Проходка бурового штрека

     Проходка бурового штрека.

  1. Параметры выработки.

  Буровой штрек – горизонтальная подземная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность, пройденная по простиранию месторождения и используемая для бурения камеры, вентиляции, доставки материалов и оборудования.

Параметры горных выработок зависят от: 

- количества  воздуха, пропускаемого по выработкам

- максимальных  размеров транспортных средств  для транспортирования горной  массы 

- допустимого  зазора между наружным размером  транспортных средств и внутренней стенкой выработки

- материала крепи

- способа передвижения  людей по выработке.

Все эти условия  регламентируются «ЕПБ при разработке рудных, не рудных и рассыпных месторождений  полезных ископаемых подземным способом», а так же «Строительные нормы и правила при проведении подземных горных выработок».

  1. Определение размеров и форм поперечного сечения бурового орта.

  Форму поперечного  сечения выбираем в зависимости  от горно-геологических условий, срока  службы и назначения выработки. Исходя из выше перечисленных условий и учитывая типовые проекты, принимаем прямоугольно-сводчатую форму горной выработки. Принимаем основное транспортное средство KSSM-9M, расчет производим по габаритам этой машины.

Габариты KSSM-9M

d – ширина ТС 2480 мм;

                                              h – высота ТС 2480 мм. 
 

    1. Ширина  выработки в свету, Всв, мм

Всв=d+n1+m

где d – ширина ТС, 2480 мм

      m – зазор между стенкой выработки и габаритом подвижного состава, 500мм принимаем с обеих сторон без учета прохода людей.

Всв=2480+2*500=3480 (мм)

    1. Ширина выработки в вчерне Ввч, мм.

      Ввч=Всв+2а

где а – толщина  стенок крепи, 50 мм;

Ввч=3480+100=3580 (мм)

    1. Высота выработки в свету Hсв, мм.

      Hсв=H+h0

где H – высота транспортного средства, 2480 мм;

       h0 – высота свода, 1/3 Всв=1160 мм;

Hсв=2480+1160=3640 (мм). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

    1. Высота  выработки в вчерне, Hвч, мм.

    Hвч=Hсв+hб+а

    где Hсв – высота выработки в свету, 3640 мм;

           а – толщина крепления, 50 мм;

    Hвч=3640+50=3690 (мм).

    Радиусы осевой R мм, боковой дуг: r мм:

    R=0,692*H

    r = 0.262 * H

    Rсв=0,692*3640=2518,88 (мм);

    rсв=0,262*3640=953,68 (мм);

    Rвч=0,692*3690=2553,48 (мм);

    rвч=0,262*3690=966,78 (мм).

    1. Площадь поперечного сечения в свету Sсв, м2.

      Sсв=Всв*(hст+0,26 Всв)

где hст – высота стенки, 2480 мм;

Sсв=3480*(2480+0,26*3480)=11,8 (м2).

    1. Площадь поперечного сечения в вчерне Sвч, м2.

      Sвч=Ввч*( hст+0,26 Ввч)

где hст – высота стенки, 2480 мм;

Sвч=3580*(2480+0,26*3580)=12,2 (м2). 
 
 
 
 
 
 

  1. Выбор крепи  бурового штрека.

       В нетронутом массиве силы, действующие  на породу сверху и с боков, взаимно уравниваются. Однако, в том случае, когда в земной коре проводят горные выработки, равновесно-напряженное состояние породы нарушается. Чтобы предотвратить обрушение горной выработки, применяются особые конструкции, называемые крепью, а процесс возведения их называется креплением. Выбор крепи производится на основании физико-механических свойств и горно-технических параметров пород массива.

    1. Предварительный прогноз устойчивости руд и пород в выработках

    η=(γ*H)/R

     где γ  – плотность породы, т/м3

           H – глубина залегания выработки, м

           R – прочность породы на сжатие, т/м2

    η=2,6*340/2800*0,6=0,52

    η=0,52 – породы слабоустойчивые.

    1. Окончательный прогноз устойчивости пород в выработках.

Исходя из геомеханической, находим

- безразмерный  параметр – 10

- характеристика  трещиноватости – 16

- подземные воды  – 0

- элементы залегания  трещин – 5

- оценка по  форме блока – 8

- по сроку  службы – 2

Сумма баллов составляет – 41.

По классификации  скальных массивов этим баллам соответствует  IVa класс.

Принимаем вид крепи: железобетонные штанги по кровле и бокам, сетка металлическая по кровле и бокам, набрызг бетон по кровле и бокам.

Временная крепь: 1) ж/б штанги постоянной крепи с  отставанием 0,7м от груди забоя; 2) н/бетон слоем 2 см с отставанием 5 м от груди забоя.

Постоянная крепь: ж/б штанги, сетка металлическая  с отставанием 15 м от груди забоя, н/бетон слоем 5 см с отставанием 15 м от груди забоя.

  1. Проведение бурового штрека буровзрывным способом.

     Буровзрывной  способ проходки применяют в  проходках с f>6 при отсутствии опасности разрушения пород, кровли в следствие взрывания шпуровых зарядов. Основными операциями проходческого цикла при применении этого способа является бурение шпуров, заряжание и взрывание зарядов, проветривание, погрузка породы и крепление.

    1. Выбор бурильных машин и определение их производительности.

     Выбор  бурильных машин следует производить  с условием вида выработки  (горизонтальная, наклонная, вертикальная) и горно-геологической характеристикой  пород.

Принимаем бурильную  машину Минибур А210Р. На установке две бурильные машины. Установка самоходная, пневматическая.

Сменная эксплуатационная производительность Qсм м/смену, с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и ремонтные простои по организационным и техническим причинам.

Qсм=Т – (tпз+t'пз+tот+tвв)/(1/(Ко*n*v))+(tман+tох+tк)

где Т – продолжительность  смены, 360 мин

       tпз – общее время подготовительно-заключительных операций, 2,5% т.

       t'пз – время подготовительно-заключительных операций при бурении, 34 мин;

       tот – время на отдых, 36 мин;

       tвв – время технологических перерывов, 43 мин;

       Ко – коэффициент одновременной работы буровых машин, 0,78

       n – число буровых машин;

       v – скорость бурения, 10,78 м/мин;

       tман – время на манипуляции, 0,05;

       tох – время обратного хода, 0,4 мин; 

       tк – время на замену коронок, 0,1 минута на 1 м. 

    Qсм=360-(9+34+36+43)/(1/(10,78*2*0,78))+(0,4+0,5+1)=109,7 (м).

  1. Проектирование взрывных работ.

В качестве используемого  ВВ принимаем относительно не дорогую, имеющую невысокую чувствительность к внешним возбудителям и удовлетворительные взрывные характеристики аммиачно-селитренную взрывчатку – аммонит 6 ЖВ.

  Удельный  расход (у) ВВ принимаем по табличным  данным с учетом поправочного коэффициента.

  у = 2,4*0,8=2,0 кг/м3.

  Длина шпура  Lшп м, определяется по формуле

    Lшп= L/(tр*tс*nсм*nц*η)   

    где L – длина выработки, 60м;

          tр – число рабочих дней в месяце, 25;

          tс – срок проведения выработки, 0,5 месяца;

          nсм – число рабочих смен в сутки, 3;

          nц – число циклов в смену, 1;

          η – коэффициент использования  шпура, 0,85.

    Lшп=60/(25*0,5*3*1*0,85)=2,4 (м)

    Число шпуров в забое N, шп

    N = 1,27*q*Sч/▲*d2*Kз

    где ▲- плотность  взрывчатого вещества в шпуре, кг/м3

           d – диаметр патрона или шпура, м

           Kз – коэффициент заполнения шпура.

    N = 1,27*2,0*12,2/1000*0,0432*0,8=21 шп.

  Окончательно  число шпуров определяем графически.

Общее количество шпуров – 25 из них:

  1. Врубовых – 3;вруб прямой, расстояние между врубовыми шпурами – 500мм;
  2. Отбойных шпуров – 8, расстояние между ними 850мм;
  3. Окантуривающих – 14, расстояние между ними 850мм, между шпурами и контуром выработки – 100мм.

  Расход  ВВ Qкг на продвижение забоя на цикл:

Q = q*Sвч

Q = 2,0*12,2*2,4=58,56 (кг).

  Окончательно  применяем 60 кг взрывчатки аммонит 6 ЖВ.

  Продвигание забоя за взрыв составит:

  Ly = Lшп*0,85

  Ly = 2,4*0,85=2 (м)

  Суммарная длина шпуров:

  Q = 2,4*22+2,6*3=60,6 (м)

  Средняя масса одного заряда на шпур:

  q = Q/N

  q = 60/25

  q = 2,4 (кг)

- масса заряда  во врубовых шпурах:

q в = 2,6*3=7,8 (кг)

- масса заряда  в окантуривающих шпурах:

q = 14*2,4 = 33,6 (кг)

- масса заряда  в отбойных шпурах:

q = 8*2,4 = 19,2 (кг).

  Принимаем способ взрывания при помощи волноводов СНВШ с замедлением согласно контуров.

- врубы с замедлением  – 0

- отбойные шпуры  с замедлением – 20

- окантуривающие  шпуры с замедлением – 40.

    6. Погрузка  породы

  Отгрузка  породы из забоя производится KSSM – 9M:

- грузоподъемность  – 9,6 т;

- емкость ковша  – 4,6 м3

- основные размеры: длина 9600мм; ширина 2480мм; высота 2480мм;

- радиус поворота 6635 мм.

Сменная производительность

Q = (Tсм-tпз-tл)/(tос+tвсп) (tо) (1+Kот) Vk Kз/Kр

где Tсм – продолжительность смены, 360 мин;

       tпз – время на подготовительно-заключительные оперции, 40 мин;

       tл – личное время, 10 мин;

       Kр – коэффициент рыхления, 1,5;

       Kот – коэффициент отдыха, 1,07;

       tвс – время вспомогательных операций, мин.

tос = L/Vn + L/Vp + tn + tp

где L – расстояние транспортировки, 0,6;

      Vp – скорость движения с грузом, 3км/час;

      Vn – скорость движения порожнего, 6км/час;

       tn - время погрузки, 0,7 мин;

       tp – время разгрузки, 0,3 мин; 

tвсп – время на вспомогательные операции, мин;

tос = 0,06 / 6 + 0,06 / 3 + 0,7 + 0,4 = 8 мин/рейс.

Qсм = (360-40-10) / (8+3) * (1+0,07) * 4,6 * 0,75 / 1,5 = 114,6 м3/см

  1. Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние

    Перед допуском людей в выработку, содержание вредных  газов необходимо снизить путем  проветривания не менее чем до 0,008% по объему при пересчетена условный оксид углерода. Расчет проветривания при нагнетательном способе.

    Определяем  количество воздуха (Q3м3/ч) для проветривания горных выработок при проведении взрывных работ

    Q3 = (2.25*S/60*t)* *A*L2/S*P2

    Где  S – площадь сечения, 12,2 м2;

    t – время проветривания, 30 мин;

    K – коэффициент, учитывающий обводненность, 0,6;

    A – количество взрываемого ВВ, 60 кг;

    B – газовость ВВ,60л;

    L – длина выработки, 60м;

    P – коэффициент утечек воздуха, 1,07.

    Qз = 2,25*12,2/60*30* = 0,22м3/ч

    При применении проходческого оборудования Qз м3/ч:

    Qз = 5*N/60

    Qз = 5*100/60=9.2 (м3/ч)

    Проверяем скорость движения воздуха по выработке:

    0,25<9,2/12,2

    0,25<0,75 – удовлетворяет условиям.

    Потребная подача вентилятора Qв:

    Qв = 1,07*9,2 = 9,84(м3/ч)

    Рассчитываем  депрессию трубопровода, Hв (Па)

    Нв = Нс + Нм + Hg

    где Нс – статическое давление;

Нс  = р * R * Q2

Нм = 0.2 Нс

Hg = υ12*γ/2

γ – плотность воздуха, 1,2 кг/м3

υ1 – скорость движения воздуха в трубопроводе;

R – аэродинамическое сопротивление в трубопроводе;

P  = 1,07.

R = 6,5 * 4,5 * 10-5 * 60 / 1,05 = 1,8(с2/м4)

υ т = Q/п γ2

υ т = 9,84/3,14*0,52 = 12,5 (м/с)

Нс = 1,07 * 18 * 9,842  = 186,4 (Па)

Нм = 0,2 * 186,4 = 37,4 (Па)

Hg = 12,52 * 1,2/2 = 94

Нв = 186,4 + 37,4 + 94= 317,8

Согласно расчета, принимаем 1 вентилятор местного проветривания ВМ-12. Который обеспечивает производительность до 20 м3/час и давление 1000 Па. 
 
 
 
 
 

  1. Снабжение сжатым воздухом

    Производительность компрессорной станции рассчитывается на максимальный расход сжатого воздуха.

    Основными потребителями  являются: бурильные машины и другая техника, работающая на этом приводе.

    Расход сжатого  воздуха Q(м3/ч)

    Q = qδ*nδ*kδ*kм

    где qδ – количество воздуха, потребляемое одной машиной, 13м3/мин;

 nδ – количество машин, 2;

  kδ – коэффициент, одновременной работы машины, 0,8;

     kм коэффициент, учитывающий изношенность машины, 1,092.

    Q = 13*2*0,8*1,092 = 22,73(м3/мин)

    Потери сжатием  воздуха в трубопроводе Qn.м3/мин

    Qn = qy*L

    Где qy – утечка воздуха 5;

    L – длина трубопровода, 0,06

    Qn = 5*0,06 = 0,3 (м3/мин)

    Потребное количество воздуха Qп, м3/мин

    Qп = Qδ + Qn

    Qп = 22.73+0.3 = 23.03(м3/мин)

    Диаметр трубы  d, мм.

    d = 3.18 *

    d = 3.18* = 16(мм)

    принимаем трубопровод  d = 50мм. 
     

  1. Охрана  труда и техника безопасности.

    Главная задача организации работ по ОТ горных предприятий состоит в том , чтобы довести до каждого работающего систему мероприятий по ОТ и ТБ, научить их работать в этой системе.

    В состав комплексной  проходческой бригады входят работы: бурение шпуров, ВР, крепление выработок, уборка и погрузка горной массы, вспомогательные работы.

    9,1. Проходчик  комплексной бригады обязан:

    - обезопасить  свое рабочее место, обобрать  имеющиеся заколы в выработке  согласно инструкции для разборщика  заколов;

    - обеспечить  непрерывную работу вентилятора местного проветривания. Отставание сжатого воздуха и воды не более 15м.

    9,2. При бурении  шпуров бурильщик обязан:

    - соблюдать  инструкцию по ТБ;

    - перед началом  работ осмотреть забой на наличие  заколов, обобрать заколы.

    - обмывать  грудь забоя водой;

    - соблюдать  паспорт БВР;

    - бурение шпуров  для ликвидации отказов производить  в присутствии лица технического  надзора.

    9,3. При взрывных  работах взрывник обязан знать  и выполнять требования «ЕПБ  при взрывных работах».

    - при выполнении  ВР иметь при себе наряд-путевку, пропуск на склад ВМ, забойник, свисток, часы;

    - доставку  ВМ к забоям вручную производить  в специальных сумках. При этом  ВВ и детонаторы переносить  в отдельных сумках с соблюдением  установленных норм переноски  ВМ;

    - убедиться  в подготовленности забоя к взрыву (обуренный согласно паспорту БВР);

    - наличие проветривания  забоя;

    - наличие оросителей  для забоя;

    Заряжание производить  после вывода людей и ограждения опасной зоны.

    9,4. Уборка  породы

    - осмотреть  забой на наличие заколов;

    - приступая к уборке породы убедиться что забой проверен на наличие отказавших зарядов;

    - оросить взорванную  горную массу.

    9,5. Крепление  горных выработок.

    - перед началом  работ осмотреть забой на наличие  заколов;

    - опасные участки  закрепить временной крепью, затем постоянной ;

    - соблюдать  правила ТБ. При выполнении любых  горных работ руководствоваться  «ЕПБ при разработке рудных, не  рудных и рассыпных месторождений  подземным способом». 
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     

  1.  Организация  работ и технические показатели.

    При проведении выработок различают два вида горнопроходческих работ: основной и вспомогательный. Проходческий цикл – совокупность процессов необходимых для продвигания выработки на заданную величину за смену. 

    Таблица1.

    № Вид рабочего цикла Объем работ Нормы выработки Трудоемкость чел, смен Число рабочих
    1 Бурение шпуров 60,6 109,7 0,55 2
    2 Заряжание и  взрывные работы 60 342 0,18 1
    3 Уборка породы 24,9 114,6 0,21 1
    4 Крепление ж/б  штангами, шт. и н/бетоном,м2 17шт.

    17м2

    70

    70

    0,41 2
    5 Прочие работы       2
 

    Трудоемкость  работ ti

    ti = Tсм – Ni*a(n*kн)

    где Tcм – продолжительность смены, час.

    kн – коэффициент выполнения норм выработки,1,05

    а – коэффициент  учитывающий затраты времени  на заряжание, взрывание, проветривание.

    a = (7-0.3)/7 = 0.928

- бурение шпуров 

tб = 7*0.55*0.928/2*1.05 = 1,7ч

- заряжание

tз = 7*0,018*0,928/1*1,05 = 1,2ч

- уборка породы

tуб = 7*0.21*0.928/1*1.05 = 1,4ч.

- крепление

tкр = 7*0.41*0.928/2*1.05 = 1.4ч.

время проветривания  tпр = 0.5ч.

время на вспомогательные  работы tвс = 0,8ч

Циклограмма проходки.

№ Наименование  процесса Время процесса Смена, часы
1 2 3 4 5 6 7
1 Уборка породы 1,4              
2 Бурение забоя 1,7              
3 Крепление 1,4              
4 Вспомогательные работы 0,8              
5 Заряжание, взрывание 1,2              
6 Проветривание 0,5              
 

  
 
 
 
 
 
 
 

Проходка бурового штрека