Проведение разведочной рассечки

Министерство образования и науки РФ

Технический институт (филиал) федерального государственного автономного образовательного учреждения высшего профессионального образования

"Северо-Восточный федеральный университет имени М.К. Аммосова" в г. Нерюнгри

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

по дисциплине: "Технология проведения горно-разведочных выработок"

тема: "Проведение разведочной рассечки"

г. Нерюнгри, 2011 г.

Задание на курсовое проектирование

Введение

1.       Производственно-техническая часть

1.1 Расчет устойчивости горных пород в подземной горной выработке

.2 Горное давление на крепь горной выработки

.3 Крепление горной выработки

.3.1 Расчет деревянной крепи

.4 Размеры поперечного сечения выработки крепи

.5 Бурение шпуров

.5.1 Расчет производительности (скорости) бурения

.6 Взрывные работы

.6.1 Выбор типа ВВ и диаметра патрона ВВ

.6.2 Выбор способа взрывания и средств инициирования

.7 Расчет основных параметров буровзрывных работ

.7.1 Определение удельного расхода ВВ

.7.2 Определение количества шпуров в забое

.7.3 Определение длины (глубины) шпуров

.7.4 Расположение шпуров в забое

.7.5 Определение числа патронов ВВ

.7.6 Определение массы заряда в шпуре

.8 Проветривание

.9 Водоотлив

.10 Уборка породы

.11 Вспомогательные работы

. Организация работ

. Охрана труда

. Ликвидация горных выработок и охрана природы

Заключение

Список литературы

Задание на курсовое проектирование

№ варианта	1
Форма сечения	Трапециевидная
S сечения (м2) Размеры	Высота 2000 2,0 ш. по низ. 1320 ш. по вер. 900
Глубина (Длина), м	50
Срок службы, лет	3
Наименование пород	Граниты сильно выветрелые
Коэффициент крепости, f	4
Обводненость, м3/час	30
Газобильность, м3/мин	-
Тип выработки	Рассечка

Тип выработки

Рассечка - короткая горизонтальная подземная разведочная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и пройденная в целях разведки месторождения из шурфов, штолен, штреков и восстающих. Рассечки обычно проходят вкрест простирания пород.

Введение

Курсовой проект по курсу "Технология проведения горно-разведочных выработок" предусматривает закрепление, применение и расширение полученных теоретических и практических знаний на лекциях по данному курсу.

Основной задачей при выполнении курсового проекта следует считать усвоение методики расчета основных параметров, приведение геологоразведочных работ при проходке горных выработок.

Целью данного проекта является составление технологического паспорта проведения горизонтальной горной выработки (Рассечка).

Рассечка - короткая горизонтальная подземная разведочная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и пройденная в целях разведки месторождения из шурфов, штолен, штреков и восстающих. Рассечки обычно проходят вкрест простирания пород.

При решении этих вопросов следует иметь в виду, что технико-экономические показатели горнопроходческих работ определяются правильностью выбора и эффективностью использования применяемого горнопроходческого оборудования и конкретных горно-геологических условиях проходки выработок.

1. Производственно-техническая часть

При подземной разработке полезных ископаемых в данном курсовом проекте применяется следующая форма поперечного сечения горной выработки: трапециевидная. Площадь поперечного сечения выработки "в свету" по заданию S_св = 2 м². Площадь поперечного сечения выработки "вчерне" S_вч = 2,9 м², выбрана в соответствии с типовым проектом проведения подземных горно-разведочных выработок [7].

В соответствии с типовым проектом проведения подземных горно-разведочных выработок и расчетами устойчивости горных пород для крепления выработки будет использоваться деревянная крепь.

Способ проведения данной выработки определяется горно-геологическими условиями и производственно-техническими возможностями горного предприятия. Проводят рассечку на крутых (реже на наклонных) пластах, как правило, буровзрывным способом [10]. В курсовом проекте выбран электрический способ взрывания, так как это наиболее распространенный способ он максимально безопасен для взрывного персонала, а принятая схема взрывания не только проста, но и надёжна она легко позволяет проверить правильность коммутации взрывной сети.

Исходя из заданного коэффициента крепости пород f = 4, выбираем вращательный способ бурения шпуров, ручным электросверлом СЭР-19М.

Уборка породы будет осуществляться при помощи скреперной установки так как выработка небольшой протяженности и с небольшой площадью поперечного сечения (менее 5 м²) [9].

Для проветривания наиболее приемлемым будет нагнетательный способ проветривания (выработка не большой протяженности и малого сечения), в качестве оборудования для проветривания вентилятор ВМ-3М.

Водоотлив из выработки осуществляется с помощью водоотливных канавок [1].

1.1 Расчет устойчивости горных пород в подземной горной выработке

Под устойчивостью горных пород понимают их способность сохранять равновесие при обнажении. Устойчивость горной выработки - способность ее сохранять заданные ей размеры и форму в течении всего срока эксплуатации.

Определим запасы прочности в боках n_б и кровле n_к по формулам [2]:

n_б = R_сж / σ_max = σ_сж K_cξ / (K₁γH) ≥ 4 (1.1.1)

n_к = R_р / σ_min = σ_р K_cξ / (K₂λ₁γH) ≥ 4 (1.1.2)

где σ_сж - предел прочности на одноосное сжатие, Па

σ_сж = 100·f = 100·4 = 400 кгс/см³ = 40МПа;

σ_р - предел прочности пород на растяжение, Па

σ_р = 0,1·σ_сж = 0,1·40 = 4 МПа;

K_с - коэффициент структурного ослабления, K_с = 0,3 т.к породы сильно выветрелые [2];

ξ - коэффициент длительной прочности, для гранита ξ = 1÷0,7 принимаем ξ = 0,7 [2];

K₁ и K₂ - коэффициенты концентрации сжимающих и растягивающих напряжений, для Трапециевидной формы сечения выработки они равны K₁ = 2 , K₂ = 1 [2];

γ - удельный вес горных пород, Н/м³, γ = γ_п·g, где ρ - плотность породы для гранита 2660 кг/м³ , g - ускорение свободного падения, g≈10 м/с² , тогда γ =2660·10 = 0,0266 МН/м³;

H - длина выработки, H = 50м;

λ₁ - коэффициент бокового распора, λ₁ = μ / (1- μ) где μ - коэффициент Пуассона, для выветрелых гранитов μ = 0,18÷0,3 принимаем μ =0,25 (по СНиП IV-2-82 сб.29), тогда λ₁ = 0,25/(1-0,25) = 0,333.

Тогда, запасы прочности в боках n_б и кровле n_к по формулам (1.1.1) и (1.1.2) равны:

_б = 40· 0,3· 0,7 / (2· 0,0266· 50) = 3,158 < 4_к = 4· 0,3· 0,7 / (1· 0,333· 0,0266· 50) = 1,897 < 4

Вывод: По условию 1<n<4 кровля и бока относительно устойчивы, но требуется крепь т. к. возможны локальные обвалы [1].

По СНиП II-94-80 оценку устойчивости пород и выбор крепи для горизонтальных и наклонных выработок допускается производить по величине безразмерного показателя, принятого ведомственными нормативными документами [1].

Показатель устойчивости находится по формулам:

Пу = 10ρH / σ_сж = (10·2660·50)/40·10⁶ = 0,033 (1.1.3)

Пу = 10ρH / σ_сж ξ =(10·2660·50)/40·10⁶·0,7 = 0,0475 (1.1.4)

где ρ - плотность породы для гранита 2660 кг/м³;

H - длина выработки, H = 50м;

σ_сж - предел прочности на одноосное сжатие, σ_сж = 40МПа;

Вывод: т. к. показатель устойчивости Пу =0,033 < 0,05 выработку можно считать устойчивой, однако породы склонны к выветриванию (по заданию сильно выветрелые) рекомендуются крепь для предотвращения выпадания отдельных кусков по трещинам[2]. Так как форма сечения трапециевидная рекомендуется применять деревянную крепь [7].

1.2 Горное давление на крепь горной выработки

Расчет горного давления производится с целью определения нагрузок на крепь и расчета ее прочностных размеров.

На основе запаса прочности предложена классификация режимов заданной нагрузки для выбора расчетной схемы горного давления т. к. 1<n<4 нагрузка определяется по формулам нагрузки локального вывала или расчетные нагрузки определяются путем деления нормальных нагрузок, полученных по расчетному методу № 2, на коэффициенты запасов прочности [1].

Рассчитываем нормальные нагрузки по расчетной схеме № 2 [2]:

Высота свода обрушения находится по формуле:

, (1.2.1)

где а - полупролет выработки вчерне по кровле, а = 0,63 м;

h - высота выработки, h = 2м;

α - угол наклона боков, α = 84°;

tgφ - коэффициент внутреннего трения пород,

tgφ = (σ_сж - σ_р)/(σ_сж + σ_р)= = (40 - 4) / (40 + 4) = 0,818;

φ - угол внутреннего трения пород, φ = acrtg(0,818) = 39,29°;

Тогда, высота свода обрушения по формуле (1.2.1) равна:

;

Высота свода возможного обрушения находится по формуле:

; (1.2.2)

Интенсивность давления со стороны кровли находится по формуле:

; (1.2.3)

Интенсивность бокового давления у почвы выработки находится по формуле:

, (1.2.4)

где λ₂ - коэффициент бокового распора для сыпучей среды,

λ₂ = tg²(45°- φ/2) = tg²(45°- 39,29°/2) = 0,225;

Тогда, интенсивность бокового давления у почвы выработки по формуле (1.2.4):

;

Интенсивность бокового давления у кровли находится по формуле:

; (1.2.5)

Боковое давление пород при трапециевидной форме сечения выработки (без поправки на n_б = 3,158) находится по формуле:

,

с учетом поправки на запас прочности пород в боках выработки:

;

Интенсивность нагрузки со стороны кровли и боков может быть использована при расчете крепи.

1.3 Крепление горной выработки

Крепление выработок - процесс возведения горной крепи.

Горная крепь - искусственное сооружение, возводимое в выработках для предотвращения обрушения окружающих пород и сохранения необходимых площадей сечения выработок.

К горной крепи предъявляются следующие основные требования:

1.      необходимо поддерживать выработку в рабочем состоянии в течение всего срока ее службы;

2.      быть простой в изготовлении, экономичной, удобной для транспортирования и возведения;

Исходя из расчета устойчивости горных пород и формы сечения выбираем деревянную крепь с установкой рам вразбежку и затяжкой кровли и боков.

Деревянную крепь применяют в выработках с умеренным горным давлением и сроком службы не более 2-3 лет, а при консервированном лесе - до 5-6 лет. В горизонтальных выработках основным видом крепи является крепежная рама, состоящая из верхняка и двух стоек. Наибольшее распространение имеют рамы трапециевидной формы с углом наклона стоек 80-85°. Рамы устанавливают параллельно друг другу на прямолинейных участках выработки и перпендикулярно к ее продольной оси. При значительном горном давлении рамы устанавливают всплошную, при умеренном - вразбежку на расстоянии 0,5-1 м одну от другой. Замок, соединяющий стойку и верхняк, не имеет жесткости, поэтому в местах соединения раму расклинивают деревянными клиньями.

При креплении вразбежку кровлю выработки затягивают всплошную досками, обаполами или распилом. В боках, в зависимости от устойчивости пород, применяют сплошную затяжку или вразбежку. Пустоты за затяжкой заполняют мелкой породой - забучивают. Для обеспечения податливости крепи в скальных породах конец стойки заостряют "под карандаш" или в виде клина. Под действием горного давления происходит смятие конца стойки и частичное внедрение в породу, которая находится в лунке. Глубина ее должна составлять 10-20 см, чтобы исключить выпирание стойки внутрь выработки при давлении боковых пород.

Места соединения частей крепежной рамы называют замками, которые выполняются в виде врубок. Наибольшее распространение получил вид врубки в лапу. Плоскости врубок должны быть по возможности перпендикулярны к действующим усилиям и плотно соприкасаться друг с другом.

1.3.1 Расчет деревянной крепи

Диаметр верхняка при относительно устойчивой кровле (1<n_к<4) с поправкой на запас прочности пород кровли n_к определяется по формуле [1]:

, (1.3.1)

где а - полупролет выработки вчерне по кровле, а = 0,63 м;

ρ - плотность пород для гранита 2660 кг/м³;

L - расстояние между крепежными рамами, предварительно L = 1 м;

n_п = 1,2 - коэффициент перегрузки;

m = 0,85 - коэффициент условий работы для шахтной крепи;

tgφ - коэффициент внутреннего трения пород, tgφ = 0,818;

R_и - расчетный предел прочности древесины из круглых материалов при изгибе для сосны R_и = 16 МПа;_к - запас прочности в кровле n_к= 1,897;

Тогда, диаметр верхняка по формуле (1.3.1) равен:

;

Однако, паспортами крепления рекомендуется применять диаметр верхняка не менее 16 см и не более 22 см [2,8]. Типовым проектом проведения подземных горно-разведочных выработок рекомендуется диаметр верхняка 14 см для данной выработки [7].

Следуя рекомендациям принимаем диаметр верхняка d = 14 см.

Толщина затяжки из обапол с поправкой на запас прочности рассчитывают по формуле:

; (1.3.2)

Толщина затяжки из досок ;

Прочность стойки от продольного изгиба при сжатии и изгибе проверяют по формуле:

, (1.3.3)

Расчетное осевое усилие определяют по формуле:

, (1.3.4)

где Q - нагрузка со стороны кровли на единицу длины выработки, Q = 30650 Н; n_п = 1,2 - коэффициент перегрузки; L - расстояние между крепежными рамами, L = 1 м; α - угол наклона стоек, α = 84°;

Рассчитываем длину и площадь сечения стойки:

, (1.3.5)

где h = 2,0 м - высота выработки;

; (1.3.6)

Определим радиус инерции для круглого сечения:

; (1.3.7)

Гибкость стойки:

; (1.3.8)

Коэффициент продольного изгиба при λ ≤ 75:

; (1.3.9)

Момент сопротивление

 = 0,1·d³ = 0,1·0,14³ = 0,0002744 м³;

Боковая нагрузка на одну стойку

D = D₁·L= 8,158·1 =8,158 кН;

где D₁ - боковое давление пород, D₁ = 8,158 кН/м

Проверяем прочность стойки по формуле (1.3.3):

Из расчета видно что стойка будет прочной. Окончательно принимаем крепежную раму из леса диаметром 14 см; затяжку из пиломатериалов толщиной 27 мм; рамы устанавливаем вразбежку через 1м.

.4 Размеры поперечного сечения выработки крепи

Они определяются в соответствии с размерами поперечного сечения в свету, типа и размеров крепи. Формы и размеры поперечного сечения выдаются в задании на проектирование.

По заданию форма сечения - трапециевидная.

Площадь поперечного сечения выработки "в свету" - это площадь поперечного сечения, ограниченная внутренним контуром крепи и поверхностью балластного слоя, по заданию Sсв = 2 м².

Площадь поперечного сечения выработки "вчерне" - площадь, ограниченная проектным контуром выработки, Sвч = 2,9 м², выбрана в соответствии с типовым проектом проведения подземных горно-разведочных выработок [7].

Рис. 1. Эскиз поперечного сечения выработки.

1.5 Бурение шпуров

Процесс бурения шпуров в проходческом цикле является одним из основных и определяет технический уровень проведения выработок. Бурение по времени и трудоемкости занимает 25-40% общей продолжительности и трудоемкости цикла горнопроходческих работ.

Различают вращательное, ударно-поворотное и вращательно-ударное бурение. Наиболее производительным является вращательное бурение. Его работа характеризуется меньшими шумом и вибрацией по сравнению с остальными способами, поэтому меньше сказывается на здоровье человека.

Способ бурения выбирается в зависимости от крепости пород и производительности буровых механизмов.

Исходя из заданного коэффициента крепости пород f = 4, выбираем вращательный способ бурения.

Вращательный способ используется в породах до 7 категории по крепости.

По виду энергии буровые машины делятся на электрические, электрогидравлические, пневматические и гидравлические, которые в свою очередь, подразделяются на ручные, колонковые и бурильные установки.

Тип буровой машины и бурового инструмента выбирается исходя из крепости горных пород, вида горной выработки и способа бурения.

В данном курсовом проекте выбрано ручное электрическое сверло СЭР-19М, техническая характеристика приведена в таблице 1.

Ручные электросверла применяют при проходке выработок небольшого сечения в породах крепостью, не превышающих f = 4 по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

Электросверло СЭР-19М состоит из асинхронного электродвигателя со статором и ротором, которые расположены в литом алюминиевом корпусе, промежуточного щитка, передней крышки с двухступенчатым редуктором, шпинделя, камеры с выключателем и крышкой, вентилятора и затыльной крышки с окнами для всасывания воздуха.

Таблица 1 Техническая характеристика ручного электросверла СЭР-19М [6]

Мощность двигателя, кВт	1,2
Напряжение сети, В	127
Частота вращения шпинделя, об/мин	340-700
Крутящий момент на шпинделе, Нм	250, 120
Диаметр шпуров, мм	36-43
Масса, кг	18
Рекомендуемая максимальная крепость по шкале М.М. Протодьяконова	4

Корпус выполнен ребристым для лучшей теплоотдачи. Для этой же цели служит вентилятор. Корпус сверла, камера выключателя с крышкой, промежуточный щиток и устройство ввода кабеля имеют рудничное взрывобезопасное исполнение (РВ). Затыльная крышка защищает вентилятор от ударов и попадания в него кусков породы или угля. Крышка закреплена на корпусе сверла так, что вместе с ребрами последнего образует каналы для прохода охлаждающего воздуха от вентилятора вдоль нагретой поверхности корпуса. В сверле применен однофазный выключатель для включения или выключения цепи дистанционного управления напряжением 36 В.

Инструмент для бурения состоит из штанг, резцов и коронок. Штанги предназначены для работы со съемными коронками и резцами и служат для передачи усилий от машины к породоразрушающему инструменту. Штанги изготавливаются витыми, шестигранными и круглыми. В данном курсовом проекте выбраны витые штанги.

При вращательном бурении по углю и мягким породам с коэффициентом крепости f = 2 - 6 применяются угольно-породные резцы РУ-13М, диаметр резца 41мм [6].

.5.1 Расчет производительности (скорости) бурения

Механическая скорость бурения шпуров для машины вращательного действия определяется из эмпирической формулы:

, м/час, (1.5.1)

где f - крепость горных пород по шкале Протодьяконова, f = 4;

d - средний диаметр шпура, мм, d = 41 мм;

ω - мощность бурильной машины, кВт, ω = 1,2 кВт.

Техническую производительность бурения (в метрах за 1 час машинного времени) принимают равной:

, м/час, (1.5.2)

где t_Б - чистое время бурения шпура длиной 1м, мин,_В - вспомогательное технологическое время, необходимое для бурения шпура длиной 1м, мин,

, мин при нескольких бурильных машинах,

где к₀ - коэффициент одновременности работы бурильных машин; n_Б - число бурильных машин, учитывая нормы размещения проходчиков в забое (1 человек на 2-3 м), так как площадь поперечного сечения вчерне = 2,9 м², то число бурильных машин будет = 1, значит n_Б = 1, к₀ = 0,7);.

Вспомогательное технологическое время:

t_В = t_п + t_х + t_к , мин

где t_м - время, затрачиваемое на установку и перестановку бурильных машин в процессе бурения шпуров, равное 0,25-9,5 мин и отнесенное к 1 м шпура, t_м = 3 мин; t_х - время холостого обратного хода бурильной головки по автоподатчику после окончания бурения шпура, равное 0,05 мин и отнесенное к 1 м шпура; t_к - время на замену коронок (0,1 мин и отнесенное к 1 м шпура), t_к = 0,1 мин.

Окончательная техническая производительность бурильной установки:

, м/час (1.5.3)

Фактическая производительность:

, м/час (1.5.4)

 м/час

Эксплуатационная производительность бурильной установки определяется за общее время работы (обычно в течение смены) с учетом времени на подготовительные и заключительные операции, связанные с бурением, и различного рода простоев по организационным и техническим причинам:

, м/смену (1.5.5)

где T - продолжительность смены, мин, при 6-часовая смена Т=360мин; t_ПЗ - время на подготовительно-заключительные операции (t_ПЗ = 45мин); t_Об - время на обслуживание установки (t_Об = 30мин);

t_л - личное время рабочего (10 мин); 1,07 - коэффициент отдыха

Чистое время бурения определяется по следующей формуле:

, смены (1.5.6)

где l_ш - длина шпура, l_ш = 1,3 м; N - количество шпуров, N = 8 шт;_э - эксплуатационная производительность бурильной установки;

смены

.6 Взрывные работы

.6.1 Выбор типа ВВ и диаметра патрона ВВ

Выбор ВВ производят с учетом газового режима, прочности и водообильности пород.

В горных выработках, не опасных по пыли и газу, применяют непредохранительные ВВ II класса: в крепких и средней крепости породах - аммонит скальный № 1, аммонал скальный № 3, детонит М; в слабых породах - аммонит 6 ЖВ.

В данном курсовом проекте выбрано ВВ: аммонит №6 ЖВ, характеристика ВВ представлена в таблице 2.

В выработках площадью поперечного сечения менее 6 м² следует применять ВВ в патронах диаметром 32-36 мм [6]. Выбираем диаметр патрона ВВ 36мм.

Аммонит №6ЖВ - представляет собой плохо сыпучий, пылящий порошок жёлтого цвета, состоящий из 79% селитры и 21% тротила.

Таблица 2 Характеристика ВВ [3]

Показатели	Аммонит №6 ЖВ
Кислородный баланс, %	-0,53
Теплота взрыва, ккал/кг	1030
Идеальная работа взрыва, ккал/кг	850
Объем газов взрыва, л/кг	893
Плотность ВВ, г/см3	1,0-1,2
Критический диаметр открытого заряда, мм	10-13
Скорость детонации, км/с	3,6-4,8
Работоспособность, см3	360-380
Бризантность, мм	14-16
По условиям применения	II класс
По степени опасности	I класс

Аммонит 6ЖВ предназначен для проведения взрывных работ на открытых поверхностях, в подземных условиях рудников и шахт, не опасных по газу и пыли, при ручном и механизированном способе заряжания сухих и мокрых (обезвоженных) скважин и шпуров.

Относится к ВВ II класса по условиям применения и инициируется от электродетонатора, капсюля-детонатора, детонирующего шнура, цвет гильзы красный.

Выпускается в виде смеси водоустойчивой аммиачной селитры и тротила, и в патронированном виде - в виде патронов диаметром 32 мм, длиной 208-265 мм, массой 200 г.

Аммонит малослеживающийся порошок, обладает высокой водоустойчивостью, детонационной способностью, надежно детонирует от капсюля детонатора №8.

Масса нетто порошкообразного ВВ в мешке не более 40 кг. Масса нетто патронированного ВВ в ящике из гофрокартона не более 25 кг, в древесноволокнистом или дощатом ящике не более 40 кг. Гарантийный срок хранения 12 месяцев с даты изготовления. При упаковке непатронированного аммонита в сдвоенные бумажные мешки - 6 месяцев с даты изготовления.

горный порода выработка буровзрывной

1.6.2 Выбор способа взрывания и средств инициирования

Существующие способы взрывания

Совокупность принадлежностей для инициирования зарядов промышленных ВВ называется средствами взрывания.

В зависимости от способа возбуждения взрыва детонатора различают:

огневое взрывание зарядов, когда детонатор взрывается от луча огня огнепроводного шнура;

электрическое, когда детонатор взрывается от горящего электровоспламенителя;

электроогневое, когда детонатор взрывается от пламени огнепроводного шнура, подожженного электровоспламенителем.

Средства огневого взрывания: капсюли-детонаторы, огнепроводный шнур, средства зажигания огнепроводного шнура.

Средства электрического взрывания: электродетонаторы, провода, источники тока и контрольно-измерительная аппаратура.

Средства электроогневого взрывания: капсюли-детонаторы, огнепроводной шнур, электрозажигательные стаканчики.

Средства взрывания с помощью детонирующего шнура: детонирующий шнур и средства огневого, электроогневого или электрического взрывания.

Огневой способ наиболее простой в исполнении и дешевый. Недостатками являются относительная опасность (нахождение взрывника непосредственно на месте производства взрыва), невозможность проверки качества подготовки взрыва, затрудненность взрывания групп зарядов. Не исключен преждевременный подбой одного заряда другим. По требованиям техники безопасности огневой способ нельзя применять в вертикальных и крутонаклонных горных выработках и в любых выработках опасных по газу и пыли, по нефтепродуктам.

Электрический способ не имеет ограничений, самый безопасный, количество подрываемых зарядов не ограничено. Кроме того, преимущества состоят в отсутствии вредных газов, выделяемых при горении ОШ, в производстве взрыва с любого расстояния, в обеспечении одновременного взрывания зарядов, а также с интервалами по сериям и т.д.

Недостатки данного способа взрывания заключаются в сложности подготовки электросетей, сращивания проводов, в опасности при ликвидации отказавших зарядов и взрыва от блуждающих токов, высокой стоимости средств взрывания, требует применения специального оборудования и расчета сопротивления и тока цепи.

Детонирующий способ не получил широкого распространения при ведении горных работ, но его можно применять в принципе в любых условиях (для выработок опасных по газу и пыли применяются специальные - предохранительные детонирующие шнуры).

Обоснование выбранного способа взрывания

Для производства взрывных работ принимаем электрический способ взрывания с последовательным соединением электродетонаторов.

Принятый способ взрывания максимально безопасен для взрывного персонала, а принятая схема взрывания не только проста, но и надёжна т.к. легко позволяет проверить правильность коммутации взрывной сети.

В системах электрического инициирования энергия от внешнего источника электрического тока передается к электродетонаторам (зарядам ВВ) по электровзрывным сетям. Основными элементами электрического взрывания являются электродетонаторы.

Электродетонатор (рис. 2.) - это капсюль-детонатор с закрепленным в нем электровоспламенителем.

Рис. 2. Электродетонаторы мгновенного - ЭД (а), короткозамедленного - ЭДКЗ (б) и замедленного ЭДЗД (в) действия: 1 - пробка; 2 - зажигательная головка; 3 - корпус (гильза); 4 - втулка (чашечка); 5 - воспламеняющая смесь; 6 - замедляющий состав; 7 -первичный заряд ВВ; 8 - вторичный заряд ВВ

Электродетонаторы различают:

• по виду заряда инициирующего ВВ, который в нем находится (гремучертутно-тетриловый и азидо-тетриловый);

• по времени срабатывания (мгновенного, рис. 2. ,а, короткозамедленного, рис. 2,б, и замедленного действия, рис. 2,в);

• по конструктивному оформлению и по назначению (общего назначения, для сейсморазведки, обработки металлов, для торпедирования нефтяных скважин и др.);

• по условиям применения (непредохранительные и предохранительные - для шахт, опасных по взрыву газа или пыли);

• по чувствительности к блуждающим токам (нормальной, пониженной и очень низкой чувствительности или грозоустойчивые).

В качестве средств взрывания будем применять электродетонатор мгновенного действия марки ЭД-8-Э с эластичным креплением мостика, техническая характеристика приведена в таблице 3.

Таблица 3 Техническая характеристика Электродетонатора [3]

Тип	ЭД-8-Э (ГОСТ 9089-63)
Наружный диаметр, мм	7,2
Длина, мм	50-60
Время срабатывания при мгновенном взрывании при использовании в качестве нулевой ступени при к.з.в.	2-10 2-16
Сопротивление, Ом	1,6-4,2
Максимальный безопасный ток, А	0,18
Импульс воспламенения, A2·мс min max	0,6 2-2,5

В качестве соединительных проводов применяем одножильные провода ВП-1, а в качестве магистральных принимаем двужильные провода марки ВП-2, техническая характеристика приведена в таблице 4.

Таблица 4 Техническая характеристика проводов для монтажа взрывной сети [ГОСТ 6285-74]

Марка провода	ВП-1	ВП-2
Число жил	1	2
Номинальный диаметр жилы,мм	0,5	0,7
Номинальная толщина изоляции, мм	0,35	0,6
Максимальный наружный диаметр, мм	1,4	4,4
Тип изоляции	поливинилхлоридная
Сопротивление 1 м жилы, Ом	0,1	0,04
Расчетная масса 1 км провода, кг	11,8

В качестве источника тока для инициирования электродетонатора применяем конденсаторный взрывной прибор КВП-1/100М, техническая характеристика приведена в таблице 5. Конденсаторный взрывной прибор КВП-1/100м. Предназначен для взрывания не более 100 электродетонаторов, соединённых последовательно, при общем сопротивлении взрывной цепи не более 320 Ом. Имеет взрывобезопасное исполнение.

Рис. 3. Конденсаторный взрывной прибор КВП-1/100м: а - внешний вид; б - электрическая схема; 1 - съемный взрывной ключ; 2 - гнездо взрывного ключа; 3 - линейные зажимы

Принцип действия прибора (рис. 3, б) следующий. При повороте ключа влево в положение "Заряд" переключатель П ставится в положение 5-6 и батарея Б соединяется с преобразователем ПП постоянного тока в переменный. Генерируемый переменный ток через повышающий трансформатор Тр и схему удвоения напряжения тока, состоящую из двух селеновых выпрямителей ВС и конденсатора удвоения напряжения С2 (ёмкость 0,05 мкФ), идёт на конденсатор-накопитель С2 (ёмкость 10 мкФ). При достижении на последнем напряжения 600 В срабатывает разрядник Л, подавая на базу триода положительный импульс (3 А2·мс), срывающий генерацию тока. Благодаря этому напряжение на конденсаторе-накопителе стабилизируется. Одновременно загорается неоновая лампочка НЛ, сигнализирующая о готовности прибора к подаче тока во взрывную сеть. При повороте ключа вправо в положение "Взрыв" переключатель ПП занимает на 2...4 мс положение 3-4, при котором конденсатор-накопитель включается во взрывную цепь (зажимы КЛ), а затем автоматически переходит в положение 1-2, при котором конденсатор-накопитель замыкается на разрядное сопротивление R5 (1 кОм), снимающее остаточный заряд.

Источник питания прибора - батарея из трёх элементов "Сатурн". При напряжении питания 4,8 В напряжение, стабилизируемое на конденсаторе-накопителе, не превысит 650 В, при 3,2 В - 600 В. Неоновая лампочка загорается при напряжении на конденсаторе-накопителе 590...620 В. Продолжительность заряжания прибора до 8 с, масса 2 кг.

Таблица 5 Техническая характеристика прибора КВП-1/100М [3]

Показатели	КВП-1/100М
Напряжение на конденсаторе-накопителе, В	600
Допустимое сопротивление взрывной сети (при последовательном соединении) для ЭД нормальной чувствительности, Ом	320
Допустимое число ЭД нормальной чувствительности с медными проводами	100
Основные размеры прибора, мм	152х122х100
Исполнение	РВ (рудничное взрывобезопасное)
Масса прибора, кг	2

Расчет электровзрывной сети

Длину соединительных проводов принимаем равной 20 метров. Сопротивление соединительного провода мы можем найти по следующей формуле:

R_c = ρ·2·l_с, Ом (1.6.1)

где ρ - сопротивление 1 м жилы, ρ = 0,1 Ом

l_с - длина соединительных проводов, l_с= 20 м;

R_c = ρ·2·l_с = 0,1·20·2 = 4 Ом

Длину магистрального провода (с учётом запаса на катушке) принимаем равной 150 м. Сопротивление магистрального провода мы можем найти по следующей формуле:

R_м = ρ·2·l_м, Ом (1.6.2)

где ρ - сопротивление 1 м жилы, ρ = 0,04 Ом

l_м - длина магистральных проводов, l_с= 150 м;

R_м = ρ·2·l_с = 0,04·150·2 = 12 Ом

Общее сопротивление электропроводной сети определим по формуле:

R₀ = r·N + R_c + R_м , Ом (1.6.3)

где r - сопротивление одного электродетонатора, r = 4 Ом;

N - количество шпуров, N = 8 шт;

R₀ = r·N + R_c + R_м = 4·8 + 4 + 12 = 48 Ом

Определим силу тока в цепи по формуле:

I = U / R₀ , А (1.6.4)

где U - напряжение на конденсаторе-накопителе, U = 600 В;₀ - общее сопротивление электропроводной сети, R₀ = 48 Ом;

= U / R₀ = 600 / 48 = 12,5 А

Через каждый электродетонатор будет проходить ток силой i = I = 12,5 A. Эта сила тока значительно больше гарантийной силы i_г = 1А (менее 100 ЭД при постоянном токе). Поэтому взрывание зарядов будет безотказным.

1.7 Расчет основных параметров буровзрывных работ

.7.1 Определение удельного расхода ВВ

Удельный расход ВВ зависит от крепости пород, степени зажима породы (числа обнаженных плоскостей), мощности ВВ, условий взрывания.

Удельный расход ВВ чаще всего определяется по формулам проф. Протодьяконова М.М. и Покровского Н.М.

Формула Протодьяконова М.М.:

, (1.7.1)

где f - крепость пород по Протодьяконову, f = 4;

S - площадь поперечного сечения выработки, м², S = 2,9 м² ;

Р - работоспособность применяемого ВВ (аммонит №6ЖВ), P = 360 см³;

- коэффициент работоспособности ВВ,

Формула Протодьяконова М.М. с поправкой В.И. Богомолова:

, (1.7.2)

где е - коэффициент работоспособности ВВ, по отношению к эталонному ВВ, аммонит №6ЖВ, определяется по формуле:

где Р_эт - работоспособность эталонного ВВ, Р_эт = 360см³;

Формула Покровского Н.М.:

, (1.7.3)

где К₁ - коэффициент взрываемости породы, К1=0,1·f = 0,1·4 = 0,4;

В₁ - коэффициент структуры породы, В₁ изменяется от 0,8 до 2, меньшие значения характерны для мелкослоистых и мягких пород, В₁ = 0,85;

V₁ - коэффициент зажима, учитывающий глубину шпуров и сечение выработки:

;

e - коэффициент работоспособности ВВ,

После расчета q по формулам (1.7.1, 1.7.2, 1.7.3) определяется средняя величина q_ср, которая сравнивается с табличным значением q_таб [2],

из-за незначительного расхождения ( до 10%) q_ср и q_таб , для дальнейших расчетов принемается величина удельного расхода ВВ q_ср = 1,51.

1.7.2 Определение количества шпуров в забое

Общее число шпуров определяем из формулы:

, (1.7.4)

где q - удельный расход ВВ, q = 1,51;

S - площадь поперечного сечения выработки, S = 2,9 м²;

- плотность ВВ в патронах, = 1 кг/см³ = 1000 кг/м³;

К_зап - максимальный коэффициент заполнения шпуров по длине, т.е. коэффициент заряжания, К_зап = 0,505;_n - диаметр патрона, d_n = 36мм = 0,036 м;

 - (киш) коэффициент использования шпура, 

Количество шпуров можно определить по формуле, предложенной М.А. Мачайченковым:

, (1.7.5)

где S - площадь сечения выработки в проходке, S = 2,9 м²;

q - удельный расход ВВ, q = 1,51;

К_п - поправочный коэффициент, зависящий от крепости пород и площади сечения, К_п = 1,85;

К_д - коэффициент, учитывающий изменение величин в зависимости от диаметра патронов ВВ, К_д = 1.

Хорошее приближение к данным практики дает формула М.М. Протодъяконова с поправкой Г.Г. Мухтарова:

, (1.7.6)

где S_в - площадь сечения выработки вчерне , S_в = 2,9 м²;

К - коэффициент, учитывающий трещиноватость пород, K = 0,65;

Рогинским В.М. предложено определять число шпуров для горизонтальных разведочных выработок по эмпирической формуле:

, (1.7.7)

где S - площадь сечения выработки в проходке, S = 2,9 м²;- крепость пород по Протодьяконову, f = 4;

После расчета по приведенным формулам (1.7.4, 1.7.5, 1.7.6, 1.7.7) необходимо определить среднее количество шпуров и сравнить полученный результат с табличными данными [2].

т. к. различие составляет более 10%, принимается результат, близкий к табличному, полученный при расчете по одной из формул, N = 8 шт.

1.7.3 Определение длины (глубины) шпуров

Длина шпуров при проходке выработки может быть определена исходя из сроков проведения выработки:

, (1.7.8)

где L - длина выработки, L = 50 м;

t_р - число рабочих дней в месяце = 25;

t_с - нормативный срок проведения выработки, мес,

t_c = L/V_нор = 50/70=0,714 мес;

V_нор - нормативные скорости проведения выработки, V_нор= 70 м/мес;

n_см - число рабочих смен в сутки, n_см = 3;

n_ц - число циклов в смену, n_ц = 1;

 - (киш) коэффициент использования шпура, = 0,95;

Для ориентировочных расчетов и для определения глубины шпура пользуются приближенной формулой:

, (1.7.9)

где B - ширина горной выработки, (для выработок трапециевидной формы принимается среднее значение ширины) B = 1,11м,

В ориентировочных расчетах для выражения ограниченной площади поперечного сечения оценку глубины шпуров можно произвести по формуле при прямых врубах:

, (1.7.10)

После расчета l_ш по приведенным формулам (1.7.8, 1.7.9, 1.7.10) определяют l_ср и сравнивают с табличными значениями l_таб [2], после сравнения принемают наиболее близкое значение к l_таб

Наиболее близкий к табличному вариант l_ш = 1,3 м;

Общая длина всех шпуров на выработку за цикл: l_обш = N·l_ш = 8·1,3 = 10,4м.

1.7.4 Расположение шпуров в забое

Для отрыва породы на заданную глубину в забое выработки бурится комплект шпуров, состоящий из врубовых, вспомогательных, отбойных и оконтуривающих шпуров для размещения в них зарядов ВВ.

Врубовые шпуры служат для образования вруба (полости), т. е. для образования дополнительной открытой поверхности, облегчающей работу других шпуров.

Вспомогательные шпуры служат для расширения полости, образованной врубовыми шпурами до необходимых размеров.

Отбойные шпуры предназначены для отбойки породы в направлении дополнительно открытой поверхности, образованной врубовыми и вспомогательными шпурами.

Оконтуривающие шпуры - это отбойные шпуры, расположенные по контуру выработки.

Число оконтуривающих шпуров можно определить по формуле:

, (1.7.11)

где n₀ - число шпуров на 1 метр периметра выработки, n₀ = 0,75 шт;

S - площадь сечения выработки, S = 2,9 м²;

;

Таким образом, общее число врубовых и отбойных шпуров определяется так:

, (1.7.12)

Число врубовых шпуров принимается в зависимости от принятой схемы врубов, следовательно, число отбойных:

, (1.7.13)

В данном курсовом проекте выбран призматический вруб.

Призматический вруб применяется в породах крепких и средней крепости или при наличии прослойки более мягкой породы в выработках любой площади сечения. [10]

Число врубовых шпуров принимаем N_вр = 3 шт. Отбойных шпуров нет.

1.7.5 Определение числа патронов ВВ

Число патронов ВВ определяется по формуле:

, (1.7.14)

где а - коэффициент заполнения шпура, a = 0,35;

l_ш - длина шпура, l_ш = 1,3 м;

l_п - длина патрона ВВ, l_п = 0,22 м;

Общее количество патронов на выработку за цикл: n_об = n·N = 2·8 = 16 шт.

1.7.6 Определение массы заряда в шпуре

Масса заряда в шпуре может быть найдена из выражения:

, (1.7.15)

где М_п - масса патрона ВВ, М_п = 0,25 кг;- число патронов ВВ, n = 2 шт;

Общий расход ВВ на цикл:

, (1.7.16)

где М_п - масса патрона ВВ, М_п = 0,25 кг;- число патронов ВВ, n = 2 шт;- количество шпуров, N = 8 шт;

Таблица 6 Сводная таблица всех показателей БВР по проекту

Показатели	Значения
Тип выработки	Рассечка
Длина выработки, м	50
Тип пересекаемых пород	Граниты сильн. вывет.
Крепость пород, f	4
Форма поперечного сечения	Трапециевидная
Площадь поперечного сечения "в свету", м2 Площадь поперечного сечения "вчерне", м2	2 2,9
Ширина, мм	900 1320
Высота, мм	2000
Срок службы, лет	3
Обводненность м3/час	30
Способ бурения	Вращательный
Буровое оборудование	Электросверло СЭР-19М
Буровой инструмент	Резец РУ-13М, витые штанги
Диаметр бурения, мм	41
Техническая производительность, м/час	18,011
Фактическая производительность, м/час	12,608
Эксплуатационная производительность, м/смену	82,551
Чистое время бурения, смены	0,126
Продолжительность смены, мин	360
Тип промышленного ВВ	Аммонит №6 ЖВ
Работоспособность применяемого ВВ, см3	360
Диаметр патрона ВВ, мм	36
Длина патрона ВВ, мм	220
Удельный расход ВВ	1,51
Количество шпуров в забое, шт	8
Длина шпуров, м	1,3
Общая длина шпуров, м	10,4
Число оконтуривающих шпуров, шт	5
Общее число врубовых и отбойных шпуров, шт	3
Тип вруба	призматический
Способ заряжания шпуров	ручной
Число патронов ВВ в одном шпуре	2
Масса заряда ВВ в одном шпуре, кг	0,5
Общая масса заряда в шпурах за один цикл взрывания, кг	4
Способ взрывания	Электрический
Тип электродетонаторов	ЭД-8-Э
Расход электродетонаторов на цикл, шт	8
Провода для монтажа электровзрывной сети соединительные магистральные	ВП-1 ВП-2
Источник тока для инициирования ЭД	КВП-1/100М

1.8 Проветривание

Выбор схемы проветривания:

Основной задачей проветривания тупиковых выработок является поддерживание установленных Правилами безопасности параметров рудничной атмосферы. Исходя из горнотехнических и горно-геологических условий данной выработки, наиболее приемлемым будет является нагнетательный способ проветривания (выработка не большой протяженности и малого сечения). При этом способе проветривания свежий воздух подается вентилятором по трубопроводу, прокладываемого по всей выработке, а загрязненный воздух вытесняется непосредственно по выработке. Нагнетательный вентилятор устанавливается на расстояние не менее 10 м от устья проветриваемой выработки. Количество воздуха необходимого для проветривания выработки при проходке по обводненным породам, по формуле В.И. Воронина при нагнетательном способе:

для материала прорезиненная ткань:

, (1.8.1)

где t - продолжительность проветривания (t = 15÷30), t = 30 мин;

A - масса ВВ, взрываемого в одном цикле проходки; A = 4 кг;

S - площадь поперечного сечения в свету, S = 2 м²;

L - длина проветриваемой выработки, L = 50 м;

в_ф - фактическая газовость ВВ (40÷100л/кг), в_ф = 40 л/кг;

ψ - коэффициент обводненности выработки (ψ = 0,3÷0,8 большие значения для слабообводненных выработок), ψ=0,7;

К_у - коэффициент утечек воздуха через не плотность в трубопроводе, К_у = 1,15;

м³/мин

Подача воздуха с учетом пылевого фактора определятся по формуле:

Q₃ = 0,35·60·S = 0,35·60·2 = 42 м³/мин

Таким образом, для дальнейших расчётов принимаем количество воздуха на забой Q₃ = 42 м³/мин

Выбор типа и диаметра вентиляционного трубопровода

Тип вентиляционных труб должен соответствовать площади поперечного сечения и длине выработки. Диаметр вентиляционных труб выбирается из расчёта, чтобы скорость движения воздушной струи по трубопроводу не превышала 20 м/с. Для нагнетательного вентилятора принимаем гибкие вентиляционные трубы. Их главное достоинство - небольшая масса и невысокое аэродинамическое сопротивление.

Принимаем для нагнетательного вентилятора трубы из прорезиненной ткани (тип МУ) диаметром 300 мм, техническая характеристика приведена в таблице 7. У гибкого трубопровода в один из швов вмонтированы специальные крючки, с помощью которых он подвешивается к протянутому вдоль выработки тросу.

Таблица 7 Техническая характеристика гибких труб из прорезиненной ткани[1]

Диаметр, м	0,3
Тип	МУ
Тканевая основа	Чефер
Покрытие двустороннее	негорючей резиной
Средняя масса звена (кг) при его длине 20 м	24,3
Коэффициент аэродинамического сопротивления, Нс2/м4	0,0020

Скорость движения воздуха в трубопроводе:

, м/с (1.8.2)

где Q_з - количество воздуха необходимого для проветривания выработки, Q_з = 42 м³/мин = 0,7 м³/с;

d_тр - диаметр труб, d_тр = 0,3 м;

м/с

Скорость движения воздуха по трубопроводам удовлетворяет требованиям безопасности V_тр ≤ 20 м/с

Для стыковки гибких труб друг с другом в их концы вмонтированы стальные разрезные пружинящие кольца. Для соединения соседних звеньев пружинное кольцо одного звена сжимают и вводят внутрь другого. При включении вентилятора стык самоуплотняется.

Расчет параметров вентиляционной сети

Расчет депрессии

Под депрессией вентиляционного трубопровода понимают потери напора. Общая депрессия, которую должен преодолеть вентилятор, состоит из трех слагаемых:

h_тр = h_ст + h_м + h_д, Па (1.8.3)

где h_ст - статическая депрессия; h_м - депрессия за счет преодоления местных сопротивлений; h_д - динамическая депрессия.

Статическая депрессия рассчитывается по формуле

h_ст = RQ², (Па) (1.8.4)

где R - аэродинамическое сопротивление трубопровода;

Q - расчетный расход воздуха.

, м³/c (1.8.5)

где Q_з - количество воздуха необходимого для проветривания выработки, Q_з = 42 м³/мин = 0,7 м³/с;

k_y - коэффициент воздухопроницаемости трубопровода, k_y = 1,15;

, м³/c

Для труб круглого поперечного сечения, аэродинамическое сопротивление трубопровода равно

R = 6,5aL/d⁵, (1.8.6)

где d - диаметр трубопровода, d = 0,3 м; а - коэффициент аэродинамического сопротивления, а = 0,0020 Н·с²/м⁴; L - длина трубопровода, L = 50м.

R = 6,5·0,0020·50/0,3⁵ = 267,49 Н·с²/м⁸

Тогда, статическая депрессия по формуле (1.8.4) равна

h_ст = 267,49·0,751² = 150,73 Па

Депрессия на преодоление местных сопротивлений в гибком трубопроводе зависит от степени турбулентности воздушного потока и количества стыков между отдельными звеньями:

, Па (1.8.7)

где n - число стыков по всей длине трубопровода; ζ - коэффициент местного сопротивления одного стыка; v_тр - скорость движения воздуха в трубопроводе; р - плотность воздуха, кг/м³ (ρ = 1,22 кг/м³).

Приближённо депрессия на преодоление местных сопротивлений в гибком трубопроводе может приниматься равной 20% от статической депрессии:

Па

Динамическая депрессия рассчитывается по формуле:

h_д = v_тр² ρ/2, Па (1.8.8)

h_д = 9,908² ·1,22 /2 = 59,883 Па

Тогда, общая депрессия, которую должен преодолеть вентилятор по формуле (1.8.3) равна

h_тр = 150,73 + 30,146 + 59,883 = 240,759 Па

Необходимая производительность вентиляторов

Производительность вентиляторов определяем с учётом количества воздуха, необходимого для проветривания выработок, и коэффициента воздухопроницаемости.

Q = k_у·Q₃ = 1,15·42 = 48,3 м³/мин

где К_у - коэффициент утечек воздуха через не плотность в трубопроводе, К_у = 1,15; Q₃ - количество воздуха необходимого для проветривания выработки, Q_з = 42 м³/мин;

По максимальному расходу воздуха и суммарной депрессии трубопровода выбираем 1 вентилятор ВМ-3М, техническая характеристика приведена в таблице 8.

Таблица 8 Техническая характеристика вентилятора ВМ-3М [1]

Наименование	Вентилятор ВМ3-3М
Диаметр рабочего колеса, мм	300
Подача, м3/мин минимальная максимальная	42 100
Давление, Па минимальное максимальное	400 1000
Мощность электродвигателя, кВт	2,2
Масса, кг	45
Частота вращения рабочего колеса, мин-1	2900
Габариты, мм длина ширина высота	560 450 450

Рис. 4. Схема проветривания выработки нагнетательным способом:

- вентилятор; 2 - вентиляционный трубопровод

1.9 Водоотлив

Водоотлив из горизонтальных выработок осуществляется с помощью водоотливных канавок (рис. 5.) [1]. Для обеспечения движения воды по канавкам самотеком (а также для улучшения условий транспортирования грузов) почве выработки придается продольный уклон от 0,002 до 0,005. Для стока воды в канавку почва должна иметь также поперечный уклон не менее 0,002.

Рис. 5. Схема водоотливной канавки:

- шпала; 2 - балластный слой; 3 - трап; 4 - бок выработки

В общем случае площадь поперечного сечения канавки (м2) определяется по формуле:

S = Q / (υ·k) = 0,008 / (0,5·0,75) = 0,022 м²

где Q - приток воды по всей выработке, м3/с, Q = 30 м³/час = 0,008 м3/с; υ - средняя скорость движения воды в канавке (при уклоне 0,003 υ = 0,5 м/с); k = 0,75 - коэффициент, учитывающий допускаемый уровень воды в канавке.

При площади сечения канавки около 0,05 м2 она обеспечивает водоотлив при водопритоке до 60 - 70 м3/ч.

В процессе проведения штолен и других выработок из них на отметки выше устья штольни вода по канавке вытекает непосредственно на поверхность, а при проведении других выработок она стекает по канавкам горизонтальных выработок к водосборнику шурфа или ствола, откуда откачивается насосами на поверхность.

1.10 Уборка породы

При проведении выработок небольшой протяженности и с небольшой площадью поперечного сечения (менее 5 м²) для уборки породы применяют скреперные установки. [9]

Скреперная установка состоит из скреперной лебедки, скрепера, канатов, концевого и поддерживающих блоков, скреперного полка.

Скреперная установка устанавливается в нише по другую сторону штрека напротив рассечки. Состав порожних вагонеток устанавливается на рельсовом пути откаточной выработки. Порода через полок загружается в вагонетки.

Рис. 6. Схема скреперной уборки горной массы в рассечках через полок в вагонетки: а - неподвижный полок; б - шарнирно-откидывающийся полок; 1 - лебедка; 2 - скрепер; 3 - полок; 4 - люк; 5 - вагонетка; 6 - шарнир; 7 - брусья

Для скреперования породы будет применяется односекционный жесткий гребковый скрепер СГ-0,1, техническая характеристика которого приведена в таблице 9.

Таблица 9 Техническая характеристика односекционного жесткого гребкового скрепера [5]

Расчетная вместимость, м3	0,1
Габариты, мм ширина длина высота	710 950 400
Масса, кг	160

Скреперная лебедка предназначена для перемещения скрепера с горной массой по горизонтальным и наклонным горным выработкам.

В курсовом проекте будет применяться двухбарабанная скреперная лебедка 10ЛС-2С, техническая характеристика приведена в таблице 10.

Таблица 10 Техническая характеристика скреперной лебедки [5]

Тип	10ЛС-2С
Тяговое усилие, кН	10
Скорость движения каната, м/с рабочего хода холостого хода	1,08 1,48
Диаметр каната, мм	11,5 ; 9,9
Вместимость барабана, м	45 ; 60
Мощность двигателя, кВт	10
Масса, кг	470

Техническая производительность скреперной установки при при предварительном оттаскивании породы от забоя:

, (1.10.1)

где V_с - вместимость скрепера, V_с = 0,1 м³;

К_з.с - коэффициент заполнения скрепера (К_з.с = 0,7÷0,8), К_з.с =0,7;

γ - плотность доставляемой горной массы, 2,66 т/м³;

L - длина скреперования, L = 50 м;

v_р.х - скорость рабочего хода скрепера, v_р.х = 1,08 м/с;

v_х.х - скорость холостого хода скрепера, v_х.х = 1,48 м/с;

t - продолжительность загрузки и разгрузки скрепера с учетом пауз на переключение хода, t = 15÷20, t = 20с.

Сменная эксплуатационная производительность равна:

где V_в - объем заполняемой вагонетки, V_в = 1,0м³;

Z - число вагонов в составе, Z = 10;

t_см - длительность смены, t_см = 6 ч;

k_и = 0,6 - коэффициент использования скреперной установки в течении смены; V_с - вместимость скрепера, V_с = 0,1 м³;

L - длина скреперования, L = 50 м;

v_р.х - скорость рабочего хода скрепера, v_р.х = 1,08 м/с;

v_х.х - скорость холостого хода скрепера, v_х.х = 1,48 м/с;

t - продолжительность загрузки и разгрузки скрепера с учетом пауз на переключение хода, t = 15÷20, t = 20с.

Расчет максимального тягового усиления на барабане скреперной лебедки:

F = g·k·(m_п+m_с)·f_т (1.10.2)

где g - ускорение свободного падения, g = 9,81 м/с;

k - коэффициент добавочных сопротивлений (k = 1,35÷1,45), k = 1,35;

m_п - масса породы, перемещаемой скрепером, кг:

m_п = V_c·ρ·K_з.с = 0,1·2660·0,7 = 186,2 кг

где V_с - вместимость скрепера, V_с = 0,1 м³;

ρ = 2660 кг/м3 - плотность породы;

К_з.с - коэффициент заполнения скрепера (К_з.с = 0,7÷0,8), К_з.с =0,7;_с - масса скрепера, m_с = 160 кг;

f_т - суммарный коэффициент трения породы, скрепера и канатов о породу (f_т = 0,6÷0,8), f_т = 0,8;

F = g·k·(m_п+m_с)·f_т = 9,81·1,35·(186,2+160)·0,8 = 3,668 кН;

Расчет мощности привода лебедки:

, (1.10.3)

где F - тяговое усилие на барабане лебедки, F = 3,668·10³ Н; V_к - средняя скорость навивки каната на барабан, V_к = 1,08 м/с; η = 0,8 - КПД лебедки.

Проверка разрывного усилия каната по максимальному тяговому усилию:

F_раз = F·m = 3,668·10³ ·4 = 14,67·10³ Н,

где m = 3-4 - запас прочности каната, m = 4 (Гробчак)

Исходя из величины разрывного усилия выбираем канат диаметром 9,9 мм.

По тяговому усилию на рабочем барабане (3,668кН), мощности электродвигателя лебёдки (4,952 кВт), канатоёмкости рабочего барабана (60 м) для каната диаметром 9,9 мм видно что лебёдка (10ЛС-2С) выбрана правильно.

Для направления движения и поддержания канатов используются скреперные блоки БС - 20, техническая характеристика приведена в таблице 11.

Таблица 11 Техническая характеристика скреперного блока[5]

Тип	БС-20
Диаметр ролика, мм	200
Максимальный диаметр каната, мм	12,5
Тяговое усилие на крюке, кН	30
Габариты, мм длина ширина высота	500 280 140
Масса блока, кг	18

Откатка породы и транспортирование грузов

Выберем оборудование для погрузки и транспортировки породы. На сопряжении рассечки со штреком будет установлен полок. Через полок скреперуемая порода попадает сразу в вагонетки.

В геологоразведке вагонетки применяются в основном двух типов: опрокидные (ВО и УВО) или неопрокидные - глухие (ВГ, УВГ). Характеризуются вагонетки вместимостью и грузоподъемностью. Вагонетки с опрокидным кузовом предназначены для транспортирования по горизонтальным выработкам с выходом на поверхность (в штольнях) или на подэтажах - с выгрузкой породы в рудоспуск. Вагонетки типа ВГ (УВГ) с глухим неопрокидным кузовом предназначены для эксплуатации в выработках, пройденных из стволов разведочных шахт. Они могут применяться и в выработках с выходом на поверхность, но тогда требуется оборудовать отвал опрокидывателем вагонеток.

Для погрузки породы принимаем вагонетки ВГ-1,0, техническая характеристика приведена в таблице 12.

Таблица 12 Техническая характеристика вагонетки ВГ-1,0 [8]

Типоразмер вагонетки	ВГ-1,0
Вместимость кузова, м3	1,0
Грузоподъемность, т	1,8
Длина по буферам, мм	1500
Ширина кузова, мм	850
Высота от головки рельсов, мм	1300
Жесткая база, мм	500
Диаметр колеса, мм	300
Высота от головки рельса до оси сцепки, мм	320
Ширина колеи, мм	600
Масса, кг	500

Откатка отбитой горной породы и транспортирование грузов в геологоразведочной практике в подавляющем большинстве случаев осуществляется при помощи рельсового транспорта. При этом исключительное распространение получили два типоразмера аккумуляторных электровозов: АК-2У и 4,5АРП-2М. Электровоз АК-2У рекомендуется использовать при ограниченной длине откатки, а 4,5АРП-2М - на разведочных горизонтах с протяженными направлениями откатки и большими объемами проведения подземных разведочных выработок.

Для откатки породы принимаем аккумуляторный электровоз 4,5АРП2М, техническая характеристика приведена в таблице 13.

Таблица 13 Техническая характеристика аккумуляторного электровоза 4,5АРП2М[8]

Сцепной вес, Н	45000
Тяговый двигатель: тип напряжение, В мощность одного двигателя, кВт число двигателей	ЭДР-7 80 6 2
Тяговое усилие, Н при часовом режиме при длительном режиме	7500 2100
Скорость движения, км/ч при часовом режиме при длительном режиме	6,44 10,2
Аккумуляторная батарея: тип электрический заряд, Кл·104	66ТЖН-350-45 108
Жесткая база, мм	900
Клиренс, мм	95
Размеры, мм: длина ширина высота	3300 1000 1350
Ширина колеи, мм	600
Минимальный радиус вписывания, мм	900
Масса, кг	4500

В рассечке рельсовые пути не прокладываем, т.к. выработка проходится при помощи скреперной установки.

Рельсовые пути уложены по откаточной выработке (по штреку).

Тип рельса определяется округлённой до целого значения массой 1 м рельса. Промышленностью выпускаются рельсы с массой от 8 до 75 кг. Для откатки вагонеток вместимостью до 2 м3 применяются рельсы типа Р18 или Р24. В нашем случае мы будем применять рельсы Р24, техническая характеристика приведена в таблице 14.

Таблица 14 Техническая характеристика рельсов Р24 [9]

Масса 1 м, кг	24,14
Площадь поперечного сечения рельса, см2	32,7
Нормальная длина, м	8
Высота, мм	107

Друг с другом рельсы соединяют накладками с болтами или сваркой. Сваривают рельсы на путях со сроком службы не менее 5 лет. Рельсы укладывают на шпалы через прокладки, чем обеспечивается увеличение опорной поверхности рельсов. В нашем случае мы будем применять деревянные шпалы, сосновые, пропитанные антисептиком - фтористым натрием или хлористым цинком. Расстояние между осями шпал при электровозной откатке должно быть не более 0,7 м.

Балластный слой обеспечивает равномерную передачу нагрузки на нижнее основание, сглаживает неровности почвы выработки, динамические нагрузки на колёса и рельсы. Материалом для балласта служит щебень крепких и средней крепости пород с крупностью кусков 20 - 70 мм. Толщина балластного слоя под шпалой - не менее 100 мм, пространство между шпалами засыпают балластом на 2/3 толщины шпалы.

Расчет откатки породы [2]

Максимальная сила тяги электровоза не может быть больше силы сцепления ведущих колес с рельсами (Н):

, (1.10.4)

где P_сц - сцепной вес электровоза, P_сц = 45 кН;

M - масса электровоза, приходящаяся на ведущие оси, M = 4500 кг;

g - ускорение свободного падения, g = 9,81 м/с²;

ψ - коэффициент сцепления колес с рельсами, ψ = 0,24 [2];

Допустимый вес груженого состава определяется из условия сцепления колес с рельсами, по нагреванию двигателей, по условию торможения на среднем уровне. По наименьшему из трех получаемых значений рассчитывают число вагонеток в составе.

Вес груженного состава из условия сцепления колес с рельсами (кН):

 (1.10.5)

где P_сц - сцепной вес электровоза, P_сц = 45 кН;

n - число вагонеток;

G - вес груза в вагонетке, кН;

G₀ - вес порожней вагонетки, кН;

а - ускорение при трогании, a_min = 0,03 м/с²;

ψ - коэффициент сцепления колес с рельсами, ψ = 0,24 [2];

ω_гр - удельное сопротивление движению, ω_гр = 8 Н/кН [2];

i_с - сопротивление движению за счет уклона, i_с = 5Н/кН;

Тогда, вес груженного состава из условия сцепления колес с рельсами по формуле (1.10.5) равен:

Вес груженого состава (кН), исходя из условия нагревания двигателей (по длительной силе тяги):

, (1.10.6)

где F_дл - сила тяги электровоза при длительном режиме работы, F_дл =2,1кН;

μ - коэффициент, учитывающий дополнительный нагрев двигателей при выполнении маневров, принимаем равный 1,4 при длине откатки 1км[2];

τ - относительная продолжительность движения:

 (1.10.7)

Продолжительность движения (мин):

Т_дв = 2L/(60·0,75v_дл) = 2·1000 / (60·0,75·2,83) = 15,705 мин,

где L - расстояние откатки, L =1000м; 0,75 - коэффициент, учитывающий уменьшение скорости на закруглениях пути, при трогании, торможении и т. д.; v_дл - скорость при длительном режиме работы электровоза, v_дл = 10,2км/ч = 2,83 м/с;

Продолжительность манёвров электровоза у мест погрузки и разгрузки: Т_ман ≈ 15мин [2].

Вес груженного состава по условию торможения на среднем уклоне (кН):

где Р_т - тормозной вес электровоза, принимается равным сцепному весу, Р_т = 45 кН;

а_т - замедление при торможении, м/с²:

м/с² , (1.10.8)

где v_т - скорость поезда в момент торможения, принимается равной v_т = v_дл = 2,83 м/с; В соответствии с ПБ тормозной путь на преобладающем уклоне при перевозке грузов Lт = 40м. Коэффициент сцепления ψ в данном случае принимается равным 0,17.

По наименьшему весу груженого состава определяется число вагонеток:

, (1.10.9)

Вес породы в вагонетке G (кН) определяется по формуле:

, (1.10.10)

где k_н - коэффициент наполнения вагонеток, равный 0,9;

ρ_н - насыпная плотность содержимого вагонетки, ρ_н = ρ /K_р = 2660/1,5= 1602 кг/м³, где ρ - плотность породы для гранита 2660 кг/м³, K_р = 1,66;

V - вместимость вагонетки, V = 1,0 м³ ;

G₀ - вес порожней вагонетки, G₀ = 5 кН;

Принимается 10 вагонов состава.

Число рейсов электровоза, необходимое для откатки всей породы в одном цикле проходки выработки:

, (1.10.11)

где η_в - коэффициент использования сечения выработки (η_в = 1,05÷1,08), η_в = 1,08; S_в - площадь сечения выработки вчерне , S_в = 2,9 м²; L_ц = η·l_шп = 0,95·1,3 = 1,235 - продвижение забоя за цикл; K_р - коэффициент разрыхления пород, равный K_р = 1,5÷2 [инет].

Сила тяги в период установившегося движения (кН) :

для груженого состава:

; (1.10.12)

для порожнего состава:

; (1.10.13)

Сила тяги, приходящаяся на один двигатель:

; (1.10.14)

; (1.10.15)

где n_дв - число двигателей на электровозе, n_дв = 2.

Время движения груженного и порожнего состава (мин):

Т_{дв. гр} = L/(60·0,75v_гр) = 1000/(60·0,75·2,83) = 7,852 мин;

Т_{дв. пор} = L/(60·0,75v_пор) = 1000/(60·0,75·2,83) = 12,422 мин,

Продолжительность рейса:

Тр = Тгр + Тпор + Тман = 7,852+12,422+15 = 35,275 мин.

Требования Правил безопасности при откатке по рельсовым путям. При механизированной откатке по рельсовым путям на прямолинейных участках зазоры между наиболее выступающей частью подвижного состава и крепью (боком) выработки или размещенным в выработке оборудованием и трубопроводами должны быть с одной стороны не менее 0,7 м (для свободного прохода людей), а с другой - не менее 0,25 м.

Вагонетки, оставленные на рельсовых путях, должны быть заторможены стопорными башмаками. Постановку сошедших с рельсов вагонеток, электровозов и другого оборудования необходимо производить с помощью домкратов и самоставов.

Не допускается сцепка и расцепка вагонеток на ходу.

Эксплуатация электровозов должна осуществляться в строгом соответствий с Правилами безопасности и инструкцией по уходу и эксплуатации завода-изготовителя.

.11 Вспомогательные работы

В соответствии с требованиями правил безопасности необходимо обеспечить освещение подземной горной выработки и забоя, а также обеспечить каждого рабочего индивидуальными осветительными приборами.

Хорошая освещенность выработки повышает комфортность условий, безопасность и производительность труда. Минимальная освещенность плоскости забоя должна быть не менее 10 лк, а на почве - 15 лк. Такая освещенность обеспечивается светильниками во взрывобезопасном исполнении мощностью 100 Вт, установленными через 4-6 м, и светильниками бурильных установок, погрузочных машин.

Все проходчики снабжаются индивидуальными аккумуляторными светильниками со световым потоком не менее 30 лм. Применяемые осветительные приборы делятся на две основные группы: приборы ближнего действия - светильники; приборы дальнего действия - прожекторы.

В зависимости от рода источника энергии рудничные светильников делятся на:

сетевые (присоединяемые к электрической сети);

ручные аккумуляторные (питаемые от переносного аккумулятора).

Рудничные светильники выпускаются в исполнениях РП и РВ. Светильники в исполнении РП при разрушении защитного стекла лампы не исключают полностью возможность взрыва метановоздушной смеси, поэтому их применяют в шахтах, не опасных по газу и пыли, или в шахтах I и II категорий по газу или пыли, на свежей струе воздуха.

В курсовом проекте выбираем светильники рудничные РП-100М (рис. 7.), техническая характеристика которых приведена в таблице 15.

Таблица 15 Технические данные светильника [6]

Показатели	Светильник РП-100М
Исполнение	РП
Лампа	ЛН
Напряжение, В	127
Мощность, Вт	100
Световой КПД	0,6
Масса, кг	5

Конструкция светильника РП-100М с лампой накаливания приведена на рис. 6. Корпус светильника выполнен из алюминиевого сплава, имеет два кабельных ввода, рассчитанных на гибкий кабель диаметром до 24 мм. Внутри корпуса имеется прилив с заземляющим зажимом, предназначенным для подсоединения заземляющей жилы кабеля. Панель патрона выполнена из асбодина и крепится к корпусу. В патрон вставляется лампа и удерживается гребенчатым контактом. Внутри патрона имеется взрывозащитная камера. На панели патрона есть клеммные зажимы для подсоединения жил кабеля. Герметичность светильника обеспечивается уплотнительными прокладками.

Рис. 7. Светильник РП-100М: 1;18 - зажимы жил кабеля; 2 - устройство для подвески; 3 - крышка; 4;16 - уплотнительные прокладки; 5 - корпус; 6 - скоба; 7 - болт для крепления кабеля; 8 - резиновое кольцо; 9 - болт крепления фланца; 10 - панель патрона; 11 - винт крепления патрона к корпусу; 12 - контакт; 13 - лампа накаливания; 14 - защитная решетка; 15 - контакт подвижный; 17 - фланец; 19 - заглушка; 20 - нажимной фланец

Допускаемое напряжение для питания стационарных светильников в подземных выработках - 127 В.

Для питания осветительных установок применяется осветительный трансформатор типа ТСШ-2,5/0,5, который присоединяется к сети при помощи магнитного пускателя и реле утечки УАКИ-127.

В качестве индивидуальных осветительных приборов применяются шахтные головные аккумуляторные светильники, которые рассчитаны на нормальное непрерывное горение в течение не менее чем 10ч. Каждый аккумуляторный светильник имеет номер и закрепляется за определенным рабочим.

Прокладка трубопроводов и кабелей

Трубопроводы, прокладываемые в нашей выработке, предназначены для обеспечения вентиляции, подачи в забой сжатого воздуха, воды, по силовым кабелям подаётся напряжение для питания горнопроходческого оборудования, с помощью слаботочных кабелей обеспечивается связь с забоем выработки и сигнализация при возникновении аварийной ситуации.

Кабели связи и сигнализации прокладываются по стороне выработки, свободной от силовых кабелей. Кабели всех видов подвешиваются выше габарита подвижного состава.

Трубопроводы сжатого воздуха и воды прокладываются по выработке у одного из боков. Вентиляционный трубопровод подвешивается на тросу натянутого вдоль борта выработки, с противоположной стороны от свободного прохода , на высоте выше габарита подвижного состава.

2. Организация работ

График организации работ можно рассчитать двумя путями:

) по трудоемкости операции цикла, определенной по корреляционным зависимостям, полученным в результате статистической обработки фактических данных

) по нормативной трудоемкости операции проходческого цикла (предпочтительно при расчете геолого-разведочных выработок):

а) трудоемкость работ проходческого цикла с использованием БВР определяется как сумма трудоемкостей следующих отдельных операций:

g = g_Б + g_ВЗР + g_П + g_КР + g_ВСП, (2.1)

где g_Б, g_ВЗР, g_П, g_КР, g_ВСП, - соответственно трудоемкости на бурение, заряжание и взрывание, погрузки, крепления и вспомогательных операций.

Трудоемкость непосредственно бурения определяется по технической производительности бурильной головки:

g'_Б=N_Б/Р_Б(тех) =1/0,248 = 4,037 чел.-мин/м , (2.2)

где N_Б - число бурильщиков, N_Б = 1чел.

Р_Б(тех) - техническая производительность одной бурголовки, шпур/мин,

Для различных бурустановок Р_Б(тех) определяется по различным формулам:

Для ручных сверл:

Р_Б(тех) = a · (b / f - c) · k = 0,78·(1,65 / 4 - 0,1) · 1,018 = 0,248 шпур/мин, (2.3)

где a = 0,78; b = 1,65; c = 0,1 [11];

ƒ - коэффициент крепости Г.П. по шкале М.М. Протодьяконова, ƒ = 4;

, (2.4)

Где l_шп - длина шпура, l_шп = 1,3 м;

При заданной V_мес ориентировочно вычисляют длительность цикла:

Т_ц= Т_см · в · m · l_ц/ V_мес = 6·25·4·1,235 / 100 = 7,4 (2.5)

Т_см - длительность рабочей смены, Т_см = 6 ч;

в - число рабочих дней в месяце, в= 25 дн.,

m - число рабочих смен в сутки, m = 4;

l_ц - продвигания забоя за цикл, l_ц = 1,235 м

V_мес - месячная скорость проходки наклонных и горизонтальных выработок для различных типов проходки (V_мес = 85÷110 м/мес), V_мес = 100 м/мес .

Трудоемкость сборки забоя с разметкой шпуров g₂ ^Б, смены буровых коронок и штанг g₃ ^Б, раскайловки и очистки почвы для бурения нижних шпуров g₅ ^Б определяется по формуле:

, (2.6)

где коэффициенты берем из таблицы 16

Таблица 16 Значения коэффициентов а, в, с, d [11]

Средство бурения	а	в	с	d
Сборка забоя с разметкой шпуров
Ручное сверло	0,084	0,11	0,464	0,011
Смена буровых коронок и штанг
Ручное сверло	0,075	0,173	0,478	0,049
Раскайловка и очистка почвы
Ручное сверло	0,150	0,475	2,272	0,052

Расчет по формуле 2.6:

₁ ^Б = 20,9, g₄ ^Б = 0,255, g₆ ^Б = 0,05, g₇ ^Б = 10 -

соответственно трудоемкости подготовительно-заключительной операции, перехода от шпура к шпуру, чистки шпуров, устройства и разборки подмостей [11].

Определим трудоемкость бурения (g_Б) которая складывается из ряда трудоемкостей по этой операции:

g_Б = g'_Б +g₁ ^Б +g₂ ^Б +g₃ ^Б +g₄ ^Б +g₅ ^Б +g₆ ^Б + g₇ ^Б = = 4,037+20,9+0,18+0,215+0,255+1,559+0,05+10 = 37,196;

Число проходчиков в смену можно определить по формуле:

; (2.7)

Трудоемкость заряжания и взрывания шпуров определяется по формуле:

; (2.8)

Трудоемкость погрузки породы определяется как сумма трудоемкостей отдельных операций:

g_П = g'_П +g₁ ^П + g₂ ^П +.......+ g₅ ^П , (2.9)

где g'П , g1 ^П , g2 ^П ....... g5 ^П , - трудоемкость соответственно чистой погрузки, подготовительно - заключительных операций, сборки забоя, крапление временной крепью, зачистки почвы, раскайловки крупных кусков породы.

Трудоемкость непосредственно погрузки (чел.мин/м3) вычисляется по технической производительности погрузочных машин:

g'_п = N_п /Р_Б(тех) =1/6,698 = 0,149 чел.-мин/м³ ,

где N_п - число прохочиков на погрузке, N_п = 1чел.

Р_Б(тех) - техническая производительность скреперной установки (м³/ч):

Техническая производительность скреперной установки:

, (2.10)

Где V_с - вместимость скрепера, V_с = 0,1 м³;

К_з.с - коэффициент заполнения скрепера (К_з.с = 0,7÷0,8), К_з.с =0,7;

γ - плотность доставляемой горной массы, 2,66 т/м³;

L - длина скреперования, L = 50 м;

v_р.х - скорость рабочего хода скрепера, v_р.х = 1,08 м/с;

v_х.х - скорость холостого хода скрепера, v_х.х = 1,48 м/с;

t - продолжительность загрузки и разгрузки скрепера с учетом пауз на переключение хода, t = 15÷20, t = 20с.

Трудоемкость работ, выполняемых вручную:

-       подготовительно-заключительной:

g₁ ^П = 8 чел. мин/цикл;

-       сборки забоя:

; (2.11)

-       установки предохранительной крепи:

; (2.12)

-       раскайловка крупных кусков породы

Тогда, трудоемкость погрузки породы по формуле (2.9):

g_П = g'_П +g₁ ^П + g₂ ^П +g₃ ^П ++ g₄ ^П = 0,149+8+2,087+5,623+0,613 = 16,473

Трудоемкость крепления деревянной крепи (чел.мин/раму):

= l_шп·η·H_кр / l₀ = 1,3·0,95·1,4/1 = 103,74 чел.мин/раму [1],

где l_шп - длина шпура, l_шп = 1,35 м; η - КИШ, η = 0,95.

H_кр- норма времени из сборника ЕНВ, H_кр = 1,4 чел.час = 84 чел.мин;₀ - расстояние между рамами, l₀ = 1 м.

Трудоемкость вспомогательных работ (чел.-мин/м):

g ^вс = g₁ ^вс + g₂ ^вс =14+7,8 = 21,77 чел.-мин/м (2.13)

проведение канавки без крепления g₁ ^вс = 14,

наращивание ставов труб вентиляции и воды g₂ ^вс = 7,8.

Тогда, общая трудоемкость работ проходческого циклапо формуле (2.1):

g = g_Б + g_ВЗР + g_П + g_КР + g_ВСП = 37,196 + 2,61 + 16,473 + 103,74 + 21,77 = = 181,79

Продолжительность каждой операции с учетом затрат времени на отдых и личные надобности по формуле:

, мин (2.14)

где μ - коэффициент, учитывающий затраты времени на отдых и личные надобности, 1,15;

N_прох - число проходчиков на операции, 1 чел.

Продолжительность бурения , мин

Продолжительность уборки

Продолжительность крепления

Продолжительность вспом. операций

3. Охрана труда

.1 Техника безопасности

Основным документом по технике безопасности для горняков являются Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом, требования которых сводятся к следующему: поступая на шахту, рабочий проходит предварительное обучение по технике безопасности в течение 10 дней и сдает экзамен. К работе допускаются лица только после инструктажа по технике безопасности, проводимого на рабочем месте. Инструктаж проводят не реже двух раз в год. На шахте ведут строгий учет всех спустившихся в шахту и вышедших из нее. Учет осуществляют по индивидуальным светильникам и табельным номерам, если табельный номер не возвращен через два часа после окончания смены, руководство должно выяснить причины задержки и при необходимости принять соответствующие меры. Всех рабочих необходимо ознакомить с главными и запасными выходами из шахты на поверхность и путями прохода к ним от рабочих мест, а также с правилами личного поведения во время различных аварий.

Запрещается допуск к работе и пребывание на территории шахты лиц в нетрезвом состоянии.

Рабочие, виновные в невыполнении требований безопасности, в зависимости от характера нарушений и от тяжести их последствий, несут ответственность в дисциплинарном или судебном порядке.

Движение людей по выработке разрешено только по свободному проходу с одной из ее сторон. Запрещается касаться контактного провода, кабелей и электрооборудования, заходить в машинные камеры и подземные электроподстанции.

Запрещено заходить в закрытые для доступа выработки. В отдаленные от основных рабочих мест забои или выработки нужно посылать не менее двух опытных рабочих.

Каждый рабочий, придя на рабочее место обязан, прежде всего, удостовериться в безопасном состоянии забоя, кровли и боков выработки, крепи, действия вентиляции, проверить исправность инструментов, механизмов и оборудования. Перед началом работы необходимо проверить устойчивость кровли и боков выработки посредством осмотра и простукивания. При наличии признаков отслоения кусков руды или породы необходимо обобрать их из безопасного места с прочного настила специальным инструментом, а при необходимости установить дополнительную крепь. Если в забое обнаруживают признаки само обрушения, надо немедленно выйти из него и оградить забой для предупреждения входа в него людей.

К управлению забойным оборудованием допускают только специально обученных людей, имеющих удостоверение на право работы на данном оборудовании.

Действующие выпускные отверстия должны быть заполнены рудой, а недействующие закрыты перемычками. Доступ в отработанные очистные камеры запрещен. Во время работы погрузочных или погрузочно-транспортных машин запрещено находиться в забое, у рабочего органа, на скреперной дорожке, а также загружать ковш, бункер или конвейер вручную.

По окончании смены рабочие обязаны предупредить рабочих последующей смены о возможных опасностях в забоях.

Персонал, допущенный к обслуживанию электроустановок, должен быть специально обучен. Проверку знаний рабочих правил технической эксплуатации установок проводят не реже одного раза в год.

Запрещается обслуживание электроустановок без защитных средств (перчаток и т. п.); ремонт электрооборудования и электрических сетей под напряжением; оставление под напряжением неиспользуемых электрических сетей (кроме резервных); обшивка кабелей деревом; эксплуатация неисправного электрооборудования и кабелей; ремонт сетей и электрооборудования людьми, не связанными с работой на этом оборудовании.

Загоревшееся электрооборудование и кабели ни в коем случае нельзя тушить водой. Для этой цели необходимо использовать песок или инертную пыль.

При ведении буровзрывных работ, ВВ и СИ должны храниться в специальных помещениях (подземных или поверхностных складах), их переноску осуществляет мастер взрывник или его помощник; заряжание и взрывание осуществляет, маcтер взрывник.

3.2 Производственная санитария

Важнейшими мерами, обеспечивающими благоприятные условия для работы горнорабочих, являются нормы для предельно допустимых концентраций в шахтной атмосфере вредных газов и пыли, а также должно быть ограничение предельных температур в рабочих забоях от +2 до +26°С. Снижение концентрации газов и пыли, а также изменение температуры достигается увеличением количества воздуха, подаваемого в забои, его охлаждением или подогревом. Кроме того, каждый рабочий бесплатно обеспечивается индивидуальными средствами защиты - каской, спецодеждой, обувью и т. п. Для борьбы с воздействием на человека шума и вибрации не допускают согласно ПБ эксплуатацию оборудования без устройств или с неисправными устройствами для снижения интенсивности шума и вибрации. При высоком уровне шума рабочие должны применять антифоны или вкладыши.

Не допускается эксплуатация машин с двигателями внутреннего сгорания без эффективных нейтрализаторов выхлопных газов. Для защиты от пыли, помимо обще принятых мер борьбы с запыленностью, применяют индивидуальные меры защиты - респираторы и защитные очки. Во избежание отравления и желудочных заболеваний запрещено использовать для питья шахтную воду. Все рабочие должны обеспечиваться свежей водой для питья.

Рабочих необходимо обучить приемам оказания первой медицинской помощи и снабдить их индивидуальными перевязочными пакетами в прочной водонепроницаемой оболочке. Во всех цехах на поверхности, в околоствольном дворе и в камерах вблизи забоев должны быть аптечки для оказания первой помощи. Для доставки пострадавших или внезапно заболевших на работе в лечебное учреждение с пункта первой медицинской помощи на каждой шахте должны быть санитарный автомобиль, а также специальные перевязочные средства, использование которых для иных целей запрещается.

Все рабочие должны систематически, не реже одного раза в год, проходить медицинское освидетельствование с обязательной рентгенографией грудной клетки. Лица, у которых при этом обнаружено заболевание, препятствующее их использованию на выполняемой работе, должны незамедлительно переводиться на другую работу в соответствии с заключением врачебной комиссии.

4. Ликвидация горных выработок и охрана природы

Разведочные канавы после завершения в них работ по геологической документации и отбора проб подлежат ликвидации - полной засыпке.

Неглубокие шурфы при ликвидации полностью засыпают породой, глубокие - частично. Стволы разведочных шахт и штольни с развитой системой подземных выработок обычно не ликвидируют, а консервируют или передают непосредственно горным предприятиям.

Проведения горных выработок сопровождается загрязнением воздуха, поверхностных и подземных вод, а так же земной поверхности и изменением естественных ландшафтов.

Для сохранения плодородного слоя перед началом работ он снимается. Первоначально снимается и складируется отдельно верхний наиболее плодородный слой, затем второй. Для предохранения от ветровой эрозии на буртах высеваются многолетние травы.

Для краткосрочного хранения почвы складываются в отвалах, расположенных в непосредственной близости от проходимой горной выработки.

Для покрытия отвалов и предотвращения сдуваемости пыли можно применить водные растворы полимеров 0,2-0,5%-ной концентрации с расходом 5-10 л/м2. Срок службы таких покрытий 1-3 года.

Можно также применять битумную эмульсию в концентрации 15-20% с расходом до 10 л/м2 покрываемой площади.

Значительное количество пыли выделяется с полотна дорог при транспортировке грузов и горной массы.

Употребление универсинов снижает запыленность на 90-95%, но сокращает срок эксплуатации автомобильных покрышек.

Объектами горнотехнической рекультивации являются поверхность промышленных площадок сводится к планировке, удалению бетонных, металлических и деревянных сооружений, в некоторых случаях рыхлению пород плантажными плугами и покрытию поверхности плодородными, сохраняемыми в буртах грунтами.

Работы по горнотехнической рекультивации выполняют геологоразведочные организации, заключающейся в восстановлении и повышении плодородия земель.

Заключение

Целью курсового проекта являлось необходимость научиться самостоятельно решать конкретные вопросы по технике, технологии и организации горнопроходческих работ, использовать рекомендации литературных источников. Результатом является усвоение методики расчета основных параметров приведения геологоразведочных работ при проходке горных выработок пользуясь различными рекомендациями литературных источников, закрепление и расширение полученных теоретических и практических знаний на лекциях по дисциплине технология проведения горно-разведочных выработок, составление технологического паспорта проведения горизонтальной горной выработки и паспорта буровзрывных работ.

Список литературы

1.       Шехурдин В. К., Несмотряев В. И., Федоренко П. И., Горное дело: Учебник для техникумов. - М.: Недра, 1987. - 440 с.

2.      Шехурдин В. К. Задачник по горным работам, проведению и креплению горных выработок: Учебное пособие для техникумов. - М.: Недра, 1985, 240 с.

.        Друкованый М. Ф., Дубнов Л. В., Миндели Э. О., Иванов К. И., и др. Справочник по буровзрывным работам. - "Недра" М., 1976.

.        Шубин Г.В., Киприянов Г.О., Сорокин В.С. Расчет основных параметров при проведении БВР. - Якутск 1991.

.        Грабчак Л. Г., Несмотряев В. И., Шендеров В. И., Кузовлев Б. Н., Горнопроходческие машины и комплексы: Учебник для вузов. - М.: Недра, 1990. - 336с.: ил.

.        Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Данилкин М.С. Шахтное и подземное строительство. Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок: Учеб. пособие/ Шахтинский ин-т ЮРГТУ. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2002. 430 с.

7.      Типовой проект проведения подземных горноразведочных выработок. Часть I, Типовые сечения подземных горноразведочных выработок. Москва

.        Хорев В. А., Гусев В. Н., Соколенко Л. А. и др. Справочник проведение горноразведочных выработок. - "Недра" М., 1990. - 412 с.: ил.

.        Рогинский В. М. Проведение горноразведочных выработок: Учебник для вузов. - М.: Недра, 1987. - 296 с.

.        Картозия Б.Л., Федунец Б.И., Шуплик М.Н., Малышев Ю.Н., и др. Шахтное и подземное строительство. - Учебник для вузов, 2-е издание, переработанное и дополненное, том I, издательство академии горных наук, Москва 2001.

.        Шубин Г. В., Козлов А. П. Расчет и построение графика цикличности