Расчет проведения горизонтальной горной выработки

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РЕСПУБЛИКИ БАШКОРТОСТАН

ГБОУ СПО Акъярский горный колледж имени И. Тасимова

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

курсового проекта по МДК 01.01 «Основы горного дела»

«Расчет проведения горизонтальной горной выработки»

Акъяр, 2014



Содержание

Введение

1. Содержание расчётно-технологической части

1.1 Выбор оптимального сечения горной выработки

1.2 Расчет физико-механических свойств пород горного массива

1.3 Оценка напряженного состояния на контуре незакрепленной выработки, расчет параметров устойчивости и выбор крепи

1.4 Разработка паспорта крепления. Выбор машины для возведения крепи

1.5 Выбор бурильной машины и определение е производительности

1.6 Расчет паспорта БВР

1.7 Выбор вентилятора для проветривания выработки

1.8 Выбор погрузочного комплекса и определение его производительности

1.9 Разработка графика организации работ

1.10 Общая организация работ в забое

Список литературы



Введение

Современное горнодобывающее производство требует серьёзных знаний и умений у специалистов не только в области техники и технологии ведения горных работ, но и в области проектирования и строительства горнодобывающего предприятия.

Большое число изменчивых горно-геологических условий залегания рудных залежей требует применения различных вариантов проходки вскрывающих и подготовительных выработок. Правильно подобранный и обоснованный вариант проходки горной выработки обеспечит безопасность ведения горных работ и максимальную возможную производительность строящегося горнодобывающего предприятия.

Объектом исследования в нашем курсовом проекте являются горные породы, в которых необходимо пройти горизонтальную горную выработку.

Предметом исследования в курсовом проекте является обоснование и выбор способа проходки горной выработки.

Задачами проекта являются: выбор оптимального сечения горной выработки; расчет физико-механических свойств пород горного массива; оценка напряженного состояния на контуре незакрепленнойвыработки, расчет параметров устойчивости и выбор крепи; разработка паспорта крепления, выбор машиныдля возведения крепи; выбор бурильной машины и определение е производительности; расчет паспорта БВР; выбор вентилятора для проветривания выработки; выбор погрузочного комплекса и определениеего производительности; разработка графика организации проходческих работ. горный порода выработка



1. Содержание расчётно-технологической части

1.1 Выбор оптимального сечения горной выработки

Размеры поперечного сечения выработки зависят от ее назначения и определяются на основе габаритов подвижного состава или погрузочно-транспортной машины с учетом зазоров, предусмотренных правилами безопасности (ПБ).

Мы выбираем необходимое сечение по заданным вариантам из «Руководства по применению типовых сечений горных выработок для рудников цветной металлургии». Подошедшее сечение с размерами заносим в таблицу 1.

Таблица 1. Основные размеры типового сечения горной выработки

Наименование элемента	Обозначение	Единица измерения	Значение
Сечение выработки ( вчерне/в свету)	Sч/Sсв	м2	8,45/7,59
Ширина выработки в проходке	В1	м	2.7
Высота выработки в проходке	Н	м	2.6
Периметр выработки в свету	Р	м	10.6
Высота свода	h0	мм	650
Высота вертикальной стенки	h1	мм	2600

1.2 Расчет физико-механических свойств пород горного массива

Коэффициент К_с структурного ослабления горных пород определяем по таблице 2 в зависимости от их степени трещиноватости.

Таблица 2. Значения коэффициента структурного ослабления К_с

Среднее расстояние между поверхностями ослабления пород, м	Коэффициент Кс
Более 1,5	0,9
От 1,5 до 1	0,8
От 1 до 0,5	0,6
От 0,5 до 0,1	0,4
Менее 0,1	0,2

Принимаем для своих пород коэффициент длительной прочности. Коэффициент длительной прочности показывает уменьшение прочности породы в результате увеличения воздействия нагрузки. Значение рекомендуется принимать: для пород с хрупким характером разрушения (граниты, кварциты, песчаники ит.п.) о= 1-0,7; для пород испытывающих пластические деформации перед разрушением (песчанистые, угольные сланцы, известняки средней крепости ит.п.) о= 0,5-0,7.

Рассчитываем предел прочности образца породы на одноосное сжатие, МПа:

(1)

и растяжение, МПа:

(2)

16*10⁶=16 МПа

Рассчитываем предел прочности массива горных пород на сжатие, МПа:

⁶*0,4*1=64 МПа

и растяжение, МПа:



16*10⁶*0.4*0.1=6,4 МПа

Рассчитываем коэффициент внутреннего трения пород массива:

(5)

⁶-16*10⁶)/(160*10⁶+16*10⁶)=0,8

Рассчитываем угол внутреннего трения пород массива:

39^о

Оцениваем напряженное состояние пород на контуре выработки. Определяем величину растягивающих (в кровле) и сжимающих (в боках) напряжений, МПа:

,

,

гдеК₁ и К₂ -коэффициенты концентрации сжимающих и растягивающих напряжений (принимаются по приложению 9);л₁- коэффициент бокового распора, вычисляется по формуле

Н - глубина залегания выработки; г- средняя плотность массива, кг/м³;м - коэффициент Пуассона (по исходным данным).

Па (7)

Па (8)

1.3 Оценка напряженного состояния на контуре незакрепленной выработки, расчет параметров устойчивости и выбор крепи

Рассчитываем запасы устойчивости породного массива в кровле и боках выработки:

,

64*10⁶/38259*10³=1,6

.

=6.4*10⁶/2525*10³=2,5

Рассчитываем параметр устойчивости для выбора типа крепи:

=0.52

Вывод: Крепь не несет постоянной нагрузки, так как кровля и бока относительно устойчивы, но возможны локальные вывалы.

По приложениям 1 и 2 выбираем тип крепи.

Окончательный выбор крепи сделаем после расчета горного давления и прочных размеров крепей.

Выбираем метод расчета горного давления по таблице 3. Применим расчетный метод проф. П.М. Цимбаревича.

Расчет ведем для выработки, имеющей прямоугольно-сводчатую форму, по формулам, приведенным в таблице 3.



Таблица 3. Формулы расчёта прямоугольно-сводчатой формы выработки

Расчетные параметры	Прямоугольно-сводчатая форма выработки и запасы прочности
Высота свода обрушения
Высота равновесия
Интенсивность давления со стороны кровли
Нагрузка на верхняк рамы
Интенсивность бокового давления на высоте вертикальной стенки
Высота свода обрушения Нормативное давление
Интенсивность бокового давления у почвы
Боковое давление

Примечание: а - полупролет выработки вчерне, м; ц - угол внутреннего трения;

коэффициент бокового распора; h₁- высота вертикальной стенкивыработки(принимается по выбранному типовому сечению горной выработки), м;- высота свода выработки, м (принимается по выбранному типовому сечению горной выработки); L - расстояние между рамами крепи (принимается равным 1 м); и-угол сползания породных призм

(и= (45+ ц/2)).

(12)

(13)

0.61+0.65=1,26 м

(14)

0.61*3.25=1,98 Па

(15)

2*1.35*1.98*1=5.346 Па

1.26*3.25*0.4769=1.95

=1.01

=3.28



1.26+2.6)*3.25*0.47=4.96

1.95+4.96)2.6=8.98

1.4 Разработка паспорта крепления. Выбор машины для возведения крепи

Оценим возможность применения набрызгбетона, для этого рассчитаем толщину покрытия (в метрах). Принимаем бетон марки М500, имеющий у_р=1,35 МПа; n_п=1,2;m_у=0,85, тогда:

,

где q_п - интенсивность бокового давления у почвы, МПа.

=36 мм = 3,6 см

Если толщина набрызгбетона превышает 5 см, следует применить комбинированную крепь (набрызгбетон с анкерами).

1.5 Выбор бурильной машины и определение её производительности

Рассчитываем чистую скорость бурения в породах данной крепости, м/мин:

,



где А - энергия удара поршня, Дж; n- частота ударов поршня (по приложению 7), Гц; d - диаметр шпура (принимается по приложению 7), мм.

=395 мм/мин=0.39 м/мин

Определяем сменную производительность бурильной установки, м/с:

где Т - продолжительность смены, мин; t_пз - время общих подготовительно заключительных операций, принимается равным 2,5% от продолжительности смены, мин; tґ_пз - время на подготовительно заключительные операции, принимается равным 9,5% от продолжительности смены, мин; t_вз - время на технологический перерыв на взрывные работы, равное 12% от продолжительности смены, мин; n - число одновременности работы бурильных машин, k_о - коэффициент одновременности работы бурильных машин, равный 0,78 при n=2 и 0,73 при n=3; t_ман - время затрачиваемое на манипулирование по установке и перестановке бурильных машин равное 0,25-0,5 мин; t_ох = 0,05; t_к - время на замену коронки 0,1 мин.

=117 метр/смену

1.6 Расчет паспорта БВР

Выбираем основное ВВ. По рекомендациям подбираем удельный расход qэталонногоВВ в породе с заданной крепостью. Значение q для аммонита № 6ЖВ в выработках площадью поперечного сечения 5-6,5 м²в зависимости от коэффициента крепости можно принимать в следующих пределах по таблице 4.



Таблица 4. Значение удельного расхода ВВ в зависимости от крепости горных пород

f	22-19	18-15	14-13	12-11	10-8	8-7	6-4	менее 4
q, кг/м3	3,8	3,5	3,0	2,6	2,4	2,0	1,2	0,9

В выработках других площадей поперечных сечений для величины q принимают следующие поправочные коэффициенты по таблице 5.

Таблица 5. Значение поправочного коэффициента в зависимости от площади поперечного сечения выработки

Sч	2,5-5	5-6,5	6,5-10	10-15	более 15
Поправочный коэффициент k	1,3	1	0,85	0,8	0,75

Определяем глубину шпуров, м:

где L - длина проводимой выработки, м (принимается по исходным данным варианта); t - срок проведения выработки, месяцы (принимается по исходным данным варианта); n_см - количество смен в сутки (рекомендуется 3 смены); п_ц- количество циклов в смену (рекомендуется брать равным 1); з - коэффициент использования шпура КИШ (рекомендуемое значение - не менее 0,85).

Принимаем коэффициент заполнения шпуров К_зпо таблице 6 в зависимости от принятого диаметра шпуров.



Таблица 6. Значение коэффициента заполнения шпуров

Диаметр патрона ВВ, мм	Кз - при коэффициенте крепости пород
	3-9	10-20
24-28	0,35-0,7	0,75-0,85
32-36	0,3-0,6	0,6-0,85
40	0,3-0,5	0,5-0,75

Рассчитываем необходимое число шпуров на забой выработки, шт.:

Д - плотность взрывчатого вещества, кг/м³ (для аммонита № 6ЖВ Д=1000 кг/м³).

=30 шт

Окончательное число шпуров принимаем по их расположению на чертеже.

Выбираем прямой вруб с компенсационными (холостыми) шпурами, позволяющими исключить необходимость перебура.

Число компенсационных шпуров, шт.:

,

где - объем холостого шпура, см³, А - масштабный коэффициент, равный 9,35.

=1.7

Зная N₀, принимаем соответствующую схему расположения компенсационных шпуров.

Расстояние между холостыми шпурами и зарядом во врубовом шпуре принимаем , между заряжаемыми врубовыми шпурами b=5d, остальные шпуры располагаем на расстоянии л.н.с. от врубовых по таблице 7.

Таблица 7. Значение линии наименьшего сопротивления (л.н.с.)

Коэффициент крепости горной породы	Л.Н.С. в зависимости от работоспособностиВВ
	350-395	400 и выше
7-8	0,66-0,70	0,72-0,80
9-11	0,60-0,64	0,66-0,70
12-14	0,52-0,50	0,60-0,64
15-18	0,45-0,50	0,52-0,60
19-20	0,42-0,45	0,45-0,50

Л.Н.С. (в метрах) между отбойными и оконтуривающими зарядами определяем по формуле:

где р - вместимость 1 м шпура, которая равна , m - коэффициент сближения зарядов.

Определяемся с окончательным количеством шпуров (количество заряжаемых + компенсационные + один шпур под водоотливную канаву). Забой оконтуривающих шпуров выводим за контур выработки на 50-70 мм во избежание уменьшения сечения выработки в крепких породах.

Длину всех шпуров, кроме оконтуривающих, принимаем равной глубине шпура l_шп, а длину оконтуривающих принимаем по формуле



l₀=l_шп/sin85⁰.

l₀=1.3*0.99=1.3

Подвигание забоя за взрыв составит, м:

.

1.3*0.85=1.13

Определяем суммарную длину всех шпуров.

Требуемый расход заряда ВВ на цикл, кг:

.

Средняя масса заряда на заряжаемый шпур, кг:

.

где n - количество заряжаемых шпуров.

Находим фактический расход ВВ (определяется суммой массы заряда на каждый шпур согласно их фактическому расположению на сечении выработки и назначения).

Q_ф=3*1.68+5*1.4+10*1.26+5*1.54=5.04+7+12.6+7.7=32.4

Рассчитываем технико-экономические показатели буровзрывных работ.

Расход ВВ на 1 м (q₁) и 1 м³ (q₂) выработки:



,=28.6

Число шпурометров на 1 м выработки, м/м:

Таблица 8. Технико-экономические показатели проходки выработки

Показатели	Единица измерения	Значение показателя
Площадь сечения (в свету/вчерне)	м2	7.59/8.45
Коэффициент крепости		16
Бурильная машина		СБКН-2М
2	3	4
Диаметр коронки	мм	42
Число шпуров на цикл	шт	27
Глубина шпуров	м	1.3
Число шпурометров	м	41.5
Коэффициент использования шпуров (КИШ)		0.85
Расход ВВ на цикл	кг	30.75
Подвигание забоя за цикл	м	1,105
Выход породы за цикл	м3	8.87

1.7 Выбор вентилятора для проветривания выработки

Определяем потребную подачу (производительность) вентилятора, м³/с:



.

где Q_З - требуемый расход заряда ВВ на цикл, кг.

Рассчитываем аэродинамическое сопротивление трубопровода, кгс· с²/м²:

,

=31.8

где L - длина выработки, м; d_г- диаметр трубопровода, м; б=45·10^-5- коэффициент утечки воздуха.

Рассчитываем скорость движения воздуха в трубопроводе, м/с:

,

Q_з= * = *

1м/с

Рассчитываем депрессию трубопровода (напор вентилятора), Па:

,

;



;

.

²

²*3.25=2.5

164.5+33+2.5=200

Выбираем вентилятор по найденным значениям, руководствуясь графиком.

Вывод: Принимаем вентилятор марки ВМ-5М

1.8 Выбор погрузочного комплекса и определение его производительности

Выбираем погрузочный комплекс. Поскольку в призабойной зоне выработки будут укладываться временные рельсовые пути высотой не более 200 мм (без балластного слоя), ось пути будет совпадать с осью выработки, высота выработки от головки рельсов составит 2,48 м.

По приложению 4 выбираем погрузочную машину, проверяя ее по параметрам выработки, т.е. отношение фронт погрузки/ширина выработки вчерне должно быть более 0,8. Для сокращения обменных операций в забое используем консольный перегружатель, выбрать его марку, указать длину консоли. Обмен составов производим электровозом на замкнутой разминовке, среднее расстояние до которой 100 м. Расположение оборудования при погрузке показываем на чертеже.

Рассчитываем эксплуатационную производительность комплекса, , для расчета принимаем: Т=360 мин; t_пз=10 мин; k₀=1,05; К_р=1,7; k_кр=1, К₃=0,9; v=0,9м/с; L=100м; число вагонов под перегружателем п_в=5:



Вывод: Продолжительность смены 6 часов

1.9 Разработка графика организации работ

Объемы работ по каждому процессу рассчитаны выше.

Рассчитываем трудоемкость каждой операции, результаты заносим в таблицу 9.

Таблица 9. Трудоёмкость выполняемых операций по проходке выработки

№ п/п	Вид работ (процесса)	Объем работ на цикл	Норма выработки на одного рабочего	Трудоемкость, чел. смен	Примечание к норме
1.	Бурение шпуров, м	41.5	117	0.35
2.	Заряжание шпуров, м	30.6	121	0.25
3.	Уборка породы, м3	8.87	91.4	0.13
4.	Крепление набрызгбетоном, м2	46,7	35,4	1.4
5.	Настилка временных рельсовых путей, м	1.3	12,5	0.15
6.	Устройство водоотливной канавки площадью поперечного сечения, м2	0,169	3,29	0.05
7.	Навеска вентиляционных труб, м	1.13	100	0.011
8.	Откатка породы электровозом в вагонетках, т	31	592	0.09
9.	Неучтенные работы (10% от трудоемкости основных работ)			0.22
	Итого:			2.34

Как видно из таблицы, в обязанности звена вменяется заряжание шпуров и электровозная откатка породы, чтобы не задалживать на этих операциях вспомогательных рабочих, особенно при небольших объемах работ при подготовке новых горизонтов.

Согласно трудоемкости цикла принимаем явочный состав звена n_я, проверяем коэффициент выполнения нормы:

.

=1.17

Определяем коэффициент б, учитывающий затраты времени (в данном случае только на проветривание, продолжающееся 0,3 ч.):

.

=0.99

Определяем время заряжания шпуров по формуле, час:

.



t_бур= =0.9

t_зар==0.6

t_убор==0.25

t_креп==1.5

t_наст==0.3

t_уст==0.87

t_навес==0.02

t_отк==0.9

t_учтен==0.4

t_{проход=}=0.43

=25*l_ц*n_см*n_ц=25*1.13*2*1=56.5 м/смен

Факт. n.в.= =3.18 м³/смен

1.10 Общая организация работ в забое

Выработку проводит комплексная бригада из 12 человек.

Режим работы: 3 смены по 6 часов.

Наращивание коммуникаций



Список литературы

1. Егоров П. В., Бобёр Е. А., Кузнецов Ю. Н., Косьминов Е. А. и др. Основы горного дела. - М.: МГГУ, 2003. - 405 с.

2. Агошков М. И., Борисов С. С., Боярский В. А. Разработка рудных и нерудных месторождений. - М.: Недра, 1983. - 423 с.

3. Гришко А. П., Шелоганов В. И. Стационарные машины и установки. - М.: МГГУ, 2004. - 325 с.

4. Макаров А. Б. Практическаягеомеханика: Пособие для горных инженеров. - М.: Горная книга, 2006. - 400 с.

5. Жигалов М. Л., Ярунин С. А. Технология и механизация подземных горных работ. - М.: Недра, 1990. - 356 с.

6. Картозия Б.А., Федунец Б.И., Шуплик М.Н. и др.Шахтное и подземное строительство: Учебник. - 3-е изд., перераб. и доп. В 2-х томах. - 2003. Т. 1 - 732 с. ISBN 5-7418-0266-4. Т.2 - 815 с. + 32 с. в цвете. ISBN 5-7418-0267-2 (в пер.,суперобл., цв. вкл.).

Размещено на Allbest.ru