Реферат: Проходка бурового штрека - Refy.ru - Сайт рефератов, докладов, сочинений, дипломных и курсовых работ

Проходка бурового штрека

Рефераты по промышленности и производству » Проходка бурового штрека

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».

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.


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)

Ширина выработки в вчерне Ввч, мм.

Ввч=Всв+2а

где а – толщина стенок крепи, 50 мм;

Ввч=3480+100=3580 (мм)

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).


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).

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).

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).


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.

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.

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.

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.

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).

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:

Врубовых – 3;вруб прямой, расстояние между врубовыми шпурами – 500мм;

Отбойных шпуров – 8, расстояние между ними 850мм;

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

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.


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.


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».


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