Ирина Эланс

Автор который поможет с любыми образовательными и учебными заданиями

Строительство вертикальных выработок. 3

Содержание

	Введение	3
1.	Выбор материала и определение толщины крепи	4
2.	Выбор общей схемы строительства, способа выемки пород, технологической схемы проходки и армирования ствола, комплекса оборудования	9
3.	Сооружение устья ствола и технологического отхода	11
4.	Буровзрывные работы	12
5.	Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние	18
6.	Погрузка породы	26
7.	Проходческий подъем	30
8.	Возведение постоянной крепи	33
9.	Водоотлив	36
10.	Вспомогательные процессы и оборудование	38
11.	Армирование ствола	41
12.	Безопасность работ	45
13.	Организация работ	47
	Список используемой литературы	57

Введение

Современная шахта это – высокомеханизированное и автоматизированное горнодобывающее предприятие со сложным горным хозяйством, требующим постоянно поддержания и воспроизводства. В объеме горнопроходческих работ всего комплекса горных выработок строительство стволов занимает особое значение как для вскрытия месторождения в целом и рабочего горизонта в частности, так и в технологическом процессе добычи полезного ископаемого. Вертикальные стволы шахт являются уникальными инженерными сооружениями по масштабу и сложности решаемых технических задач в период строительства и эксплуатации.

При строительстве и реконструкции горных предприятий выполняются значительные объемы строительно-монтажных работ на поверхности шахты и сооружению капитальных горных выработок. В этом комплексе работ наиболее сложными и трудоемкими являются работы по сооружению вертикальных стволов, на долю которых приходится 20-25% стоимости и 30-50% общей продолжительности строительства.

Особое внимание при проектировании организации строительства угольных шахт и других горнорудных предприятий должно уделяться выбору и конструктивным решениям по применению проходческого оборудования, размещаемому в стволе и на поверхности. После утверждения проектных решений, соответствующей схемы проходки и вида оборудования для проходки ствола ведутся работы по строительству линий электропередач, связи, прокладки трубопроводов, работы по водоподавлению, а также монтаж горнопроходческого оборудования вокруг ствола, над стволом и в стволе. В процессе комплекс этих работ называется оснащением стволов. Оснащение стволов составной частью входит в подготовительный период строительства и является одним из самых ответственных и важных этапов, в значительной степени определяющей успех строительства предприятия в целом.

Выбор материала и определение толщины крепи

Выбор формы сечения стволов обуславливается свойствами пересекаемых пород, сроком службы ствола, свойствами материалов крепи и др. В современном шахтном строительстве нашла основное применение не только в угольной, но также и горнорудной промышленности круглая форма ствола. Криволинейная форма ствола полностью исключена, а прямоугольная почти не применяется.

В соответствии с исходными данными, а также руководствуясь типовыми схемами расположения подъемных сосудов в стволе и размещения элементов армировки, разработанных Южгипрошахтом, и используя сборник типовых сечений вертикальных стволов, принимаем ствол типа 2СУ поперечное сечение которого 6 м (схема поперечного сечения ствола изображена на рисунке 1).

Рисунок 1. – Схема поперечного сечения ствола в процессе эксплуатации

Для определения толщины бетонной крепи ствола по СНиП П-94-80, необходимо определить критерии устойчивости пород стволов С.

где: kr – коэффициент учитывающий взвешенное состояние воды; kr =1;

kсд – коэффициент воздействия на ствол других выработок; kсд = 1

ky – коэффициент воздействия на ствол очистных работ; ky =1

kα – коэффициент влияния угла залегания горных пород;

ki – коэффициент влияния времени эксплуатации выработки; ki =1

Hp – глубина ствола, м;

Rc – расчетное сопротивление горных пород сжатию.

где: R – среднее сопротивление пород сжатию,

для алевролита R = 50 МПа,

для песчаника R = 100МПа,

kc – коэффициент, учитывающий дополнительную нарушенность пород:

для алевролита kc = 0,6,

для песчаника kc = 0,8.

для алевролита:

Rc = 50 · 0.6 = 30 МПа,

для песчаника:

Rc = 100 · 0,8 = 80 МПа.

Для алевролита:

Для песчаника:

По критерию устойчивости песчаник относится ко второй категории пород и толщина бетонной крепи в песчанике согласно таблице 3 СНиП II-94-80 составляет 250 мм.

Алевролит относится к первой категории устойчивости породи толщину бетонной крепи следует устанавливать расчетом согласно требованиям п.3.34(5), но не менее величин указанных в табл. 3 СНиП II-94-80.

Расчет толщины бетонной крепи произвожу по формуле:

где, r0 – радиус выработки в свету, мм;

my = 1,25 – коэффициент условий работы крепи;

mδ2, mδ3, mδ6 – соответственно коэффициенты, учитывающие длительную нагрузку, условия для нарастания прочности и температурные колебания. Для монолитного бетона mδ2 = 1; mδ3 = 0,7..0,95 (учет попеременного замораживания и оттаивания); mδ6 = 0,85 для слоя бетонирования более 1,5 м;

RB – расчетное сопротивление бетона сжатию, кПа. Принять из табл. 5(5) равным 27,5 МПа;

Kp – коэффициент концентрации напряжений в конструкциях крпи равным 1 на протяженных участках ствола;

Р – горизонтальное давление, МПа, определяемое как суммарное от давления Рn пород и подземных Рr. Здесь Рr = 0;

где n=1,3 – коэффициент перезагрузки;

r0 – радиус выработки, м;

mу – коэффициент условий работы, равный для набрызгбетонной

крепи 0,5; для сборной ж. б. 0,75; для монолитной бетонной 0,8;

nн - коэффициент приведения к расчётному (максимальному) давлению при неравномерной эпюре нагрузок, принимаемый по табл. 6 (5). nн=1.75

Pn – нормативное давление на крепь, кПа, определяемое для пород I, II, III категорий устойчивости по формуле:

Pн= 10 * [(2С - 1) + Δ],

где С – критерий устойчивости вертикальных выработок,

Δ – параметр, учитывающий технологию проходческих работ, принимаемый равным: при последовательной и параллельной схемах – нулю; при совмещённой технологической схеме проходки с передвижной опалубкой при С ≤ 6 - Δ = 2 и при 10 ≥ С > 6 - Δ = 3.

Pн = 10 * [(2*5,13 - 1) + 2]=112,6

δnδ – толщина породобетонной оболочки, образующейся за счет проникновения бетона в окружающее нарушение бетона, для данной крепи равно нулю.

Толщина крепи в алевролите δк = 640 мм.

Определяем площадь поперечного сечения ствола вчерне:

где: b – толщина крепи, м.

В песчанике:

В алевролите:

Выбор общей схемы строительства, способа выемки пород, технологической схемы проходки и армирования ствола, комплекса оборудования.

В зависимости от порядка производства основных работ в стволе по выемке пород и возведению крепи принимаю сооружение ствола с совмещенным производством работ по выемке и возведению постоянной крепи вслед за выемкой горной массы.

Совмещенная схема строительства ствола характеризуется частичным совмещением работ по выемке пород и возведению постоянной крепи. Работы производятся в призабойной части ствола, на высоте 3 – 5 м. Временная крепь отсутствует.

Направление выемки породы совпадает с направлением возведения постоянной крепи, обе операции осуществляются сверху вниз. При совмещенной схеме для возведения бетонной крепи применяется передвижная опалубка, которую устанавливают на взорванную от предыдущего цикла породу. Крепь возводят поясами, обычно равным по высоте нисходящем порядке, то есть, сверху вниз, а бетонную смесь в пределах пояса укладывают снизу вверх.

Последовательность работ при совмещенной схеме следующая: в забое ствола производят буровзрывные работы, проветривают, убирают породу на высоту опалубки, опускают и центрируют металлическую опалубку, за которую укладывают бетонную смесь. После укладки бетонной смеси возобновляется уборка породы.

Армирование ствола, навеска проводников, прокладка труб и кабелей, а также оборудование лестничного отделения, осуществляется по такой схеме – армирование осуществляется после окончания работ по выемке породы и возведению постоянной крепи на полную глубину ствола (сооружение ствола с последующим армированием);

Строительство ствола предусматривается с использованием постоянного башенного копра и двух временных проходческих машин МПП-17,5. Проектом предусмотрена работа подъема на глубину 1000 м с бадьей БПС-6,5.

При использовании башенного копра для проходки ствола применяют следующую последовательность работ:

проходят устье ствола и устраивают фундамент копра;

возводят нижнюю часть копра высотой 20 м;
в копре монтируют подшкивные площадки и разгрузочный станок;
монтируют временную подъемную машину;
проходят технологический отход;
монтируют горнопроходческое оборудование в стволе;
одновременно производят проходку ствола и строительство копра;
производят монтаж оборудования постоянного подъема.

Строительство ведется с использованием комплекса оборудования для проходки вертикальных стволов КС-8.

Сооружение устья ствола и технологического отхода.

Устье ствола и технологический отход проходят в подготовительный период при строительстве ствола. Данным проектом предусмотрено строительство устья ствола под башенный копер.

Выемка пород под фундамент копра производится подъемной установкой ПК-1. После сооружения фундамента башенного копра до отметки 36 м монтируют подшкивные площадки, разгрузочный станок и производится проходка технологического отхода с использованием стационарной опалубки и грейферных грузчиков КС-1МА. Далее в стволе монтируется оборудование для проходки ствола комплексом КС-8.

Рисунок 2. – Конструкция крепи устья ствола.

Буровзрывные работы

Расчет параметров БВР необходимо произвести для песчаника с коэффициентом крепости пород f = 10 и для алевролита с коэффициентом крепости пород f = 5.

Песчаник.

Для производства буровзрывных работ по песчанику с f = 10 принимаю ВВ III класса аммонит АП-5ЖВ. В качестве средств взрывания принимаю электродетонаторы короткозамедленного действия ЭДКЗ-ПМ.

Удельный расход ВВ в породах с f = 10 принят qвв = 1,95 кг/м3 аммонит АП-5ЖВ [2].

Принимаю колонковую конструкцию заряда в шпуре с прямым инициированием.

Для бурения шпуров принимаю бурильную установку БУКС-1м, состоящую из четырех бурильных машин, которые оснащаются бурильными головками БГА-1.

Очистка шпуров осуществляется воздушно-водяной струей.

Определяю количество шпуров:

где: kз – коэффициент заполнения шпура;

q – удельный расход ВВ на 1 м3;

Sвч – площадь поперечного сечения выработки вчерне, м2;

Δ – плотность ВВ;

dn – диаметр патрона.

Число шпуров на 1 м3 площади забоя:

Минимально необходимое число шпуров:

где, К = 1,2 – коэффициент учитывающий крепость пород при f=10

Исходя из круглого сечения ствола и угла падения пород, принимаю расположение шпуров по концентрическим окружностям с прямым врубом и буферным шпуром.

Диаметр окружности врубовых шпуров принимаю Дв = 1,8 м.

Диаметр окружности оконтуривающих шпуров составляет:

Дк = Двч - 2с,

где: с – расстояние от контура выработки до окружности расположения оконтуривающих шпуров, с = 0,2 м.

Дк = 6,5– 2·0,2 = 6,1 м.

Максимальное расстояние между окружностями (w) и между шпурами в окружности (а) составляет:

Число окружностей отбойных шпуров:

Конструктивно принято n0 = 2 окружности.

Диаметр окружностей отбойных шпуров:

Длина шпуров:

- отбойных l0 = lзах/η = 3,3/0,85=3,9 м;

- врубовые lв = 1,05 · l0 =1,05·3,9 = 4,1 м;

- оконтуривающие lк = lо – 0,2 = 3,9-0,2=3,7 м.

Распределяем количество шпуров на окружностях:

Минимальное число врубовых шпуров составляет:

шп.

Принимаем N1=7 шп.

Число шпуров на отбойных и оконтуривающих окружностях:

N2 = n01 = (2…2,5) nв ≈ 14 шт.

N3 = nк = (3…3,5) nв ≈ 21 шт.

N4 = n03 = (4…4,5) nв ≈ 28 шт.

Общее количество шпуров с учетом буферного равно:

N=1+N1+ N2+ N3+ N4=1+7+14+21+28=71 шт.

Величина зарядов шпуров.

Расход ВВ на заходку:

Q = q ·Sвч · lср =1,95 · 33,16 · 3,9 = 252,18 кг

Средняя величина заряда на один шпур:

Qшп = Q/Nшп = 252,18/71 =3,55 кг.

Величина заряда буферного шпура:

Qб = (0,3…0,4) Qш = 1,06…1,42 кг; принято Qб = 1,4 кг. Вес патрона ВВ равен 0,4 кг, длина 0,18 м; количество патронов в заряде – 1,4 / 0,4 = 4 шт., длина заряда - 0,18·4 = 0,72 м.

Величина заряда врубового шпура:

Qв = (1,15…1,25) Qш = 4,08…4,43 кг. Принято Qв =4,4 кг. Вес патрона ВВ Ø 0,45 мм равен 0,4 кг, длина - 0,18 м. Количество патронов в заряде – 4,4 / 0,4 = 11 шт., длина заряда - 0,18·11 = 1,98 м; коэффициент заполнения шпура ав=1,98/4,1= 0,48.

Величина заряда отбойного шпура:

Qо = Qш =3,55 кг; принято Qо = 3,6 кг; количество патронов в заряде – 3,6 / 0,4 = 9 шт., длина заряда - 0,18·10= 1,62 м; коэффициент заполнения шпура ао= 1,62/ 3,9 = 0,42.

Величина заряда оконтуривающего шпура:

Qк = (0,8…0,85) Qш =2,84…3,02кг; принято Qк = 3,0 кг; количество патронов в заряде – 3,0/0,4 = 8 шт., длина заряда - 0,18·8= 1,44 м; коэффициент заполнения шпура ак= 1,44 / 3,7 = 0,39.

Фактический расход ВВ на цикл:

Q=Qб+N1Qв+(N2+N3)Qo+N4Qk=1,4+(7·4,4)+(14+21)·3,6+28·3,0=242,2кг

Таблица 1 – Параметры БВР в песчанике

№ шпуров	Длина шпуров, м	Заряд шпура, кг	Угол наклона шпура к пл. забоя, град	Тип электродетонаторов	Коэф. заполнения шпура, а	Длина забойки, м
1	2,8	1,4	90	ЭДКЗ-ОП	1	2,2
2-8	4,1	4,4	90	ЭДКЗ-ОП	0,48	2,5
9-22	3,9	3,6	90	ЭДЗД-0,5	0,42	2,9
23-42	3,9	3,6	90	ЭДЗД-0,75	0,42	2,9
43-71	3,7	3,0	90	ЭДЗД-1	0,39	2,7

Количество шпуров, их расположение и глубина в породах 50 и 100 МПа приняты одинаковыми.

Производство и организация буровзрывных работ.

Бурение шпуров производится после уборки взорванной породы. Для механизации процесса бурения применяю бурильную установку БУКС-1м. Обслуживают установку три человека. Бурение начинают с оконтуривающих шпуров и ведут к центру по кругу ствола, в последнюю очередь буриться вруб.

После полного обуривания забоя ствола приступают к заряжанию шпуров. Патроны-боевики мастер-взрывник изготовляет на поверхности в специальном помещении, расположенном более 50 м от ствола. В забой взрывчатые вещества опускают в бадьях, а патроны-боевики – в сумке, отдельно от взрывчатых средств. В заряжании шпуров принимают участие мастер-взрывник, его помощник и проходчик, имеющий единую книжку взрывника, которые внесены в путевку мастера-взрывника. После заряжания, проходчики убирают оборудование из забоя, поднимают полок на безопасное расстояние. После этого мастер-взрывник соединяет взрывную цепь с магистральною. Перед взрыванием выставляют посты. Затем с поверхности производят взрывание от напряжения 127В или 220В. Перед взрыванием в обязательном порядке открывают ляды.

Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние

Для проветривания забоя ствола принимаю нагнетательный способ проветривания с помощью вентиляторной установки, расположенной на поверхности (не ближе 20 м от устья ствола) и работающей непрерывно. Воздух в забой подается по трубам из жесткого материала, прикрепленным к крепи или подвешенным на канатах. При данной схеме свежий воздух выходит из става вентиляционных труб и поступает в призабойную часть ствола, где интенсивно удаляет вредные газообразные продукты взрывания.

Для снижения утечек воздуха, увеличения срока службы става вентиляционных труб принимаем металлический трубопровод диаметром 1 м. Для снижения объема вспомогательных операций на концевую часть металлического трубопровода присоединяется гибкий трубопровод такого же диаметра длиной 20 м.

Расход воздуха по ядовитым газам ВВ [1]:

где t=30 мин - время проветривания забоя после производства БВР;

A = 335 кг - количество одновременно взрываемого ВВ;

b = 40 л/кг - газовость ВВ;

K0 - коэффициент обводнения ствола, K0 = 0,6 [1, с.64];

H - расчетная глубина ствола, м;

η - коэффициент доставки воздуха.

Для глубоких стволов Н = Нс при Нс ≤ Нк, Н = Нк при Нк < Нс.

Критическая глубина ствола:

где Кт - коэффициент турбулентной диффузии, Кт = f (l’/(1,5dт));

l’ = расстояние от конца трубопровода до забоя, 20 м;

dт = 900 мм - диаметр трубопровода [1, с.63];

Кт = f [(20 / (1,5·0,9))]; Кт = 0,66 [1, с.64];

φ - коэффициент, учитывающий влияние обводненности, глубины ствола и температуры пород в стволе на процесс разбавления ядовитых газов в стволе:

В – показатель степени обводненности пород при притоке воды в ствол 3м3/ч, В = 13 [1, с.65];

tn - естественная температура обнаженных при взрыве пород;

t0 - среднемесячная температура воздуха для июля, 25,70;

где tзп - средняя температура земной поверхности, 100С;

Гс - величина геометрической ступени, 35…50 м / 0С;

Sс - сечение ствола в свету, м2.

Коэффициент доставки воздуха равен:

где Ку - коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости, равный для прокладок из резины 0,0006 [1, с.65];

dт - диаметр трубопровода, 0,9 м;

lт - длина отдельной трубы, 4 м;

Нс - длина става труб, 900 м;

α - коэффициент аэродинамического сопротивления, для металлических труб ø 900 α = 0,00025 [1, с.65];

R - аэродинамическое сопротивление става труб:

Расход воздуха по наибольшему числу людей в забое:

Q = 6·nг = 6·10 = 60 м3 / мин,

где nг - число людей в забое, 10 чел.

Расход воздуха по минимальной скорости воздушной струи:

Q = 60·Vmin·Sc = 60·0,15·28,26= 254,34 м3 / мин,

где Vmin- минимальная скорость движения воздуха, 0,15 м/с [1].

Расход воздуха по тепловому фактору:

Q = 20·Vmin·Sc = 20·0,5·28,26 = 282,6 м3 / мин,

где Vmin - минимальная допустимая скорость движения воздуха в выработке по тепловому фактору, 0,5 м/с.

5. Расход воздуха при пересечении газоносного пласта:

где С ≤ 1 % - максимально допустимое содержание СН4 в исходящей струе;

С0 - содержание метана в поступающей струе, 00;

Jn - газоносность пласта, (м3 / с) [3, с.78].

где Д4 = 6,5 м;

m = 1,0 м - мощность пересекаемого пласта;

х = 3 м3 / т - метаноносность пласта;

q1 = 0,000083…0,000166 м3 / с - газовыделение с 1 м2 стенки ствола;

q2=0, 00066…0,00132 м3 / с - газовыделение на 1 т угля, при х < 16 м3 / т;

принимают большее значение q1 и q2.

Подача вентилятора по максимальной величине Q:

Депрессия вентилятора:

где Σhм - сумма потерь давления на преодоление поворотов трубопровода и других местных сопротивлений,

где δ - угол поворота трубопровода в рад., δ = πδ0 / 180 = π·90/180=1,57;

δ0 - угол поворота трубопровода в град., 900 .

Vср.тр. - скорость движения воздуха в трубопроводе на прямолинейном участке, м / с;

Принимаем по аэродинамическим характеристикам вентилятор ВМЭ-12 [3] который при производительности Qв = 27,44 м3/с имеет статистический напор hв= 4,3 кПа и к.п.д. - 0,7.
Дополнительный вентилятор:

Qв = 282,6/(0,9·60) = 5,23 м3/с;

Vср.тр. = 5,23/0,636 = 8,22 м/с;

hт = 0,35·1,572·8,222 = 58,59 Па;

hв= 1,2 (2,48·5,232+58,59) = 151,71 Па.

Принимаем вентилятор ВМ-6М: (Qв = 5,23 м3/с; hв = 151,71 Па; η = 0,76).

Рисунок 3 – Схема проветривания ствола

Производство и организация работ по проветриванию и приведению забоя в безопасное состояние.

Наращивание вентиляционного става производится с помощью маневрового каната, пропущенного на нулевой раме внутрь става (рис 6). Наращивание труб производится следующим образом. На верхний этаж подвесного полка с поверхности при помощи специального прицепного устройства опускают очередную секцию (или спарку труб). Затем снимают гибкий трубопровод и опускают полок на необходимое расстояние. После этого закрепляют конец маневрового каната вентиляции к специальному прицепному устройству, закрепленному на очередной секции трубопровода. По команде с полка выключается вентиляция. После чего два проходчика на людской спасательной лестнице, закрепившись спасательными поясами, поднимаются до нижнего края става. Туда же подтягивается навешиваемая секция. Устанавливаются прокладки и при помощи болтов секция прикрепляется к ставу. После окончания монтажных работ проходчики опускаются на полок, опускается маневровый канат, присоединяется гибкий трубопровод и включается вентилятор. После взрывания и проветривания ствола лицом технического надзора, мастером-взрывником осматривается полок и забой ствола. Если явных отказов визуально не обнаружено, горный мастер дает разрешение на спуск рабочих и возобновление работ.