной скорости движения в призабойном пространстве

Расход воздуха по минимальной скорости движения воздуха находится по формуле:

Q =Vmin*Sсв, (5.3)

Где Vmin -минимально допустимая скорость движения воздуха, Vmin =0,25 м/с.

Q= 0,25*38,4= 9,6 м3/с .

5.3 Расчет депрессии, создаваемой вентилятором

Депрессия создаваемая вентилятором и необходимая для доставки воздуха в забой ствола, определяется по формуле:

hB = 1.2*Ю*RT*Q2B (5.4)

где QB - максимальное количество воздуха, 6,8 м3/с; г] - коэффициент доставки; RТ - сопротивление трубопровода, которое определяется по формуле:

RT = 6.5*a*H/d5т (5.5)

где а- аэродинамическое сопротивление вентиляционных труб;

dт - диаметр трубопровода, 0,8 м. RT = 6.5*0.0036 * 710/0,85=50,7

hВ =1,2*1*50,7*9,62 = 5607Па

5.4 Выбор типа вентилятора

Для выбора типа вентилятора необходимо построить характеристику сети трубопровода и наложить ее на характеристику вентилятора. Для проветривания ствола подойдет ВМ-8М. Технические показатели этого вентилятора приведены в таблице 5.1

Таблица 5.1

Технические показатели	ВМ-8М
Подача, м /с в оптимальном режиме в рабочей зоне	10.0 6.0... 13.0
Депрессия, кПа в оптимальном режиме в рабочей зоне	3.2 4.2...0.8
К.П.Д. вентилятора	0.8
Масса, кг	650

6. Погрузка породы

6.1 Общие сведенья

После проветривания ствола и приведение забоя в безопасное состояние осуществляется погрузка и подъем взорванной породы на поверхность. Эта технологическая операция занимает до 40 % продолжительности технологического цикла.

6.2 Погрузочная машина

Для погрузки породы будет применен погрузочный агрегат с механизированным вождением грейфера КС-1МА. Технические показатели этой погрузочной машины приведены в таблице 6.1.

Погрузка породы осуществляется обычно в две фазы. В первой фазе убирается часть породы до уровня, достаточного для спуска опалубки и бетонирования очередной заходки. Вторая фаза погрузки и подъема породы осуществляется после укладки бетонной смеси за опалубку.

Таблица 6.1

Технические показатели	КС-1МА
Диаметр ствола в свету, м	5…8
Глубина ствола в свету, м	600…1500
Вместимость грейфера, м3	1,25
Эксплуатационная произво- дительность, м3/час	100…120
Рекомендуемая производительность, м3	3…5
Масса, т	21.6

6.3 Подъем породы

Подъем породы при проведении ствола будет осуществляться в саморазгружающихся бадьях БПС-4, техническая характеристика этой бадьи представлена в таблице 6.2.

Таблица 6.2

Технические показатели	БПС-4
Вместимость, м°	4
Диаметр корпуса, мм	2050
Высота корпуса, мм	1800
Масса, кг	1950
Расстояние между направляющими канатам, мм	2300
Масса направляющей рамки, кг	944
Высота направляющей рамки, мм	5700

Тип бадьи выбирается в соответствии с типом погрузочной машины.

6.4 Подъемные машины

При строительстве ствола будет применена передвижная проходческая машина типа МПП-17.5. Техническая характеристика этой машины приведена в таблице 6.3 .

Таблица 6.3

Техническая характеристика	МПП-17.5
Статическое натяжение каната, кН	171.5
Диаметр барабана, мм	2850
Ширина барабана, мм	1550
Скорость подъема, м/с	8
Диаметр каната, мм	33
Глубина подъема, м	1170
Количество блоков

Передвижные проходческие машины выпускаются в виде отдельных модулей (блоков), которые имеют полную заводскую готовность и быстро монтируются на стройплощадке.

7. Возведение постоянной крепи

Возведение монолитной бетонной крепи производится после первой фазы погрузки породы. Технология возведения крепи включает спуск и центрирование опалубки и укладки за опалубку бетонной смеси.

Бетонная смесь подается за опалубку с поверхности по трубопроводу, который на конце имеет гаситель скорости соединяются с гибким трубопроводом.

Объем бетонной смеси, укладываемой за 1 цикл проходки определяется по формуле:

VБ = (м*Sвч-Sсв)Ю*lшп, (7.1)

А продолжительность :

Т = VБ/PБ (7.2)

где РБ - производительность укладки бетонной смеси.

VБ =(1,2*52,9-38,4)*1*4,3=107,8 м3

T = 107,8 /12 = 8,9 ч

8. Фазы проведения ствола при совмещенной технологической схеме

Фаза 1 представляет собой начало погрузки и подъема породы на высоту, равной рабочей высоты опалубки. Фаза 2 соответствует времени цикла, когда опалубка установлена в рабочее положение на выровненную поверхность отбитой породы. Фаза 3 представляет процесс укладки бетонной смеси за опалубку. Фаза 4 представляет погрузку породы и зачистку забоя после окончания процесса бетонирования. В фазе 5 выполняется обуривание забоя бурильной установкой. После этого забойное оборудование убирается, шпуры заряжаются. После взрыва и проветривания фазы повторяются.

9. Вспомогательное оборудование при проведении ствола

9.1 Проходческие передвижные лебедки

Проходческие передвижные лебедки с электрическим приводом типа ЛПЭП предназначены для подвески оборудования при проведении вертикального ствола шахты с установкой их на поверхности. Они изготавливаются единым транспортабельным блоком с максимальной степенью заводской готовности.

Рамы лебедок приспособлены для установки на сборный фундамент, состоящий из унифицированных железобетонных блоков многократного использования.

Конструкция рам предусматривает возможность установки на них помещений контейнерного типа.

Электрооборудование лебедок позволяет осуществлять дистанционное управление как одной лебедки, так и группой лебедок до четырех штук. Техническая характеристика лебедок приведена в таблице 9.1

Таблица 9.1

Техническая характеристика	ЛПЭП 6.3	ЛПЭП 10	ЛПЭП 25	ЛПЭП 45	ЛПЭП 16
Статическое натяжение каната на первом слое навивки, кН	61.74	98.0	245.0	441,0	156.8
Канатоемкость барабана, м	1500	1500	1500	1500	1500
Номинальный диаметр каната, мм	27.0	33.5	46.5	61,5	39.5
Барабан: диаметр, мм ширина, мм	530 1200	710 1380	1120 1320	1350 1450	900 1340
Мощность электродвигателя, кВт	6.0	12.5	38	45	18
Масса лебедки, кг	5740	11900	24900	37000	17000
Габариты, мм длина ширина высота	3950 2550 2080	6000 3130 2100	8300 3130 3045	9300 3275 3380	6950 3130 2470

Лебедка ЛПЭП 6.3 предназначена для подвески кабелей, натяжения направляющих канатов, подвески люлек при армировании ствола. Лебедка ЛПЭРП 6.3 снабжена резервным ручным приводом и предназначена для подвески спасательной лестницы. Лебедки ЛПЭП 10 применяются для подвески трубопроводов и направляющих канатов. Лебедки ЛПЭП 25 предназначены для подвески проходческих полков, вентиляционных трубопроводов, подвески опалубок

9.2 Водоотлив

Т.к. приток воды составляет 5 м7час, то будет использоваться, бадьевой водоотлив. Его производительность определяется по формуле:

W = n*VБ*k3*м0 (9.1)

где п - число бадей, поднимаемых за один час работы подъема;

Vб - вместимость бадьи, м ;

kз - коэффициент заполнения бадьи породой;

м0 - коэффициент, учитывающий наличие пустот в нагружаемой породой бадье.

W = 7 *4*0,9*0,45=11,34 м3/час

Для подачи воды в бадью будет использоваться забойный переносной насос '"Малютка" Техническая характеристика этого насоса приведена в таблице 9.

Таблица 9.2

Технические показатели	"'Малютка'
Подача, м /час	15
Давление водяного столба, МПа	0.04
Давление сжатого воздуха, МПа	0.55... 0.6
Расход сжатого воздуха, м7мин	1.0
Основные размеры длина ширина высота	270 260 275
Масса, кг	12.8

9.3 Спасательные лестницы

Спасательные лестницы предназначены для подъема людей, работающих в забое ствола, в случае аварии на основном подъеме. Лестница подвешивается на канате и находится выше подвесного полка, с таким расчетом, чтобы не мешать работе основного подъема и выполнению технологических процессов. При проходке ствола будет применяться лестница ЛС -2, которая состоит из 6 секций, соединенных болтами. Количество секций подбирается из расчета, чтобы лестница смогла вместить всех работающих в забое.

9.4 Освещение, сигнализация и связь

Для освещения забоя будит применяться проходческие сетевые светильники "Проходка - Т\ Светильники устанавливаются под подвесным полком. В процессе I проведения, ствол освещается также светильниками типа РПЛ, подвешиваемыми на тросе. Все находящиеся в забое имеют также индивидуапьные источники света.

Для связи забой - полок - рукоятчик применяются системы громкоговорящей связи "Вызов". Телефонная (радио-) связь обычно дублируется механической (ударной) сигнализацией, которая «рименяется при спуске - подъеме бадей.

10. Геолого-маркшейдерское обслуживание

До начала строительства ствола заказчик передает шахтостроительнои органи-1 зации пункты геодезической разбивочной основы, координаты осей стволов и др. в процессе строительства ствола геолого-маркшейдерская служба регистрирует параметры залегания горных пород (типы горных пород, углы залегания, мощность, глубину). Маркшейдерский контроль заключается в контролировании вертикальности ствола, отклонение фактической оси ствола от проектной, а также объемы вывалов горных пород, расход бетонной смеси и др.

11. Расположение оборудования в поперечном сечении ствола и на поверхности стройплощадки

При строительстве стволов все оборудование (проходческие полки, опалубки, насосы, ставы труб, кабели и др.) подвешено и в процессе проходки должно плавно перемещаться вслед за забоем.

Подвеску проходческого оборудования осуществляют с помощью проходческих лебедок, которые располагают на поверхности вокруг копра. Место расположения лебедок зависит от типа и конструкции копра, способа разгрузки и транспортирования породы, расположения транспортных путей для доставки бетона к стволу. Число лебедок зависит от схемы строительства, параметров ствола.

Размещение проходческого оборудования в стволе должно быть принято с учетом типовых схем, разработанных проектными организациями.

12. Организация работ при проведении ствола

12.1 Общие положения

При проведении горных выработок все технологические процессы принято делить на основные и вспомогательные. К основным процессам относятся бурение шпуров, погрузка и подъем породы, возведение постоянной крепи. Вспомогательные процессы включают проветривание ствола, наращивание ставов труб, спуск и подъем оборудования, приведение забоя в безопасное состояние и т.д.

Совокупность основных и вспомогательных процессов, необходимых для про-двигания забоя за цикл на определенную величину, составляет проходческий цикл. Время, в течение которого выполняются все необходимые процессы, называется продолжительностью цикла. Основная цель проектирования организации труда при проведении стволов заключается в том, чтобы увязать продолжительность цикла с продолжительностью целого числа смен.

12.2 Скорость проведения ствола

Скорость проведения ствола определяется по формуле:

L = b*nц*Ю*lшп (12.1)

Где L - число рабочих дней в году; В - число рабочих дней в году

nц - число проходческих циклов в сутки; Ю - коэффициент использования шпуров (К.И.Ш.); lШП - глубина шпуров.

L = 365*1*0,9*4,3=1445,4м/год.

Планируется проведение ствола 60м/мес

12.3 Трудоемкость выполнения операций

Трудоемкость выполнения отдельных операций цоп определяется по формуле:

Qоп=Vоп/Hвыр (12.2)

где Vол - объем работ по каждому рабочему процессу;

Нвыр - норма выработки;

Продолжительность выполнения отдельных рабочих процессов:

Спуск, подъем рабочих и инструмента q= 40 мин - смен

Бурение шпуров q= 1692 мин - смен

Спуск ВВ и выдача инcтрумента q= 240 мин - смен

Заряжание шпуров q =1080 мин - смен

Подъем взрывника и смены q= 60 мин - смен

Взрывание и проветривание q =180 мин - смен

Приведение забоя в безопасное состояние q= 60 мин -- смен

Спуск оборудования q= 180 мин - смен

Уборка породы на высоту опалубки q = 1080 мин - смен

Навеска труб q = 2700 мин - смен

Спуск и центрирование опалубки q = 360 мин - смен

Бетонирование q = 540 мин - смен

Заделка стыка крепи q= 120 мин - смен

Промывка бетоновода после бетонирования ^= 60 мин - смен

Уборка породы q = 1560 мин - смен

Подъем оборудования q = 180 мин - смен

Определяется суммарная трудоемкость на один цикл, равная сумме трудоемкостей по отдельным рабочим процессам:

Уq = q1 + q2 + … + qn (12.3)

Уq = 8640 мин.

12.4 Численность проходческой бригады

Исходя из суммарной трудоемкости на один цикл и продолжительности цикла, определяют число рабочих в смену делением суммарной трудоемкости на продолжительность цикла в сменах по формуле:

n = Уq/t1 (12.4)

где n - число рабочих в смену;

Уq - - суммарная трудоемкость на один цикл, чел.-см.;

t1- продолжительность цикла, смен.

N=8640/1440 6 чел.

12.5 Определяется процент выполнения нормы

Определяют процент выполнения нормы выработки или нормы времени делением суммарной трудоемкости на принятое количество рабочих на один цикл:

K = (Уq/n)*100% (12.5)

где К - процент выполнения нормы (100<К<125%).

К = 8640/8640*100% = 100%

12.6 Определение продолжительности выполнения отдельных операций

Определяют продолжительность выполнения отдельных рабочих процессов по формуле:

t = (q t1)/(np k1) (12.6)

где t - продолжительность выполнения данного рабочего процесса, ч.;

q - трудоемкость данного рабочего процесса, чел.-см.;

t1 - продолжительность смены, ч.;

nр - количество рабочих, занятых выполнением данного рабочего процесса;

k1 - коэффициент выполнения нормы.

Продолжительность выполнения отдельных рабочих процессов:

Спуск, подъем рабочих и инструмента q = 40 мин

Бурение шпуров q = 282 мин

Спуск ВВ и выдача инcтрумента q = 40 мин

Заряжание шпуров q = 180 мин

Подъем взрывника и смены q = 10 мин

Взрывание и проветривание q = 30 мин

Приведение забоя в безопасное состояние q = 10 мин

Спуск оборудования q = 30 мин

Уборка породы на высоту опалубки q = 180 мин

Навеска труб q = 45 мин

Спуск и центрирование опалубки q = 60 мин

Бетонирование q = 90 мин

Заделка стыка крепи q = 20 мин

Промывка бетоновода после бетонирования q = 10 мин

Уборка породы q = 260 мин

Подъем оборудования q = 30 мин

13. Армировка ствола

Армировка шахтного ствола представляет собой пространственную конструкцию, главное назначение которой - служить в качестве направляющего устройства для безопасного движения сосудов и противовесов.

Конструктивными элементами армировки являются:

- расстрелы - горизонтальные балки, прочно заделанные в крепь ствола;

- проводники - вертикальные стержни, укрепленные к расстрелам и служащие для перемещения в заданном направлении подъемных сосудов.

Различаю главные и вспомогательные расстрелы. Главные расстрелы заделаны двумя концами в крепь. Вспомогательные расстрелы одним концом заделываются в крепь ствола, а другим присоединяются к главному или другому вспомогательному расстрелу. Глубина заделки концов главных расстрелов в крепь ствола равна обычно 2/3 толщины крепи.

В качестве главных и вспомогательных расстрелов будут использоваться двутавровые балки

Главный расстрел, проходящий через центр ствола или вблизи его, носит название центрального. Центральный расстрел конструируется, как правило, составным из двух неравных по длине элементов. Такое решение диктуется требованиями удобства заводки расстрелов в лунки. Стык расстрелов размещается на расстоянии 700 -900 мм от стенки ствола. Основное требование, предъявляемое к стыку - обеспечение равнопрочное™.

К расстрелам с помощью болтов, скоб и уголков прикрепляются проводники, а используя хомуты и кронштейны, - трубы и кабели. Кроме того на расстрелах укрепляются конструктивные элементы лестничного отделения.

В качестве проводников будут использоваться железнодорожные рельсы Р43

Главные и вспомогательные расстрелы, находящиеся в одной плоскости образуют ярус. Шагом армировки называется расстояние по вертикали между двумя соседними ярусами.

При рельсовых проводниках шаг армировки составляет 4168 мм.

Схема расположения проводников в вертикальном стволе - боковое одностороннее.

Список используемой литературы:

1. Строительство вертикальных стволов: Методическое пособие к выполнению курсового проекта по дисциплине "Шахтное строительство" для студентов специальности "Шахтное и подземное строительство"/ Ю.К. Краев - Екатеринбург: Изд-во УГГГА, 1997 г. -64 с.

2. Проектирование вертикальных стволов. Учебное пособие для студентов специальности "Шахтное и подземное строительство" - Екатеринбург: Изд-во УГГГА, 1993 г.-60 с.

3. Учебно-методическое пособие по курсовому проектированию, по дисциплине «Геомеханика»/Б.Д. Половов. -Екатеринбург: Изд-во УГГГА, 2000, - 80 с.

4. Технология строительства подземных сооружений. Строительство вертикальных выработок: Учебник для вузов. - 3-е изд., перераб. И доп./ И.Д. Насонов, В.И. Ресин, М.Н. Шуплик, В. А. Федюкин. - М.: Изд-во Академии горных наук, 1998. - 294 с: ил.

5. Сооружение и углубка вертикальных стволов шахт/ Э.О. Миндели, Р.А. Тюр-кян. - М, "Недра", 1982. 312 с.

6. Справочник инженера - шахтостроителя. Том 1. Под общей ред. В.В. Белого. -М., "Недра", 1983.439 с.

7. Строительство шахт и рудников: Справочник/ под ред. О.С. Доркукина и Н. С. Болотских-М.: "Недра", 1991.516 с.

8. Шахтное и подземное строительство. Том 1, 2: Учебное издание / Б.А. Карто-зия, Б.И. Федунец, М.Н. Шуплик и др. - М.: Изд-во Академии горных наук, 2001.

9. ЕНиР на строительные, монтажные и ремонтно-строительные работы: Сборник Е36. -М., Изд-во «НЕДРА», 1982, 199с.

Размещено на Allbest.ru