Производственная характеристика горнодобывающего предприятия ОАО "Севуралбокситруд"

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Важными экономическими задачами строительства и реконструкции горных предприятий является: увеличение мощности действующих предприятий является увеличение мощности действующих предприятий путем внедрения передовой техники и технологии, модернизации и замены устаревшего оборудования, повышение концентрации капиталовложений при одновременном снижении объемов незавершенного строительства предприятий и освоения мощностей на вновь водимых в действие предприятий с приведением этих сроков в соответствии с установленными нормативами и проектами.

В настоящее время принят такой порядок проектирования, планирования и организации строительства, который обеспечивает строгое соответствие между объемами строительства и возможностями трудового и материально-технического обеспечения, концентрацию выделяемых капиталовложений и всех видов ресурсов ну пусковых объектах, осуществление строительства высокими темпами.

Современно строительство горных предприятий при максимальном использовании в процессе строительства постоянных зданий и сооружений требует глубоко и детально разработанных проектных решений по технологии работ при сооружении всех объектов шахты. Вместе с тем, необходимо заметить, что запасы полезного ископаемого, залегающие в благоприятных условиях на небольшой глубине, постоянно исчерпываются. В настоящее время месторождения полезного ископаемого разрабатывают на глубине 1000 м. при наличии большого давления горных пород. В этих условиях требуется применение соответствующей техники и технологии, которая должна обеспечить не только высокие технико-экономические показатели производства горнокапитальных работ, но и обеспечить высокую надежность и безопасность труда рабочих. С увеличением глубины разработки ухудшаются горно-геологические условия строительства, требуется применение специальных способов строительства - тампонирование горных пород, водопонижения и другими.

Североуральское месторождение бокситов не является исключением ОАО "Севуралбокситруда" - основной поставщик боксита для уральских алюминиевых заводов. В связи с этим развитие ОАО "Севуралбокситруда" придается исключительное знание. Поэтому главным в работе управления "Шахтострой" должно быть максимальное применение высокоиндустриальных и экономических методов строительства, использование новейших достижений науки и техники, применение прогрессивных строительных материалов.

1. Ситуация в районе строительства

Североуральске бокситовые месторождения находятся на севере Свердловской области на восточном склоне Северного Урала. Это крупнейшая в стране сырьевая база алюминиевой промышленности была открыта геологом Н.А. Каржавиным. Разработка бокситовых месторождений была начата в 1934 году. Место рождение бокситов Североуральского бокситового бассейна отличаются сложными и разнообразными горно-геологическими условиями.

Рудные тела представлены пластообразными залежами меридианного простирания и падения на восток под углами 250-350, в отдельных случаях менее 250 и более 350.

Месторождение характеризуется чередованием рудных участков протяженностью 60-200м. и более с безрудными участками непромышленной мощности, а также развитой системой тектонических нарушений различной амплитуды и ориентацией.

Рудные тела залегают на весьма неровной поверхности светло-серых массивных (рифогенных) известняков сипуро-девонского возраста и перекрываются девонскими темно-серыми слоистыми известняками. Мощность рудного тела (нормальная) колеблется от нескольких сантиметров до 15-20 м., а в отдельных случаях и больше. В среднем она составляют 4-5 м. без учета безрудных площадей. К безрудным относятся площади с нормальной мощностью рудного тела меньше 1,5 м.

Непосредственной кровлей рудных залежей являются амфипоровые, битуминозные, слоистые известняки, а также глинистые известняковые, известняково-глинистые и другие сланцы. Стратиграфические они не постоянны и на небольших участках могут перемещаться между собой. В известняках прослеживаются прослои глины и сланцы. Часто встречаются участки, где породу непосредственной кровли не сохранили общей стоимости и структуры, перемяты и носят следы выщелачивания, прослеживаются крупные трещины и небольшие картовые полости.

Разнообразие и сложность горно-геологических условий предопределили применения различных систем разработки: участки с устойчивой и средней устойчивостью кровлей(I-IV кл) нормальной мощности залежи до 6 м. отрабатываются камерно-столбовой и камерной с закладкой системами разработки; - остальные участки отрабатываются в основном системами слоевого обрушения в различных модификациях.

1.1 Краткие сведения о районе строительства

Город Североуральск расположен на территории Свердловской области и имеет и имеет географические координаты: 60о северной широты и 60о восточной долготы. К городу относятся поселки: Покровск-Уральский, 3й Северный, Калья, Черемухово, Бояновка, Бокситы. Есть железная дорога, проложенная от станции Бокситы до шахты и далее. Кроме того от города Североуральск проложена автодорога с бетонным покрытием, которая проходит вблизи всех промышленных площадок шахт ОАО "Севералбокситруда". Численность населения приблизительно 60 тысяч человек.

Климатические условия таковы:

Климат континентальный;

Среднегодовая температура - 1,30С;

Среднемесячная температура зимой -180С;

Среднемесячная температура летом +150С;

Расчетная зимняя температура для проектирования вентиляции и отопления -350С;

Глубина промерзания - 3м.;

Средняя температура отопительного периода - 7,20С;

Продолжительность отопительного периода - 250 суток;

Средняя норма выпадения осадков - 480 мм. Зимой преобладают ветры северные и юго-западные, летом - западные и северо-западные;

Среднеговдовая скорость ветра - 2м./сек.;

Средняя высота снежного покрова - 1,5-1,7 м.;

Средняя продолжительность со снеговым покровом - 176 суток;

Продолжительность теплого периода - 182 суток;

Глубина промерзания при отсутствии снегового покрова для суглинков - 2,8-3,5 м., для разрушенных известняков- 4,5м.

Подрядной строительной организацией является управление "Шахтострой", которая осуществляет горнопроходческие работы, строительство надшахтных сооружений, общерудничные объекты, жилищно-гражданское строительство.

Электроснабжение осуществляется от двух высоковольтных линий 110 кВ с Красноуральской подстанции. Снабжение теплом производится от центральной котельной в городе Североуральске. Водоснаюжение района строительства от Северо-восточного (Кальинского) дренажного узла, а также от дренажного узла в районе поселка 3й Северный.

Материалы и изделия поступают на площадку строительства с производственной базы ОАО "СУБР". Цемент поступает с цементного завода г. Сухой Лог. Песок берется из Ивдельского песочного карьера. Металлические конструкции поставляются с заводов России железнодорожными транспортами. Гравии берется недалеко от города (в 25 км) с Усольцевского карьера.

1.2 Горно-геологические условия разработки

Шахты "Красная шапочка" отрабатывает месторождения участок "Восточная залежь". Протяженность участка 5 км. по простиранию. На севере естественной границей месторождения является Южно-Кальинский сброс северо-восточного простирания, начинается сброс в пределах 9-10 линий от Восточно-меридиального сброса и далее на северо-восток прослеживается буровыми скважинами на протяжении 3500м.

На юге участок "Восточная залежь" граничит с южным участком по южному сбросу, который начинается на Западе и пересекает разведанную площадь южнее 114 линий. На востоке он ограничен Крутоловско-Коноваловским надвигом. Простирание сброса юго-восточное. Амплитуда смешения меняется от 450 до 300 м.

На западе естественной границей участка является восточномеридиальный сброс. Он имеет меридиальное простирание с падением плоскости на запад. Участок представляет крупный тектонический блок, приподнятый на 250-400 м. по меридиальной плоскости сброса относительно запанных участков.

На востоке граница участка проходит по Крутоловско-Коноваловскому надвигу. Простирание надвига субмеридиальное, линия пересечения надвига с рудным телом очень извилистая.

Субровский рудный горизонт залегает на неровной закарстованной поверхности известняков Петропавловской свиты. Физические свойства бокситов различны.

№ Наименование пород	Средний объем вес +/м3	Средняя влажность	Коэффициент крепости по Проторьякову
1. Пестроцветные бокситы	3,2	3	4-8
2. Красные бокситы	2,7	10	2-6
3. Известняки висячего бока	2,5	10	6-8
4. Сланцы висячего бока	2,3	10	3-4
5. Известняки лежачего бока	2,7	10	8-10
6. Порфириты, туфопесчаники, туфоконгломераты лежачего бока	2,5-2,7	10	4-12

Касаясь температурного режима при отработке месторождения необходимо указать, что данным термометром температура с глубиной возрастает незначительно (до 150 -170 С) на глубине 1400м. и не будет отрицательно влиять на условия эксплуатации месторождения.

Североуральские бокситовые месторождения с глубины 350 м. отнесены к опасным по горным ударам. Удароопасными являются породы, характеризующие большой механический проточностью: перфериты туфогенные породы Сосьвинской свиты, известняки Петропавловской свиты, бокситы и известняки Вагранской свиты.

2. Геология и гидрогеология

Месторождения "Красная шапочка" как и весь бокситовый бассейн определяется преобладанием в разрезе закарствованных известняков. Известняковая полоса с запада на восток практически состоит из водоупорных пород, вулканогенно-пиропластических и терригенных, в которых развиты трещинные воды не играющие существенной роли в обводнении бокситового рудника. Выделяем 4 водоносных косплекса:

Петропавловский (подрудный);

Нижнее-эйфельский (надрудный);

Верхний

Северо-восточный.

Петропавловский водоносный комплекс представлен в нижней части слоистыми известняками с пропластами конгломератов песчаников и известняково-глинистых сланцев, а в верхней части рифоимными известнияками. Общая мощность 600м.

Водовлияющие породы характеризуются неоднородностью и анезотропностью физических свойств. Их коэффициенты фильтрации изменяются от 0,0001 м/сут до 1200 м/сут, коэффициенты уравнепроводности от 5*103 до 7,6*10 м2/сут. Наиболее широко водоносный комплекс развит в Южном районе, где преобладающее значение водопроводимости составляет 2500-500 м2/сут.

Нижне-эйфельский водоносный комплекс представлен битуминозными мергелистыми и рифогенными известняками общей мощностью 150-250м. Он прослеживается на территории всего карстового массива. Преобладающее значение коэффициента уровнепроводимости 1,2-7,6*106; водопроводимость 2000-6000 м2/сут.

Верхний водоносный комплекс представлен почками темно-серых известняков, переслаивающихся с рифогенными известняками; общая площадь 700м. Водопроводность пород составляет 3000-10000 м2/сут.

Северо-восточный водоносный комплекс развит только в северной части карстового массива, на территории месторождения "Красная шапочка" он отсутствует.

Водоносные комплексы разделены водоупорами: Петропавловский от нижнее-эйфельского рудной залежью и глинистыми надрудными сланцами толщи; надрудный от верхнего - тонкоплитчатыми кремнистыми известняками с прослоями глинистых сланцев толщи; верхний от северо-восточного толщей и песчаников кедровской свиты.

Степень водообильности известняков определяется их закарстованностью. Закарстованность массива крайне неравномерна как на площадке, так и в разрезе. В общем случае она больше в верхней части известнякового массива, особенно на участках, прилегабщих к долинам рек, вблизи зон тектонических нарушений. С глубиной, закарстованность как правило уменьшается.

Уклон подземных вод составляет 0,001-0,002. Питание осуществляется за счет атмосферных осадков, как выпадающих в пределах известнякового массива, так и стекающего к нему с прилегающих водораздельных возвышенностей.

Другим источником питания водоносных горизонтов в естественных условиях явились и реки на участках (р. Вагран, р. Сарайная, р. Сосьва и др.), реки подвешены над уровнем карстовых вод. Кроме того, в восполнении запасов карстовых вод участвовала также проточность со стороны некартующихся пород.

3. Характеристика строящегося объекта

Общая организация работ и производительность шахты

В настоящее время общая организация работ принимается такой же как на действующих шахтах рудника. Число рабочих дней в году - 305. Продолжительность рабочей недели на подземных работах 36 часов при шести рабочих днях. В сутках две смены с двух часовым перерывом между сменами. Продолжительность смены - 7 часов на подземных работах, 8 часов на поверхности.

Ремонт и доставка материалов производится в течение рабочей смены. Проверка заданной годовой производительности по горнотехническим возможностям и экономическому расчеты по определению минимальных приведенных затрат подтверждают правильность принятой производительности.

Календарный график добычи показывает, что при производительности в 1200 тысяч тонн в год опускание горных работ составляет примерно 20 м/год.

4. Объемно-планировочные схемы. Вскрытие

Основными вертикальными вскрывающими являются:

Действующий клетьевой ствол №15БНС (углубленный до горизонта - 860м.; отм - 960,0 м.);

Вентиляционный ствол №15 (скиповой ствол №15), углубленный до гор - 860м. (отлитка - 890,0м.).

После углубки ствол будет оснащен клетьевыми подъемами. Вспомогательный ствол берет на себя все функции:

А) второй киповый ствол проходит до горизонта - 860 м.;

Основными наклонными выработками являются:

А) Наклонный ствол №6 углубленный с гор - 320 м. до гор 500м.;

Б) Слепой наклонный ствол №6Н-2 с гор- 500м. до гор -860м.;

В) С горизонта - 620 м до гор - до гор -860м. (СКСУ-2) скипо-клетевой строительный уклон;

Г) СУ-2 строительный уклон с двумя скипами с горизонта - 410 м. до - 740 м.

В период эксплуатации запасными механизированными выходами на поверхность принимаются:

Вспомогательный ствол №15БНС с гор - 860 м. на поверхность;

Ступенчатый выход - строительный уклон с гор - 740 м. до гор - 410 м. и далее вертикальным стволом №15БНС на поверхность. Он оборудован клетьевым подъемом;

Скиповый ствол №2 с гор - 860 м. на поверхность (после его сдачи с гор - 740), оборудованный клетью в породном отделении;

Ступенчатый выход - наклонный ствол №6Н-2 до гор - 500м.;

Во время работ в стволе №15БНС ствол 15 заменяет все его функции.

На данном этапе вскрытия месторождения шахты "Красная шапочка" используется общешахтная всасывающая вентиляция.

Подающий свежий воздух в шахту является:

Вспомогательный ствол №15БНС;

Вентиляционный ствол №15;

Выдающими воздух на поверхность будут:

Южный вентиляционный ствол наклонный до гор 410 м и выше вертикальный южный вентиляционный ствол №1;

Северный наклонный ствол до отметки 562,0 м., а далее вертикальный ствол;

Наклонный ствол №6 и №6Н-2.

5. Инженерные комплексы и решения

5.1 Подъемные установки

При проходке квершлага порода выдается скипом, емкостью 3,2 м3 на поверхность горизонта 620 м. по скипо-клетьевому уклону№2. На гор 620 существует бункер, куда сыпят породу. После скипами выдается порода на гор 455, где ее переводят в другой бункер, а потом на поверхность.

От проходки выработки на гор 860 м. порода выдается бадьевым подъемом ствола №15 на горизонт 620 м.

По наклонному стволу №6Н-2 выдается скипом 1,6 м3 на горизонт 500 м. После вся порода по второму скиповому стволу выдается скипом (15 м3 емкостью) на поверхность.

Спуск оборудования и материалов для нужд строительства производится скиповыми подъемами по уклонам. С 410 г. на 620 г., с 620г. до 860г. Спуск людей при проходке уклонов производится с скипах, а спуск людей на строящийся горизонт производится клетьевыми подъемами соответствующих уклонов.

5.2 Схемы откатки

Проходческие работы при строительстве горизонтов ведутся в 4 смены, шести часовые. Число рабочих дней в году 255. Откатка породы по всем горизонтам проектируется электровозным транспортом. Применяются контактные и аккумуляторные электровозы (К-10). Вагонетки ВГ (ГОСТ 15174-70) вместительностью свыше 4,5 м3 - для подземных работ, применяют и ВБ (ГОСТ 151174-70), УВБ с опрокидным бортом. Вагонетки вместимостью свыше 1,2 м3 должны быть оборудованы автоматическими сцепками и иметь амортизированную посадку кузова с рамой на колесные пары. Колеса и оси колесных пар изготовлены из стали.

Загрузка вагонеток должна производиться с высоты не более 1,5 м. от верхнего уровня кузова. Порода от проходки выработок околоствольного двора и квершлага на горизонте 860 м. откатывается с строительного скипо-клетьевому уклону №2, выдается скипом (емкостью 3,2 м3) на горизонт 620 м., а потом по горизонту к стволу №15 для выдачи на поверхность. После сдачи в эксплуатацию второго скипового ствола вся порода откатывается по второму скиповому стволу и скиповым подъемам (емкостью 15 м3) выдается на поверхность. Порода от проходки наклонного ствола №6Н-2 скиповым подъемом выдается на горизонт 500м. и откатывается к стволу и скиповым подъемам выдается на поверхность.

5.3 Здания и сооружения на поверхности шахты

Согласно техническому проекту шахты "Красная шапочка" основное строительство ведется на действующей территории шахты №15-15БНС. На промплощадке шахты ведется размещение основного копрового оборудования, необходимого для монтажа и строительства конструкций, заданий и сооружений.

На промплощадке шахты размещается: здание подъемной машины, здание проходческих лебедок, калориферная с вентиляторной, административный бытовой комбинат, электроподстанция, мастерские для ремонта оборудования, складские помещения, здание для обогрева рабочих, открытые площадки складирования.

6. Основные конструктивные решения

6.1 Проверка устойчивости незакрепленных горных выработок

Устойчивость незакрепленной горной выработки может быть установлена приближенно, исходя из системы больших оценок, разработанных Бенявским-Денкхаузеном. По этой системе время стоянки горной выработки в незакрепленном состоянии и предельный пролет определяется в зависимости от класса горной породы. Класс горной породы назначается по сумме баллов, учитывающей шесть факторов: прочность пород на одноосное сжатие, выход керна, расстояние между трещинами, характеристику трещиноватости, обводненность горных пород, простирания и падения трещин.

Крепость горных пород	12
Оценка в баллах	12
Выход керна	100%
Оценка в баллах	20
Расстояние между трещинами	0,3ч1,0м
Оценка в баллах	20
Характеристика трещиноватости	Стенки твердые
Оценка в баллах	20
Подземные воды	Капеж
Оценка в баллах	7
Падение и простирание
Оценка в баллах	-2

S=12+20+20+20+7-2=77

По полученным баллам устанавливаем:

Класс горной породы II

В незакрепленном состоянии - 0,5 года

Предельный пролет - 4 литра

Помимо приближенной оценки устойчивости, следует установить вероятность разрушений на контуре незакрепленной выработки. С этой целью используется методика, разработанная А.Р. Ржаницыным.

Аналитическое условие отсутствия разрушений на контуре выработки выражается неравенством

Gсж - Gg > 0,

где

Gсж - предел прочности горной породы на сжатии;

Gg - главное максимальное напряжение действующее на контуре незакрепленной выработки.

Gсж=Кб*г*Н,

где:

Кб - коэффициент концентрации напряжений;

г - объемный вес породы;

Н - глубина заполнения выработки.

Gg = 2*28*1060 = 59360 кПа

Gсж - Gg = 90МПа-59,36 МПа = 30,64 >0

Условия выполняются.

6.2 Определение нагрузок на крепь

Под нагрузкой на крепь принимается давление, испытываемой сос тороны горных пород.

Находим расчетное смещение:

U = U ТП*Кt*Kб*Ки*KS*KB,

где

U ТП - типовое смещение, определяется на монограмме, в зависимости от расчетной глубины заложения выработки Нр и расчетного сопротивления пород сжатию Rc

Rc = R*Kc, МПа,

где

R - сопротивление пород сжатию;

Kc - коэффициент структурного ослабления [М1]

Rc = 90*0,6 = 54Мпа

U ТП = 300 мм по монограмме [рис. 2,5]

Кt - коэффициент,учитывающий срок службы выработке по монограмме

Кt = 1[рис. 26 а М1] в зависимости от срока службы и комплекса Нр/ Rc

Kб - коэффициент, учитывающий угол падения пород

Kб = 0,6 [табл. 26.1.М1]

Ки = 0,8 коэффициент, учитывающий углы падения пород для стенок выработки [табл. 26.2. М1]

KS - коэффициент, учитывающий размеры выработки.

KS = 0,2 (В-1) = 0,2 (5,3-1) = 0,86

KB = 1 коэффициент, учитывающий влияние других выработок

U =300*1*0,6*0,8*0,8*1 = 115,2

Нормативная нагрузка Рн зависит от расчетных смещениё U и суммарных смещений

Uсум = UКt1+ Uз+ Uк = Ut1+ Ut,

где

Ut1 - смещение за период, когда крепь полностью начнет воспринимать нагрузки;

Ut1 = U*Кt,

где

Кt - коэффициент, учитывающий время установки крепи; определяется по монограмме [рис. 26.Б. М1] Кt=0,7

Ut1 = 115,2*0,7 = 80,64 мм;

Ut = 10ч15 мм конструктивная податливость крепи;

Uсум = 80,64=10 = 90,64 мм.

По монограмме определим нормативную нагрузку Рн = 700 кПа [рис. 2.7. М1]

По монограмме нормативной нагрузки вычисляется расчетная нагрузка.

Р = nКн*mв* Рн,

где

N = 1,1 коэффициент перегрузки [2.6.М1]

Р = 1,1*1,1*1*700 = 847 кПа

По расчетным смещениям U устанавливаем категорию устойчивости пород - близко к устойчивым.

6.3 Расчет анкерной цепи

Высота свода естественного равновесия

Глубина шпура

Lшп = bсв+l3+a,

 где

l3=0,4ч0,5м - величина заглубления анкера за границу обрушения

а = 0,005-0,07м. - выступающая часть анкера.

Lшп = 1,325+0,4+0,05 = 1,775 ? 1,78м.

Расчет прочности закрепления железобетонного анкера.

По контакту между бетоном и арматурой.

Рз1 = 10000*К1*К2*К3*Пda vl3,

где

К1 - коэффициент зависящий от состава бетона V:П=1:2 => К1 = 1;

К2 = 1 коэффициент, учитывающий диаметр арматуры ш16ч20;

К3 = 360ч380 для периодического профиля;

da - диаметр арматуры, 16 мм.;

Рз1 = 10000*1*1*380*3,14*0,016*v1,78+254708 Н.

Рз2 =Пdшп* l3ф,

где

dшп = 0,036м - диаметр шпура;

ф =2,5*106 Па - сцепление породой и бетоном;

Рз2 = 3,14*0,036*1,78*2,5*106 = 503028 Н;

Рз1 = Рз3 = 254708 Н.

Расстояние между анкерами, м

Проверка по разрывному усилию стержня

где: [ур]=270*10в Па

К0 = 0,65 - коэффициент ослабления сечения периодического профиля

S - площадь поперечного сечения арматуры, 0,0162 м?П

1,6*108 < 2,7*108 Па

7. Строительство подземных выработок

7.1 Проектирование забойных процессов

Выбор способа проходки ствола.

Проходка ствола ведется обычным способом, с помощью буровзрывных работ по современной схеме, работы по выемке породы и возведению постоянной крепи при использовании данной схемы частично совмещаются.

После проведения буровзрывных работ порода частично убирается и выравнивается. Устанавливается опалубка и производится укладка бетона на высоту 1 м. и производят нагрузку из центральной части ствола. Остальную породу грузят через 1 час, после набора бетоном прочности 0,8 МПа.

7.2 Проходка устья ствола и участков технологического отхода

Так как применяется совмещенная схема проходки с использованием породопогрузочных машин с механизированным вождением грейфера, глубину технологического отхода применяем 45 м. Технологическая схема проходки устья ствола предусматривает проходку верхней его части в наносных породах открытым способом, возведение на дне котлована железобетонного основания под крепь верхней части устья и заделки крючьев - подвесок для временной крепи нижней части, проходку устья ниже наносов - буровым способом с использованием кранов ля погрузки и выдачи породы.

Котлован устья разрабатывается экскаватором - дроллайном. По окончании разработки котлована выставляется опалубка, возводится промежуточный опорный железо-бетонный венец и бетонный оголовок устья. Для бетонирования устья используется бетон класса В15. После набора бетоном прочности опалубка разбирается и производится обваловка устья ствола грунтом, вынутым при проходке ствола. Обваловка производится бульдозером С-100. Далее устье проходится буровзрывным способом уборка породы осуществляется пневмо-погрузчиком КС-3, подъем породы в бадьях БП-1 краном на гусеничном ходу РДК-25.

7.3 Буровзрывной комплекс работ. Общие положения

Буровзрывной комплекс работ занимает от 30 до 60% от общего времени проходческого цикла. При проведении горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения выработки, точное оконтуривание ее профиля, качественное дробление породы и сосредоточенный отброс ее от забоя. Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора параметров буровзрывных работ: типа ВВ, величины и конструкции его заряда в шнуре, числа и расположения их в забое, способа и очередности взрывания, типа бурового оборудования и установочных приспособлений, организации работ.

Выбор типа ВВ и определение удельного заряда ВВ

Исходя из условий проведения взрывных работ к использованию принимаем аммонал скальный №3. В качестве средств инициирования принимаем электродетонаторы ЭД-З-Н с временем срабатывания 20, 50, 100 мс.

Характеристика ВВ

Идеальная работа взрыва, кДж/кг - 4420

Коэффициент взрывной эффективности - 1,18

Работоспособность, см3 - 450

Диаметр патрона, г -200, 250, 300

Определяем удельный расход ВВ

g =2g1fcem, кг/м3,

где

g1 - расход ВВ зависящий от степени взрываемости пород, g1 = 10;

fc - коэффициент структурного ослабления, fc = 1,6;

е - коэффициент работоспособности ВВ; е = 380ч450+0,84;

m - коэффициент, учитывающий диаметр патронов ВВ; m = 36 ч45 = 0,8

g = 2*1,0*1,6*0,8*0,84 +2,05 кг/м3

Определяем количество шпуров на 1 цикл

Определение глубины шпуров.

Глубина шпура определяется в зависимости от типа бурильных машин, физико-механических свойств пород и организации работ.

Для обурования забоя применяется бурильная установка типа БУКС - 1м., что обеспечит максимально быстрое обуривание забоя и высокую эффективность буровзрывных работ.

Характеристика БУКС - 1 м.

Число бурильных машин - 4

Диаметр шпура - 50 мм.

Глубина бурения - 4,2 м.

Масса установки - 10,2 т.

Принимая во внимание характеристику бурильной установки, максимальная глубина шпуров будет составлять 4,0 м.

Расположения шпуров в забое.

В стволах круглой формы поперечного сечения шпуры располагаются по концентрическим окружностям и разделяются на врубовые, отбойные и оконтуривающие.

Определение диаметра окружности врубовых шпуров:

Двр = (0,3ч0,25)*Двч

Двр = 0,3*7,7 = 2,31

Определение диаметра отбойных окружностей:

Дотв = 0,45*Двч, м;

Д11 = 0,6*Двч, м;

Д111отб = 0,8*Двч, м;

Док = 0,94*Двч, м.

Определение пробивного расстояния между окружностями и шпурами:

Определение количества отбойных окружностей:

Принимаем 3 отбойных окружности:

Д1отб = 0,45*7,7 = 3,465м;

Д11отб = 0,6*7,7 = 4,62м;

Д111отб = 0,8*7,7 = 6,16м;

Док = 0,94*7,7 = 7,24м.

Определение расхода ВВ.

Определение средней величины заряда на 1м шпур:

Определение величины заряда во врубовом шпуре:

gвр = (1,2ч1,25) gшср;

gвр = 1,2*3,31 = 3,98кг.

Определение величины заряда в оконтуривающих шпурах:

gок = (0,8ч0,85) gшср;

Величину заряда в отбойных шпурах принимаем gотб = 3,3кг.

Определение фактического расхода ВВ на цикл:

Qф = Уgвр + Уgотб + Уgок;

Qф = 6*3,9*70*3,3+3,8*2,7 = 357 кг/цикл

Определение расхода ВВ на 1п м ствола:

Определение расхода на 1м3:

Расчет эл. взрывной сети

Общая длина взрывной сети:

l = 11*Н = 1,1*1190 = 1309м.

Определение сопротивления взрывной сети:

R = 0,0175*(1190ч0,75) = 27,77 Ом;

Rсоед = 0,0175*(116ч0,2) = 10,15 Ом.

Сопротивление 1го электродетонатора при расчете сети, принимается

R = 2.0 Ом;

Rобщ = Rмаг+Rсоед+ УRэд;

Rобщ = 27,77 + 1015 + 2-115 = 267,92 Ом.

Проверочный расчет электровзрывной сети

При параллельном соединении ЭД проверка производится по формуле:

При соблюдении условия i = J/n ? iб при переменном токе iб = 2,5А.

n - число параллельно включенных групп электродетонаторов при смешанном соединении.

Условие выполняется.

Проверочный расчет показал правильность выбранной электровзрывной сети и целесообразность ее применения при сооружении горной выработки.

Выбор конструкции вруба

Для вышеописанного горно-геологических условий при проведении БВР для увеличения эффективности принимаем цилиндрический вруб с центральным расположением шпура уменьшенной длины, который не заряжается.

Заряжание и взрывание шпуров

В процессе подготовки и проведения взрывных работ производится ряд следующих операций:

1. Изготовление патронов-боевиков;

2. Спуск ВМ и СИ в забой ствола;

3. Заряжание шпуров;

4. Монтаж и проводка электровзрывной сети.

Патроны-боевики изготовляются в специально отведенном помещении на проплощадке шахты, находящегося на расстоянии не менее 100м от ствола.

Спуск патронов ВВ в ствол производится в ящиках размещенных в бадье при скорости 2м/с (при наличии направляющих). Патроны - боевики спускаются мастером-взрывником в сумке.

Заряжание шпуров производится взрывником с помощью проходчиков, имеющих единую книжку взрывника. Перед заряжанием все ненужное оборудование и инструмент выдается из забоя.

По окончанию заряжения монтируется взрывная сеть и проверка ее сопротивления с помощью прибора ВНС-1 (непосредственно в забое или с полка). Далее на подвесном полке замыкается двухполюсный выключатель, и взрывник с помощниками выезжает на поверхность. Полог поднимают на безопасную высоту (30-40м), на нулевой площадке открывают все ляды, а также ворота и двери в конре. Люди располагаются в специальном безопасном месте.

7.4 Приведение забоя в безопасное состояние

После проветривания забоя ствола с малой скоростью, опускается сменный мастер, взрывник и бригадир. При спуске производится тщательный осмотр ствола и оборудования, анализ воздуха и с помощью длинных реек порода, заброшенная на полок или опалубку сбрасывается в забой.

Забой ствола тщательно осматривается с целью выявления "отказов". При отсутствии "отказов" дается разрешение на дальнейшее производство работ.

7.5 Погрузка породы

По окончании проветривания ствола и приведения забоя в безопасное состояние осуществляется погрузка и подъем взорванной породы на поверхность.

Эта технологическая операция занимает до 40% продолжительности проходческого цикла. Для погрузки породы принимаем грейферный грузчик типа КС-1МА с механизированным вождением.

Характеристика КС-1МА

Диаметр ствола в свету 6,5-8м

Вместимость грейфера 1,25м3

Производительность 100-120 м3/ч

Рекомендуемая вместимость бадьи 3-5м3

Масса 21,6т

7.6 Возведение постоянной крепи

Возведение монолитной бетонной крепи производится после первой фазы погрузки породы

Технология возведения крепи включает в себя: спуск и центрирование опалубки, укладку за опалубку бетонной смеси.

Для возведения монолитной бетонной крепи принимаем к применению секционную самоцентрирующуюся опалубку.

Бетонная смесь подается за опалубку с поверхности по двум трубопроводам, которые на конце через гаситель скорости соединяются с гибким трубопроводом.

Определение объема бетонной смеси укладываемой за цикл проходки:

Vб = (NSвч-Sсв) зlшп,

где:

N = 1,1 - коэффициент излишка сечения,

Vб = (1,1*46,54-33,17)*0,9*4 = 64,88м3

Определение продолжительности укладки

tб = Vб/Рб,

где:

Рб - производительность укладки бетона,

Бб = 10ч12 м3/час

Tб = 64,88/12 = 5,4 часа

Операция по обрыву, спуску и центрированию опалубки равна 2-3 часа.

7.7 Армирование ствола

Армирование включает в себя такие работы, как: по установке расстрелов проводников, Турб, кабелей.

Основные требования к армированию:

обеспечение вертикального движения сосудов в стволе;

большой срок службы;

создание малого аэродинамического сопротивления;

служить опорой для труб, кабелей, оборудования.

Расстрелы выполняются из коробчатого профиля 170х160х12, шаг армирования - 4 метра. Армирование ствола проводим по последовательной схеме. Сначала в направлении сверху вниз на всю глубину ствола устанавливают расстрелы, затем снизу вверх монтируют проводники.

Расстрелы устанавливают с подвесного полка, у которого расстояние межу этажами соответствует расстоянию между ярусами расстрелов.

Разделку лунок в стволе производят с нижнего этажа полка в то время, когда другая часть звена проходчиков находящиеся на верхнем этаже, устанавливает расстрелы.

Размеру лунок выполняют шаблоном. Глубина заделки расстрелов, а, следовательно, и глубина лунок должна быть равна ? толщины крепи, но не менее высоты расстрелов.

Для механизации работ по разделке лунок в бетонной крепи стволов применяем специальную машину типа СБЛ. Машина размещается на нижнем этаже полка, в центре которого монтируется опора вращения, а по его периферии - круговой монорельс.

Подготовленные на поверхности главные расстрелы спускают в ствол на крюке подъемного каната.

После завершения работ по установке расстрелов разбираются, и выдает на поверхность подвесной полок, а на поверхность подвесной полок, а затем приступают к монтажу проводников в направлении снизу вверх, подвешиваемых на канатах тихоходных лебедок одновременно в нескольких отдельных ствола.

Люлька имеет несколько этажей с расстоянием между ними, равным расстоянию между ярусами расстрелов. Высота люльки принимается несколько большая длины проводника. На верхнем е этаже установлен поворотный кран, предназначенный для приема проводника, опускаемого в ствол, опускания, подъема и расстрелам и к ранее установленным проводникам.

Выбор проходческих лебедок

В процессе строительства ствола все оборудование (опалубка, полок, кабели и т. д.) подвешено в стволе и перемещается вслед за забоем с помощью проходческих лебедок установленных на поверхности шахты, вокруг контура. Перечень лебедок задействованных в проходческом процессе сведен в таблицу:

Спасательная лестница	ЛПЭРП-6,3
Кабели, люльки, направляющие канаты (натяжение)	ЛПЭП-6,3
Трубопровод	ЛПЭП-10
Вентиляционный трубопровод	ЛПЭП-16
Опалубка	ЛПЭП-25
Полок	ЛПЭП-45

7.8 Проветривание ствола

Общие сведения

Проветривание осуществляется с целью удаления из ствола продуктов взрыва: СО, СО2, NO, N2O5, SO2.

После проветривания содержание кислорода в атмосфере ствола должно быть не менее 20%, а углекислоты менее 0,5%, температура воздуха не более 260С при влажности 90%.

Наиболее распространение при проходке стволов получила нагнетательная схема проветривания.

Расчет параметров проветривания

Расчет параметров проветривания включает в себя определение необходимого количества воздуха, подаваемого вентилятором и депрессии вентилятора, достаточной для доставки воздуха в забой с необходимой интенсивностью. Принимаем нагнетательный способ вентиляции с расположением вентилятора на поверхности в 50м от устья ствола и подачей воздуха в забой по металлическому трубопроводу. Отставание от забоя 1 = 20м.

Выбираем диаметр трубопровода 1,2м, коэффициент аэродинамического сопротивления трения б = 0,0025 кг/м3. длина одного звена трубопровода принимаем равной 3м. Качество сборки труб предусматриваем хорошее, Ку = 0,001.

Общая длина трубопровода в конце проходки составит

50+110-200 = 1190м;

В начале проходки: 50+50 -20 = 80м.

Определяем коэффициент утечки воздуха из трубопровода в начале и конце проходки ствола

Находим площадь поперечного сечения в свету и объем ствола:

Sсв = ПД2/4 = 33,17м2

V = 33,17*1190 = 39472,3м3

Определяем количество воздуха, необходимого для проветривания ствола по расходу ВВ в начале проходки:

Критический объем ствола:

Находим длину трубопровода при объеме ствола, равным 49228,42м3

L = 50+(49228,42ч3317)-20 = 1514,12м

Определяем коэффициенты утечки воздуха при длине трубопровода

L = 1514,12м

Рассчитываем критический объем ствола при р = 1,44

Определяем количество воздух, необходимого для проветривания ствола по расходу ВВ в конце проходки:

По числу работающих: Q3 = 8*0,1 = 0,8м3/с

По минимально допустимой скорости вентиляционной струи:

Q3 = 33,17*0,15 = 4,97 м3/с

По пылевому фактору: Q3 = 33,17*0,4 = 13,27м3/с

Определяем ожидаемую температуру в забое ствола на глубине 1190м:

По тепловому фактору: Q3 = 1/3*0,15*33,17 = 1,66м3/с

Из приведенных ниже расчетов следует, что наибольшее количество воздуха для проветривания ствола в начале проходки требуется по пылевому фактору, в конце проходки - по расходу ВВ.

Определяем минимальное и максимальное значение требуемой производительности вентилятора:

Qвmin = 1,0*13,27 = 13,27м3/с

Qвmax = 1,3*22,89 = 29,76м3/с

Находим скорость выхода из трубопровода при Q3 = 13,27м3/с и

Q3 = 29,76м3/с

Vвmin = (4*13,27)/(3,14*1,22) = 11,74 м/с

Режим работы вентилятора на заданный трубопровод

Vвmaх = (4*29,76)/(3,14*1,22) = 26,3 м/с

Рассчитываем минимальное и максимальное значение депрессии вентилятора:

hmin = (6,48*0,0025*80)/(1,*1,25)*13,272+(1,2*11,742)/2 = 174,44 Па

hmax = (6,48*0,0025*1190)/(1,3*1,25)*29,762*(1,2*26,32)/2 = 5693,5 Па

Исходя из полученных значений выбираем центробежный вентилятор ВЦП-16/1470. Чтобы обеспечить работу вентилятора с высоким КПД в начале эксплуатации, следует увеличить сопротивление трубопровода с помощью мибера.

Характеристика ВЦП-16/14470

Диаметр рабочего колеса 1600мм

Частоты вращения 1470мин-1

Подача в рабочей зоне 10-46м3/с

Статистическое давление в рабочей зоне 2000-9400Па

Максимальный КПД 0,87

Потребляемая мощность в рабочей зоне 160-245кВт

7.9 Техника безопасности. Охрана труда

При проведении вертикального ствола, по технике безопасности, устье ствола должно быть перекрыто "нулевой рамой" с лядами. Ляды "нулевой рамы" открываются только ля пропуска бадьи и на период проветривания. Проходчики, занятые на сооружении выработки, обеспечиваются спецодеждой и средствами индивидуально защиты. Каждый рабочий обязан пройти первичный, очередной, внеочередной инструктаж, а так же ознакомиться под роспись с правилами безопасности при выполнении сменной задачи.

При перемещении полков и наращивании ставов труб работа в забое ствола запрещается. Работы по перемещению полка, подвесного оборудования, подвесной металлической опалубки и наращиванию труб должны производиться в присутствии лица технического надзора. Перемещаться полок должен по специальным сигналам. Между подвесным полком и забоем должна быть двухсторонняя сигнализация. Все рабочие, занятые в проходке и креплении ствола должны знать сигналы и уметь их подавать.

7.10 Организация работ

Наиболее эффективной формой организации труда при проходке стволов является организация по цикличному графику, в котором отражается взаимосвязь и последовательность выполнения проходческих операций, увязанных в единый технологический процесс.

Продолжительность проходческого цикла зависит от конкретных горнотехнических условий и режима горнопроходческих работ, оптимальные параметры которые должны обеспечивать наименьшие затраты времени всех последовательных не совмещенных операций на проходку 1м ствола.

Определим продолжительность цикла:

Тц = (tc*a*ncl)/Vотес,

где

tc - продолжительность смены, tc = 6ч;

а - количество дней в месяц;

nc - количество семн в сутки;

l - продвижение забоя за цикл;

Vм - заданная месячная скорость проходки;

Тц = (6*2,2*4*4*0,9)/52,8 = 36 часов.

36 часов = 6 смен.

Определим объем работы по процессам проходческого цикла:

Бурение шпуров:

Vбур = N*1шп = 115*4 = 460шп/м

Погрузка породы

Vп = lшп*з*Sвч*Кр,

где:

Кр - коэффициент разрыхления породы, Кр = 1,8

Vп = 4,0*0,9*46,54*1,8 = 301,58м3

Разрыхленная взрывом порода занимает свободный объем в зоне забоя и частично в зоне опалубки. Порода поднимается на высоту около 6,5м.

Объем породы первой фазы погрузки составит:

Vф1 = 176,8м3 - эта порода убирается для установки опалубки;

Высота опалубки: Ноп = 3,8м;

Объем породы во второй фазе:

Vф11 = 30158 - 176,8 = 124,78м3

Объем бетона на одну заходку:

Vб = (*Sвч-Sсв)*3,8 = (1,1*46,540-33,17)*3,8 = 68,49м3,

где

1,1 - коэффициент изменения сечения

Норма времени на бурение 10м шпуров: БУГС - 1м Нвр бур = 1,7.

Норма времени на погрузку 1м3 породы: Нпогр = 0,6

Норма времени на 1м3 бетона: Нкреп = 1,15

Трудоемкость выполнения отдельных операций:

gi = V*Нвр

gбур = (460/10)*1,7 = 78,2 чел. час;

gпогр = 301,58*0,6 = 180,9 чел. час;

gпогр1 = 176,8*0,6 = 106,08 чел. час;

gпогр11 = 124,78*0,6 = 74,82 чел. час;

gкреп = 68,49*1,15 = 78,76 чел. час.

Суммарная трудоемкость выполнения операций:

У gi = gбур+ gпогр+ gкреп, чел. час;

У gi = 78,2+180,9+78,76 = 337,8 чел. час.

Исходя из суммарной трудоемкости на одни цикл и продолжительности цикла, определяем число проходчиков на смену:

nсм = У gi/Тц = 337,8/36 = 9,38 чел.

Принимаем 8 человек в смену. Коэффициент выполнения:

Кв = nсм/Пф = 9,38/8 = 1,17, то есть,

Каждый рабочий должен превышать норму на 17%, что находится в допустимых пределах 1,0?Кв?1,25.

Время на подготовительно вспомогательные операции

Они включают в себя:

1. Заряжание шпуров и монтаж ЭВС. Время заряжания одного шпура патронами диаметром 45мм и монтаж электросети:

t3 = 4+1,1lшп = 4+1,1*4 = 8,4мин

Общее время заряжания и взрывания:

Т3 = (Nш*t3)(l3*Пз)+tn3, где

l3 - коэффициент одновременности работы по заряжанию, l3 = 0,83

n = 8 - численность человек, проводящих заряжание.

tn3 - время подготовительно-заключительных работ, tn3 = 30 мин

Т3 = (115*8,4)/(0,83*8)+30 = 175,48

2. Спуск и подъем людей и инструменты 20мин

3. Спуск ВВ 30 мин

4. Выезд взрывника и рабочих 20 мин

5. Взрывание и проветривание 30 мин

6. Приведение забоя в безопасное состояние 20 мин

7. Спуск оборудования 30 мин

8. Наращивание бетонопроводов 50 мин

9. Отрыв, спуск и центрирование опалубки 90 мин

10. Промывка бетонопровода 30 мин

11. Подъем погрузочной машины 20 мин

У 516 мин

Определение продолжительности выполнения отельных операций

ti = (gi*б)/(Пф*Кв),

где:

б - коэффициент, учитывающий сокращение времени на выполнение основных процессов цикла;

б = (Тц-То)/Тц,

где:

То - время на подготовительно вспомогательные операции;

б = (36-8,6)/36 = 0,76

tбур = (78,2*0,76)/(8*1,17) = 6,35ц = 381 мин

t1погр = (106,08*0,76)/(8*1,17) = 8,61ц = 516,6 мин

t11погр = (74,82*0,76)/ (8*1,17) = 6,04ц = 362,4 мин

tкреп = (78,76*0,76)/(8*1,17) = 6,4ц = 384 мин.

Общее время цикла с учетом времени на проведении забоя в безопасное состояние, проветривание, спуск опалубки и другое:

Уtц = tбур+ t1погр+ t11погр+ tкреп+To, мин

Уtц = 381+516,6+362,4+384+516 = 2160 мин = 360 часов.

Наращивание труб вентиляции, сжатого воздуха производится одни раз в два цикла с отставанием от забоя.

Буровзрывной комплекс работ

При проведение горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечении выработки, точное оконтуривание ее профиля, качественное дробление породы и сосредоточенный отброс ее от забоя; уменьшение коэффициента излишка селения; высокий коэффициент использования шпуров.

Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора параметров буровзрывных работ.

Определение параметров взрывных работ.

Выбор взрывчатых материалов

При выборе взрывчатых материалов руководствуются требованиями безопасного производства взрывных работ, регламентированных "едиными правилами безопасности при взрывных работах" с учетом физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий. К использованию применяем Аммонит №6 ЖВ.

Характеристика Аммонит №6 ЖВ

Идеальная работа взрыва, кДж/кг 3561

Плотность в патронах, Г/см3 1,0-1,2

Коэффициент взрывной эффективности 1,0

Диаметр патрона, мм 36

Масса патрона, г 250

Длина патрона, мм 250

Так как шахта является не опасной по взрыву газа и пыли, то к применению выбираем электродетонатор ЭД-3-Н.

Характеристика ЭД-3-Н

Интервал замедления 20-100 мс

Безопасный ток 0,18 А

Количество 1-23 шт.

Выбор типа вруба и глубины шпуров

К использованию принимаем прямой эллиптический вруб. Прямые врубы представляют собой комбинацию параллельных заряженных шпуров, взрыв которых работает на компенсационную полость, создаваемую холостым шпуров или скважиной. Взрыв последующих шпуров расширяет врубовую полость до размеров, достаточных для отбойки вспомогательными шпурами с постоянной и предельной линией сопротивления с учетом конкретных горнотехнических условий. Наиболее ответственными являются первый шпур или серия шпуров, взрываемых на компенсационную полость холостого шпура.

Расстояние между компенсационной полостью и серией шпуров, взрываемых первыми, и одновременно - пробивное расстояние W1 рекомендуется принимать для шпуров диаметром 42мм при аммоните №6 ЖВ в патронах диаметром 36мм [по табл. 1.6 М33].

W1 = 10см

W2 = 28см [по табл. 1.8 М33]

W3 = 56см [по табл. 1.9 М33]

W4 = 50см [по табл. 1.10 М33]

Предельное пробивное расстояние для вспомогательных и оконтуривающих шпуров при их диаметр 42мм, аммоните №6 ЖВ в патронах диаметром 36мм, 65см.

После расчета параметров прямого вруба определяется площадь вруба по забою выработки, что необходимо для определения количества остальных шпуров по забою.

Глубина холостого и заряженных шпуров прямого вруба должна приниматься больше не 10% по сравнению с оконтуривающими и вспомогательными шпурами.

Определение удельного заряда ВВ:

g = 0,1ff1Ve-1,

где:

g - удельный заряд ВВ, кг/м3;

f = 12, коэффициент крепости;

f1 = 1,6, коэффициент структуры породы;

V - коэффициент зажима породы;

V = 6,5/vSвч = 6,5/v20,4 = 1,44

е - коэффициент взрывной эффективности заряда ВВ

е = Qудс/Qудэсэ = 1

g = 0,1*12,1,6*1,44*1 = 2,78 кг/м3

Определение количества шпуров

Среднее расстояние между оконтуривающими и вспомогательными шпурами:

Определение расхода ВВ на цикл

Q = Qвр+g(Sвч-Sвр)*lшп,

где

Qвр - количество ВВ во врубовых шпурах

Q = 10*2,0+2,76(20,4-1,1) = 2,5 = 153,17кг

gвр = 0,0785*d2сгLвр,

где:

d - диаметр патрона, см;

с - коэффициент заполнения шпуров;

г - плотность ВВ в заряде;

Lвр - длины врубовых шпуров.

gвр = 0,0785*3,62*1*0,8*2,5 = 2,03кг/м3

Средняя величина заряда на один шпур:

g1ср = Q/N =153,17/75 = 2,04кг/м3

gок = 0,9* = 0,9*2,04 = 1,8кг

Фактический расход ВВ на цикл:

Qф = 10*2+36*2+29*1,75 = 142,75 кг/цикл

Расход ВВ на погонный метр выработки:

Qм = Qф/lшп*з = 142,75/(2,5*0,9) = 63,44 кг/п.м.

Удельный расход на 1м3 взорванной породы:

gр = Qф/Sпр*lшп*з,

где:

Sпр = Sвч = 20,4 - площадь проходки;

з = КИШ = 0,9 - коэффициент использования шпуров.

gр = 142,75/(20,4*2,5*0,9) = 3,1 кг/м3

Расход ЭД на 1м3 выработки:

Nм = Ng/(lшп*з) = 7,5/(2,5*0,9) = 33,3шп.

Удельный расход ЭД на 1м3 взрывной породы:

Np = Nэр/(Sпр*lшп*з) = 75/(20,4*2,5*0,9 = 1,63шп/м3

Расчет электровзрывной сети

Определение сопротивления сети:

R = с*(l/S),

где:

R - сопротивление провода, Ом;

с - удельное сопротивление для медных проводов, с = 0,0175 Ом*м;

l = 150м, длина проводов;

S = 0,8, сечение проводов;

R = 0,0175*(150/0,8) = 3,28 Ом.

Сопротивление 1го электродетонатора 2,0 Ом

Rобщ = 3,3+2*75 = 153,3 Ом.

Проверочный расчет электровзрыной сети при последовательном

Соединении

J = E/(R+rm), I = J?iб,

где:

J - сила тока в элетровзрывной сети, А;

Е - электродвижущая сила источника тока, В;

R - сопротивление, Ом;

J = 500/153,3 = 3,2 А 3,2А?1А

Применяем ВМК-500. Проверочный расчет показал правильность выбранной электровзрывной сети и целесообразность ее применения при сооружении горной выработки.

Для бурения шпуров принимаем бурильную установку СБУ-2К

Характеристика СБУ-2К

Коэффициент крепости 16

Глубина бурения 4м

Число бурильных машин 2

Обуривание с одной позиции: ширина 6,2м

высота 5,8м

Проветривание тупиковых забоев

Выбор схемы проветривания

Проветривание горных выработок в процессе проходки очуществляется, как правило, с помощью вентиляторов местного (частичного) проветривания.

Существует три схемы проветривания тупиков выработок: нагнетательная, всасывающая и комбинированная.

Мы выбираем нагнетательную схему, при которой в призабойное пространство по вентиляционным трубам подается свежий воздух, скоростной напор струи способствует интенсивному перемешиванию ядовитых газов со свежим воздухом, и забой сравнительно быстро освобождается от вредных продуктов взрыва. При нагнетательной схеме можно применять как жесткие, так и гибкие трубы, что является достоинством схемы.

Для предотвращения рециркуляции ядовитых газов вентилятор необходимо устанавливать в выработке со свежей струей воздуха на расстоянии не менее 10м от проветриваемой выработки.

Применяем осевой вентилятор, что позволяет быстро освобождаться от вредных газов.

Производительность (подача) вентилятора местного проветривания не превышает 30% от количества воздуха, проходящего по сквозной выработке. Расстояние от конца вентиляционных труб до забоя не должна превышать 8м (для газовых шахт), а в нашем случае (в негазовых) - 10м.

Определение количества воздуха

Количество воздуха, необходимое для проветривания выработки, определяется, согласно существующему положению, по пяти факторам: газовыделению, количеству одновременно взрываемого ВВ, числу работающих людей, минимальной скорости движения воздуха и тепловому фактору.

Наша шахта считается не опасной по выделению газа, значит, расчет по газовыделению не проводим.

Расчет расхода воздуха при нагнетательном проветривании по количеству взрываемого ВВ.

Расчет по пылеулавливанию:

Qзп = 0,5*16,7 = 8,35м3/с

Расчет расхода воздуха по наибольшему числу одновременно работающих в выработке: Qзп = 6n

6м3/мин - норма одного человека;

n - число работающих

Qзп = 6*(3/60) = 0,3 м3/с

Расчет расхода воздуха по минимальной скорости движения воздуха.

Производится для обеспечения турбулентности и исключения образования и "застойных" зон.

Vmin = 0,25 м/с

Qзп = 16,7*0,25 = 4,17 м3/с

Выбор диаметра вентиляционных труб

Проветривание тупиковых горизонтальных выработок осуществляется, как правило, с применением труб, изготовленных из натуральных материалов: МУ, ПХВ - из ткани чефер с покрытием из негорючей резины и полихлорвинила.

Принимаем диаметр 0,8м с длинной звена 10м.

Гибкие трубы соединяются между собой стыкованными кольцами и подвешиваются к тросу, протянутому по выработке. Трос крепят к версняку крепи.

Выбор вентилятора

Вентилятор местного проветривания должен обеспечить расчетную подачу воздуха и расчетную депрессию при наибольшем КПД.

Расчетная подача вентилятора определяется:

Qв = Qза*Кут, Qв = 8,35*2,63 = 21,96м3/с

Депрессия вентилятора:

h = R*Qв2,

где

R - сопротивление прямолинейных, нормально собранных трубопроводов с учетом утечек, R =5,2 при длине 700м;

h = 5,2*21,962 = 2507,6 Па

Выбираем вентилятор ВМ-12М.

Характеристика ВМ-12М

Подача в оптимальном режиме 20м3/с

Подача в рабочей зоне 10-31м3/с

Депрессия в оптимальном режиме 3 кПа

рабочей зоне 3,8-0,8 кПа

КПД вентилятора 0,82

Масса 2000кг

Тип электродвигателя ВРМ 280L4

Характеристика вентилятора и трубопровода

Водоотлив при проведении выработок

Для выдачи воды при проведении и эксплуатации горизонтальных выработок сооружают водоотводные канавки, по которым самотеком направляется в водосборник околоствольного двора или к промежуточной насосной станции.

Обычно продольный уклон канавки совпадает с уклоном рельсового пути и составляет 0,003-0,005. Для обеспечения стока воды в канавку, почве выработки придают поперечный уклон 0,002. Нормальная скорость движения воды в канавках 0,4-0,6 м/с.

В слабых и средней крепости породах водоотливные канавки крепят деревом, бетоном, железобетонными и асбоцементными лотками. При проведении выработок буровзрывными способами в месте водоотводной канавы бурят один - два наклонных шпура. После взрывания и уборки породы канавку оформляют до проектного сечения отбойными молотками.

Освещение при проведении горных выработок

Освещение горных выработок и особенно призабойной зоны имеет большое значение в части повышения производительности, безопасности и качества работ. Для освещения выработок вслед за подвешиванием забоя наращиваются отставанием не менее 20м постоянную осветительную сеть.