Буровзрывная технология проведения горизонтальной выработки в однородном массиве
Автор работы: Пользователь скрыл имя, 20 Декабря 2013 в 02:04, курсовая работа
Краткое описание
категорийность шахты – II; коэффициент крепости
горных пород 6-8; массив – средней трещиноватости, при пересечении основной системы
трещин 1,5 трещ/м; площадь поперечного сечения выработки в свету 17,2 м2; крепь –
КМП-А3, 1,33 арка/м, ж.-б. затяжка длина выработки 550 м; водоприток «сухая»;
скорость проведения выработки 120 м/мес.
Содержание
1. Условия проведения выработки. .......................................................................5
2. Выбор комплекта проходческого оборудования.............................................5
2.1. Выбор рациональных средств механизации операций проходческого цикла. .......................................5
2.1.1. Выбор средства бурения. ..........................................................................................................................6
2.1.2. Выбор средств погрузки ..........................................................................................................................7
2.1.3. Выбор призабойного транспорта ............................................................................................................8
2.2. Формирование альтернативных комплектов проходческого оборудования..............................................9
3. Буровзрывной комплекс работ. ......................................................................14
3.1. Параметры буровзрывных работ..................................................................................................................14
3.1.1. Выбор взрывчатых веществ и средств инициирования. .....................................................................14
3.1.2. Определение глубины шпуров..............................................................................................................14
3.1.3. Определение удельного расхода ВВ......................................................................................................15
3.1.4. Определение количества шпуров..........................................................................................................16
3.1.5. Определение типа вруба и схема расположения шпуров в забое. .....................................................16
3.1.6. Определение расхода ВВ.......................................................................................................................19
3.1.8. Расчёт эффективности буровзрывных работ........................................................................................23
4. Проветривание выработки. .............................................................................24
4.1. Потребное количество воздуха в призабойной зоне выработки...............................................................24
4.1.2. Расход воздуха по наибольшему количеству работающих в выработке людей в забое:..................24
4.1.3. Расход воздуха по минимально допустимой скорости движения воздуха: .......................................25
4.2. Выбор средств проветривания ......................................................................................................................25
5. Уборка породы. .................................................................................................32
5.1. Определение необходимого количества вагонеток....................................................................................32
5.2. Определение длины партии вагонеток вместе с электровозом.................................................................32
5.3. Выбор схемы призабойного транспорта......................................................................................................33
5.4. Определение продолжительности погрузки: ...............................................................................................35
6. Построение графика организации проходческих работ и определение
технико-экономических параметров проведения выработки...........................36
6.1. Подсчет продолжительности работ по эксплутационной
производительности..............................................................................................36
6.1.1. Определение продолжительности БВР.....................................................................................................36
6.1.2. Определение продолжительности уборки породы...................................................................................37
6.2. Продолжительность вспомогательных работ. .............................................................................................41
6.3. Продолжительность путевых работ..............................................................................................................43
6.4. Производительность труда рабочих .............................................................................................................45
6.5. Технико-экономические показатели проведения выработки. ....................................................................45
7. Список использованных источников:............................................................46
Вложенные файлы: 1 файл
НАЦИОНАЛЬНЫЙ МИНЕРАЛЬНО-СЫРЬЕВОЙ УНИВЕРСИТЕТ «ГОРНЫЙ»
КАФЕДРА СТРОИТЕЛЬСТВА ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ И ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ
КУРСОВОЙ ПРОЕКТ
По дисциплине
:
Шахтное и подземное строительство. Строительство горизонтальных
.
и наклонных выработок
.
(наименование дисциплины по учебному плану)
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
Тема проекта: Буровзрывная технология проведения горизонтальной выработки в
.
.
однородном массиве
.
Е
Автор: студент гр. е
ГС-08-з
е
е
е
/ Синева М.Э./
(шифр группы)
(подпись)
(Ф.И.О.)
Оценка:
е
е
Дата: е
ее
Проверил:
Руководитель проекта е доценте
е
/Очкуров В.И./
(должность)
(подпись)
(Ф.И.О.)
Санкт-Петербург
2013
2
НАЦИОНАЛЬНЫЙ МИНЕРАЛЬНО-СЫРЬЕВОЙ УНИВЕРСИТЕТ «ГОРНЫЙ»
КАФЕДРА СТРОИТЕЛЬСТВА ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ И ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ
УТВЕРЖДАЮ
Зав. кафедрой СГП и ПС, проф.
………………..../Протосеня А.Г./
……………………..06.09.2013 г.
Кафедра строительства горных предприятий и подземных сооружений
КУРСОВОЙ ПРОЕКТ
По дисциплине: ”Строительство горизонтальных и наклонных выработок”
Студенту группы ГС-08з.…………………………………………....Синева М.Э.
Тема проекта «Буровзрывная технология проведения горизонтальной выработки в
однородном массиве».
Исходные данные к проекту: категорийность шахты – II; коэффициент крепости
горных пород 6-8; массив – средней трещиноватости, при пересечении основной системы
трещин 1,5 трещ/м; площадь поперечного сечения выработки в свету 17,2 м
2
; крепь –
КМП-А3, 1,33 арка/м, ж.-б. затяжка длина выработки 550 м; водоприток «сухая»;
скорость проведения выработки 120 м/мес.
Содержание пояснительной записки: 1) выбор рационального комплекта
проходческого оборудования; 2) расчет буровзрывного комплекса работ; 3) выбор
вентиляционного оборудования; 4) уборка породы; 5) возведение постоянной крепи; 6)
график организации работ; 7) расчет технико-экономических показателей.
Перечень графического материала: 1) поперечное сечение выработки в
эксплуатации; 2) таблицы: характеристика выработки, расход материалов на 1 м
выработки, перечень проходческого оборудования; 3) вертикальный и горизонтальный
разрезы «Размещение проходческого оборудования»; 4) паспорт буровзрывных работ; 5)
график организации работ; 6) технико-экономические показатели.
Дата выдачи задания: 06.09.2013 г.
Срок сдачи проекта: 02.12.2013 г.
Руководитель проекта доцент………………………………………… /Очкуров В.И./
3
Аннотация.
В курсовом проекте разработан проект проходки горной выработки площадью
поперечного сечения в свету 17,2 м
2
. Проходка осуществляется по буровзрывной
технологии. Скорость проходки 120 м/мес. Подвигание забоя за цикл 2,25 м.
Рассмотрены следующие разделы: выбор комплекта проходческого оборудования,
параметры буровзрывных работ, проветривание выработки, параметры погрузки и
транспортирования горной массы, возведение постоянной крепи, вспомогательные
работы. Продолжительность проходческого цикла 11,25 ч. Проходческое оборудование
для проведения штрека: бурильная установка БУЭ-3Т, погрузочная машина ППН-3Г,
призабойный транспорт - вагонетки ВГ-3,3, электровоз АМ8Д-2.
Проект включает чертеж формата А1 и пояснительную записку из 46 листов
The summary.
In the course project drafted tunneling mine working cross-sectional area in the light of
17,2 m2. Penetration is carried out by drilling and blasting technology. Sinking speed
120 m/month. Advance of slaughter for a series of 2,25 m. We consider the following topics: the
choice set of equipment of the tunnel, the parameters of blasting, airing formulation, the
parameters of loading and transportation of rock mass, the construction of a permanent roof
supports, auxiliary work. Duration of the tunnel cycle 11,25 hours. Miner equipment for
roadway: rig БУЭ-3Т, loader ППН-3Г, bottom hole transport-Trolleys ВГ-3,3, electric АМ8Д-2.
The project includes a drawing of the A1 and the explanatory note of 46 sheets.
4
Оглавление.
1. Условия проведения выработки. .......................................................................5
2. Выбор комплекта проходческого оборудования.............................................5
2.1. Выбор рациональных средств механизации операций проходческого цикла. .......................................5
2.1.1. Выбор средства бурения. ..........................................................................................................................6
2.1.2. Выбор средств погрузки ..........................................................................................................................7
2.1.3. Выбор призабойного транспорта ............................................................................................................8
2.2. Формирование альтернативных комплектов проходческого оборудования..............................................9
3. Буровзрывной комплекс работ. ......................................................................14
3.1. Параметры буровзрывных работ..................................................................................................................14
3.1.1. Выбор взрывчатых веществ и средств инициирования. .....................................................................14
3.1.2. Определение глубины шпуров..............................................................................................................14
3.1.3. Определение удельного расхода ВВ......................................................................................................15
3.1.4. Определение количества шпуров..........................................................................................................16
3.1.5. Определение типа вруба и схема расположения шпуров в забое. .....................................................16
3.1.6. Определение расхода ВВ.......................................................................................................................19
3.1.8. Расчёт эффективности буровзрывных работ........................................................................................23
4. Проветривание выработки. .............................................................................24
4.1. Потребное количество воздуха в призабойной зоне выработки...............................................................24
4.1.2. Расход воздуха по наибольшему количеству работающих в выработке людей в забое:..................24
4.1.3. Расход воздуха по минимально допустимой скорости движения воздуха: .......................................25
4.2. Выбор средств проветривания ......................................................................................................................25
5. Уборка породы. .................................................................................................32
5.1. Определение необходимого количества вагонеток....................................................................................32
5.2. Определение длины партии вагонеток вместе с электровозом.................................................................32
5.3. Выбор схемы призабойного транспорта......................................................................................................33
5.4. Определение продолжительности погрузки: ...............................................................................................35
6. Построение графика организации проходческих работ и определение
технико-экономических параметров проведения выработки...........................36
6.1. Подсчет продолжительности работ по эксплутационной
производительности..............................................................................................36
6.1.1. Определение продолжительности БВР.....................................................................................................36
6.1.2. Определение продолжительности уборки породы...................................................................................37
6.2. Продолжительность вспомогательных работ. .............................................................................................41
6.3. Продолжительность путевых работ..............................................................................................................43
6.4. Производительность труда рабочих .............................................................................................................45
6.5. Технико-экономические показатели проведения выработки. ....................................................................45
7. Список использованных источников:............................................................46
5
1. Условия проведения выработки.
Условия проведения выработки приведены в таблице 1. [6].
Таблица 1
№ п/п
Показатель
Единица
измерения
Условия
1
Категорийность выработки
II
2
Коэффициент крепости породы
6-8
3
Массив
Средней
трещиноватости
1,5 трещ./м
4
Площадь поперечного сечения выработки:
- в свету
м
2
17,2
- вчерне
м
2
19,8
5
Водоприток в выработку
обводненная
6
Тип крепи
КМП-А3,
1,33 арка/м
7
Длина выработки
м
550
8
Скорость проведения выработки
м/мес.
120
9
Технология проведения выработки
буровзрывная
Для данных условий проведения выработки принимаю следующий режим работы
забоя (табл. 2).
Таблица 2
№ п/п
Показатель
Единица
измерения
Условия
1
Число рабочих дней в месяц
-
25
2
Число рабочих смен в сутки
-
4
3
Продолжительность смены
ч
6
2. Выбор комплекта проходческого оборудования.
2.1. Выбор рациональных средств механизации операций проходческого цикла.
Выбор рациональных средств механизации проходческого цикла производим из
условия совместимости проходческого оборудования и выбору оптимального решения из
представленных средств механизации, а также геологическими условиями проводимой
выработки, величинами зазоров между транспортом и контуром выработки.
6
2.1.1. Выбор средства бурения.
При крепости
6 8
f = ÷ предпочтительно использование бурильных машин вращательного
бурения, в связи с этим, к рассмотрению приняты установки БУЭ-3, БУЭ-3Т.
Соответствие технических характеристик средств бурения условиям проведения
выработки приведено в таблице 3 [4],
Таблица 3
Показатель
Условия
проведения
Средства бурения шпуров
БУЭ-3
БУЭ-3Т
Пределы применения по параметрам:
Площадь поперечного сечения в свету, м
Высота выработки, м
Ширина выработки, м
17,2
4,11
5,44
+
4,2
5,4
+
4,7
5,0
Угол наклона выработки, град
0
-
-
Крепость горных пород
7
До 8
до 8
Максимальная глубина бурения шпуров, м
3
3
Бурильная машина:
- тип
БУЭ
БУЭ
- число
2
2
Тип ходовой части:
- колесно-рельсовая
+
-
- гусеничная
-
+
Колея рельсового пути, мм
900
900
-
Вид используемой энергии:
- электрическая
+
+
- пневматическая
-
-
Размеры машины, мм:
- длина
- ширина
- высота
8600
1300
1600
10200
1740
1960
7
2.1.2. Выбор средств погрузки
Соответствие технических характеристик погрузочных машин условиям
проведения выработки приведено в таблице 4, [5].
Таблица 4
Показатель
Условия
проведения
Средства погрузки горной массы
1ПНБ -2
2ПНБ-2
1ППН-5
ППН-3Г
Пределы применения по параметрам:
Минимальная
площадь
поперечного
сечения выработки в свету, м
2
17,2
+
+
+
+
Минимальные размеры выработки в свету,
м:
- ширина
5,66
2,5
3,0
2,5
2,8
- высота
4,11
1,8
1,8
2,4
3,0
Техническая производительность, м
3
/мин
2,2
2,5
1,25
2,0
Угол наклона выработки, градусы
0
0
0
0
0
Крепость горных пород
7
До 6
до 12
до 12
до 12
Высота разгрузки, м
+
+
1,45
2,2
Фронт погрузки, м
+
+
-
не огр.
Максимальный размер погружаемых кусков
породы, мм
400
500
400
600
Тип ходовой части:
- колесно–рельсовая
- гусеничная
-
+
-
+
+
-
-
+
Колея рельсового пути, мм
900
-
-
-
-
Вид используемой энергии:
- электрическая
- пневматическая
+
-
+
-
+
-
+
-
Размеры машины, м:
- длина
- ширина
- высота
7280
1600
1250
7800
1800
1450
7000
2000
1750
3200
1800
3200
Погрузочная машина 1ПНБ-2 не подходит по условиям проведения выработки.
8
2.1.3. Выбор призабойного транспорта
Для данных условий проведения выработок принимаем следующий призабойный
транспорт: аккумуляторный электровоз АМ8Д-2 (табл. 5) [4]. В качестве средства
транспортировки принимаю вагонетки типа ВГ-3,3 (табл. 6) [4].
Таблица 5
№
п/п
Показатель
Заданные
условия
Средства
транспортировки
АМ8Д-2
1
Минимальная площадь поперечного сечения выработки в
свету, м
2
17,2
+
2
Габариты, м:
- ширина
5,44
1,35
- высота
4,11
1,44
- длина
550
4,58
3
Количество рельсовых путей
2
+
4
Колея рельсового пути, мм
900
900
Таблица 6
№
п/п
Показатель
Заданные
условия
Средства
транспортировки
ВГ - 3,3
1
Минимальная площадь поперечного сечения выработки в
свету, м
2
17,2
+
2
Габариты, м:
- ширина
544
1,32
- высота
4,11
1,3
3
Количество рельсовых путей
2
+
4
Длина выработки
550
3,45
5
Колея рельсового пути, мм
900
900
9
2.2. Формирование альтернативных комплектов проходческого оборудования
Варианты комплектов проходческого оборудования приведены в таблице 7.
Таблица 7
№
п/п
Оборудование
Комплекты
оборудования
Бурильные
установки
Погрузочные машины
БУЭ-3
БУЭ-3Т
ППН-3Г
2ПНБ-2
1ППН-5
1
+
+
БУЭ-3, ППН-3Г
2
+
+
БУЭ-3, 2ПНБ-2
3
+
+
БУЭ-3,1ППН-5
4
+
+
БУЭ-3Т, ППН-3Г
5
+
+
БУЭ-3Т, 2ПНБ-2
6
+
+
БУЭ-3Т, 1ППН-5
Стоимости проходческого оборудования (на 1981 г.) [3] приведены в таблице 8.
Таблица 8
№
п/п
Тип
проходческой
машины
Количество
Стоимость одной
проходческой
машины,
тыс. руб..
1
БУЭ-3
1
31
2
БУЭ-3Т
1
49
3
ППН-3Г
1
17,38
4
2ПНБ-2
1
17,04
5
1ППН-5
2
22,88
Погрузочная
машина
типа 1ППН-5
не рассматривается из-за малой
производительности. Конкурентоспособна с погрузочной машиной 1ПНБ-2, если
а) применяется с перегружателем
б) применяются две погрузочные машины
Применение перегружателя приведет к дополнительным затратам времени, что
недопустимо при данной скорости проходки
Применение двух погрузочных машин будет экономически нецелесообразно
10
Коэффициент готовности i-ой проходческой машины, который характеризует
надежность и оценивает вероятность ее работоспособного состояния, рассчитывается по
следующей зависимости [5]:
0
Гi
0
В
=
( + )
t
K
t t
,
где: t
0
– наработка на отказ, ч; t
В
– время восстановления, ч.
Расчет коэффициента готовности К
Г
средней продолжительности работы
машины между двумя последовательными отказами (наработки на отказ) t
0
и среднего
времени устранения одного отказа (времени восстановления) t
в
будем производить по
зависимостям представленным в таблице 9 [5].
Таблица 9
Проходческое
оборудование
Наработка на отказ t
0
,
ч
Время восстановления
t
в
,ч
Коэффициент
готовности К
Г
Бурильные средства
БУЭ-3
-
-
-
БУЭ-3Т
-
-
-
Погрузочные средства
ППН-3Г
-
-
0,689-0,017∙f
2ПНБ-2
0,01+20,084/f
-0,118+0,262∙f
1,103-0,066∙f
*- f – коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодьяконова.
Коэффициент готовности отечественных буровых установок определить невозможно.
Посчитав по вышеуказанным формулам, получим следующие коэффициенты
готовности (табл.10).
1) Расчёт коэффициента готовности для ППН-3Г:
Г3
K =0,689-0,017 7=0,57
⋅
2) Расчёт коэффициента готовности для 2ПНБ-2:
Г4
K =1,103-0,066 7=0,641
⋅
11
Таблица 10
Тип проходческой
машины
Коэффициент
готовности
оборудования
Г
K
БУЭ-3
-
БУЭ-3Т
-
ППН-3Г
0,57
2ПНБ-2
0,641
Значения коэффициентов готовности комплектов оборудования из N
проходческих машин определяются по следующей зависимости [5]:
N
K
Г1
Гi
i=1
K ( )
К
→ =
∏
,
где: К
Гi
- коэффициент готовности одной проходческой машины.
Результаты расчетов стоимостей и коэффициентов готовности комплектов
проходческого оборудования представлены в таблице 11.
Подсчет стоимостей комплектов оборудования:
1) БУЭ-3, ППН-3Г:
K
1
1
3
C =C +C = 31+17,38=48,38 (тыс. руб.).
2) БУЭ-3, 2ПНБ-2:
K
2
1
4
C =C +C = 31+17,04= 48,04 (тыс. руб.).
3 БУЭ-3Т, 1ПНБ-2:
K
4
2
3
C =C +C = 49+17,38= 66,38 (тыс. руб.).
4) БУЭ-3Т, 2ПНБ-2:
K
4
2
4
C =C +C = 49+17,04= 66,04 (тыс. руб.).
Таблица 11
№
комплекта
Наименование комплекта
оборудования
Стоимость комплекта
оборудования
К
С
, тыс.руб.
Коэффициент готовности
комплекта оборудования
К
Г
К
1
БУЭ-3, ППН-3Г
48,38
0,57
2
БУЭ-3, 2ПНБ-2
48,04
0,641
3
БУЭ-3Т, ППН-3Г
66,38
0,57
4
БУЭ-3Т, 2ПНБ-2
66,04
0,641
12
Определение критерия эффективности комплекта проходческого оборудования [5].
1
1
1
Г2
Э
2
2
2
Г1
C K
К =
,
C K
V n
V n
⋅ ⋅ ⋅
⋅ ⋅
⋅
где: V
1
и V
2
– скорости проведения выработки комплектами оборудования 1 и 2, м/мес,
(у нас они равны);
n
1
и n
2
– количественный состав проходческих бригад, обслуживающих комплекты 1 и 2
(примем также равными);
C
1
и C
2
– стоимость комплектов, тыс. руб.
Расчет критериев эффективности альтернативных комплектов оборудования.
1. По отношению к 1-ому комплекту критерий эффективности:
- 2-го комплекта
1
2
48,38 0,641
К
1,132;
48,04 0,57
⋅
=
=
⋅
- 3-го комплекта
1
3
48,38 0,57
К
0,729;
66,38 0,57
⋅
=
=
⋅
- 4-го комплекта
1
4
48,38 0,641
К
0,824;
66,04 0,57
⋅
=
=
⋅
2. По отношению ко 2-ому комплекту критерий эффективности:
- 1-го комплекта
2
1
48,04 0,57
К
0,883;
48,38 0,641
⋅
=
=
⋅
- 3-го комплекта
2
3
48,04 0,57
К
0,643;
66,38 0,641
⋅
=
=
⋅
- 4-го комплекта
2
4
48,04 0,641
К
0,727;
66,04 0,641
⋅
=
=
⋅
3. По отношению к 3-ему комплекту критерий эффективности:
- 1-го комплекта
3
1
66,38 0,57
К
1,372;
48,38 0,57
⋅
=
=
⋅
- 2-го комплекта
3
2
66,38 0,641
К
1,554;
48,04 0,57
⋅
=
=
⋅
- 4-го комплекта
3
4
66,38 0,641
К
1,13;
66,04 0,57
⋅
=
=
⋅
4. По отношению к 4-ому комплекту критерий эффективности:
- 1-ого комплекта
4
1
66,04 0,57
К
1,214;
48,38 0,641
⋅
=
=
⋅
13
- 2-го комплекта
4
2
66,04 0,641
К
1,374;
48,04 0,641
⋅
=
=
⋅
- 3-го комплекта
4
3
66,04 0,57
К
0,885;
66,38 0,641
⋅
=
=
⋅
Значения критерия эффективности комплектов оборудования приведены в таблице 12.
Таблица 12
БУЭ-3,
ППН-3Г
БУЭ-3,
2ПНБ-2
БУЭ-3Т,
ППН-3Г
БУЭ-3Т,
2ПНБ-2
БУЭ-3,
ППН-3Г
1,132
0,729
0,824
БУЭ-3,
2ПНБ-2
0,883
0,643
0,727
БУЭ-3Т,
ППН-3Г
1,372
1,554
1,13
БУЭ-3Т,
2ПНБ-2
1,214
1,374
0,885
Сравнив значения коэффициентов эффективности альтернативных комплектов
оборудования, можно прийти к выводу, что самым эффективным является комплект №3:
БУЭ-3Т, ППН-3Г. Погрузочная машина ППН-3Г не применяется, поэтому берем к расчету
2ПНБ-2.
Принимаем к расчету комплект оборудования: БУЭ-3Т, 2ПНБ-2. В состав данного
комплекта входят бурильная установка БУЭ-3Т,
погрузочная машина 2ПНБ-2,
призабойный транспорт АМ8Д-2, средства транспортирования - вагонетки ВГ-3,3,
тюбингоукладчик.
Проверяем выбранный комплект по габаритным значениям, исходя из правил
безопасности. Из рисунка (рис.1) видно, что данное оборудование размещается в сечении
выработки с соблюдением зазоров согласно ПБ.
14
3. Буровзрывной комплекс работ.
3.1. Параметры буровзрывных работ.
3.1.1. Выбор взрывчатых веществ и средств инициирования.
Выбор типа ВВ производим с учетом газового режима шахты, физико-
механических
свойств
пород
и
обводненности
выработки.
Исходя
из
вышеперечисленных условий в качестве ВВ принимаю Аммонит АП-5ЖВ [2],
характеристики которого представлены в таблице 13.
Таблица 13
№ п/п
Показатель
Единица измерения
Значение
1
Физическое состояние
порошкообразное
2
Плотность ВВ в патронах
г/см
3
1,0-1,15
3
Работоспособность ВВ
см
3
320-330
4
Диаметр патронов ВВ
мм
36
5
Масса патрона ВВ
г
300
6
Теплота взрыва
кДж/кг
3497
Конструкция заряда колонковая сплошная, инициирование прямое. Для более
полной детонации и уменьшения выделения ядовитых продуктов взрыва применим
заполнение пространства между зарядом ВВ и устьем шпура инертным материалом
(песчано-глиняная смесь и гидроампулы), минимально допустимая длина забойки при
глубине шпуров более 1м не менее
з
=0,5м
l
. [5],
3.1.2. Определение глубины шпуров.
Исходя
из
заданной
скорости
проведения
выработки,
принимаем
продолжительность проходческого цикла Т
ц
=11,2 ч.
Глубина шпуров, обеспечивающая заданную скорость проведения выработки [5]:
ц
шп
р
см
см
=
η
V T
l
n n t
⋅
⋅
⋅ ⋅
,
где: V = 120 м/мес, скорость проведения выработки;
n
см
= 4 – количество проходческих смен в сутки;
см
=6
t
ч - продолжительность одной смены;
15
р
=25
n
- количество рабочих дней в месяц по проведению выработки;
η = 0,9 - коэффициент использования шпура.
шп
120 11,2
=
2,5 м;
6 4 25 0,9
l
⋅
≈
⋅ ⋅ ⋅
По напряженному состоянию массива горных пород [5]:
шп
вч
=(0,4÷0,6)
l
В⋅
,
где:
вч
=5,44
В
м - ширина выработки вчерне.
шп
=(0,4÷0,6) 5,44=(2,18÷3,27)
l
⋅
(м).
Принимаем длину шпура
шп
l =2,5 м.
Глубину врубовых шпуров принимаем на (10-20)% больше, то есть
шп.вр.
шп
=(1,1÷1,2)
=(1,1-1,2) 2,5=(2,75-3,0)
l
l⋅
⋅
(м).
Принимаем
шп.вр.
=2,8
l
(м).
3.1.3. Определение удельного расхода ВВ.
Вычисляем по формуле Н.М. Покровского [5]:
0
c
ц
=
d
q q k k v e
⋅ ⋅ ⋅ ⋅ ,
где:
0
q - нормальный удельный расход ВВ, кг/м
3
;
0
10
=0,1
+
3
3
f
f
q
,
где: f=7 – коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову;
0
7
10 7
=0,1
+
=0,716
3
3
q
⋅
(кг/м
3
);
k
c
- коэффициент структуры породного массива, который зависит от трещиноватости
массива и свойств пород; для пород средней трещиноватости k
с
=0,85 [5];
=0,95
d
k
- коэффициент, учитывающий диаметр патрона ВВ [5];
ν
- коэффициент зажима породы;
шп
вч
3
=
,
l
v
S
⋅
где:
шп
=2,5
l
м - средняя глубина шпуров в комплекте;
вч
=19,8
S
м
2
- площадь поперечного сечения выработки вчерне.
16
3 2,5
1,68
19,8
v
⋅
=
=
;
е
ц
- коэффициент относительной эффективности цилиндрических зарядов,
ц
68,87
=
γ θ
е
⋅
,
где: γ=1,15 г/см
3
– плотность ВВ в патронах;
θ=3497 кДж/кг – энергия взрыва ВВ.
68,87
1,086
1,15 3497
ц
е =
=
⋅
;
0,716 0,85 0,95 1,68 1,086 1,055
q =
⋅
⋅
⋅
⋅
≈
(кг/м
3
).
3.1.4. Определение количества шпуров.
Число шпуров определим по следующей формуле [7]:
вч
2
п
1,27
=
,
γ
q S
N
а d
к
⋅ ⋅
⋅ ⋅
⋅
где: =0,50
а
- коэффициент заполнения шпуров при крепости пород =7
f
, диаметре
патрона 36 мм [5];
q=1,055 кг/м
3
– удельный расход ВВ;
1,15
γ
=
г/см
3
- плотность ВВ в патронах;
п
=36
d
мм - диаметр патронов ВВ;
у
=1,1
к
- коэффициент, учитывающий уплотнение ВВ в шпурах при заряжании (для
обычных патронов).
2
1,27 1,055 19,8
33
1150 0,50 0,036 1,1
N
⋅
⋅
=
≈
⋅
⋅
⋅
(шп.).
ш
=
+1=34 шт
N N
;
Увеличиваем число шпуров на один шпур для разработки водоотводной канавки.
3.1.5. Определение типа вруба и схема расположения шпуров в забое.
Применяется прямой (призматический) вруб.
Отбойные и оконтуривающие шпуры размещаются в забое с учетом линии
наименьшего сопротивления.
Для пород с коэффициентом крепости 1,3
14
f
≤ ≤
расположение оконтуривающих
шпуров определяется графически (рис.2). Для этого вычисляем угол скола породы на
контуре выработки [5]:
17
2
=
(0,004 -0,049 +0,608)
f
f
f
β
,
где: β - угол скола породного массива на контуре выработки, град.;
f = 7 – коэффициент крепости породы по шкале М.М. Протодьяконова;
0
2
7
15
(0,004 7
0,049 7
0,608)
β
=
≈
⋅ −
⋅ +
.
Так как породы трещиноватые, то угол скола породного массива на контуре
выработки уменьшается на 2
0
. Окончательно:
0
0
0
=15 -2 =13
β
.
l
ш
=2,5 м – средняя глубина шпуров;
η
=0,9 - КИШ;
β
=13°- угол скола породы на контуре
выработки;
λ
=52 мм - отстояние устья шпура от проектного контура выработки;
l
отс
= 750 мм - отставание крепи от забоя; m = 120 мм – допустимое приближение оси
буровой штанги к крепи выработки для буровой установки БУЭ-3. [5]; m=120 мм
приближение оси буровой штанги к КМП-А3, t=137 мм – толщина СВП №33, d=90 мм –
максимальное линейное отклонение фактического контура выработки от проектного [5];
0
87
α
=
- угол наклона шпура к проектному контуру выработки.
Исходя из рисунка 2,а при данных условиях невозможно пробурить
оконтуривающие шпуры. Поэтому принимаем m=120 мм – минимальное приближение
оси буровой штанги к КМП-А3,
λ
=233 мм. Тогда из рис 2,б:
β
=4°- угол скола породы на контуре выработки;
Окончательно принимаем: отстояние устья шпура от проектного контура
выработки
λ
=233 мм и угол наклона шпура к проектному контуру выработки.
α
=83°.
Расстояние между врубовыми шпурами принимаем равными линии наименьшего
сопротивления. Линия наименьшего сопротивления для врубовых и отбойных шпуров
соответственно:
п
3
4
32
=
3561
d
Q
W
n
f
⋅
⋅
⋅
,
где: d
п
=36 - диаметр патрона, мм;
n - число открытых поверхностей: n=1 для врубовых, n=2 для отбойных;
Q=3497 – энергия взрыва ВВ, кДж/кг;
f=7 – коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову.
18
3
вр
4
32 36
3497
=
1
704
3561
7
W
⋅
⋅
≈
(мм);
3
отб
4
32 36
3497
=
2
996
3561
7
W
⋅
⋅
≈
(мм).
Расстояние между оконтуривающими шпурами верхнего свода выработки:
свод
окон
отб
=(0,75-0,9)
=(0,75-0,9) 996=747 896
a
W
⋅
⋅
÷
(мм).
Расстояние между оконтуривающими шпурами по подошве выработки:
под
окон
отб
=(0,6-0,7)
=(0,6-0,7) 996=598 697
a
W
⋅
⋅
÷
(мм).
Расстояние между отбойными шпурами:
отб
отб
=(0,8-1,0)
=(0,8-1,0) 996=797 996
a
W
⋅
⋅
÷
(мм).
Расстояние между врубовыми шпурами:
вр
вр
=(0,8-1,0)
=(0,8-1,0) 704=563 704
a
W
⋅
÷
(мм).
Так как массив трещиноватый, то увеличиваем значение ЛНС и расстояние между
шпурами.
Составляю схему расположения шпуров, приняв для врубовых шпуров:
вр
вр
вр
=730 мм,
=600 мм,
=6
W
a
N
Для отбойных шпуров:
отб
отб
отб
=1060 мм,
=902мм,
=7
W
a
N
.
Для оконтуривающих шпуров верхнего свода:
ок
ок
=829 мм, =233 мм,
=11
a
N
λ
Для почвенных оконтуривающих шпуров:
п
ок
=621мм, =233 мм,
9
п
ок
a
N
λ
=
Всего: 33 шпура, из которых № 33 также используется для разработки водоотливной
канавки.
Таблица 14
Шпуры
Линия наим.
сопротивления, мм
Расстояние между
шпурами в ряду, мм
Количество, шт
Врубовые 1-6
730
600
6
Отбойные 7-13
1060
902
7
Оконт. верх. св. 14-24
-
829
11
Оконт. почв. 25-32
Шп для канавки 33
-
-
621
-
8
1
19
3.1.6. Определение расхода ВВ.
Расчетная масса ВВ на заходку [7]:
вч
шп
Q q S l
= ⋅
⋅
,
где: q = 1,055 кг/м
3
- удельный расход ВВ;
вч
=20,8
S
м
2
- площадь поперечного сечения выработки вчерне;
шп
=2,5
l
м - средняя глубина шпуров в комплекте.
=1,055 20,8 2,5=54,86
Q
⋅
⋅
(кг).
Масса заряда отбойного шпура:
отб
=
Q
m
N
,
где: Q = 54,86 кг – расчётная масса ВВ на заходку;
N = 32 шт. – количество шпуров, без учета шпуров для устройства водоотливной канавки.
отб
54,86
=
1,71
32
m
=
(кг).
Полученные значения массы шпуровых зарядов округляют до числа, кратного
массе патрона.
отб
m =1,8 кг, (масса патрона=300 гр.)
Масса заряда врубового шпура:
(
)
вр
отб
= 1,1÷1,2
=(1,98÷2,16)
m
m
(кг).
Масса оконтуривающего шпура:
(
)
(
)
ок
отб
= 0,8÷0,9
1,44÷1,62
m
m =
(кг).
Масса заряда под водоотводную канавку:
кан
кан
вв
кан
шп
вв
=
=
m
V
q S
l
q
⋅
⋅
⋅
,
где:
кан
0,43 0,35 0,15
S =
⋅
=
- площадь поперечного сечения канавки, м
2
;
шп
=2,5
l
- глубина шпуров, м;
вв
=1,055
q
- удельный расход ВВ, кг/м
3
.
кан
=0,15 2,5 1,055=0,395
m
⋅
⋅
(кг).
принимаем
кан
m =0,3 кг.
Масса заряда шпура №33:
33
кан
+m =0,3 1,8=2,1
отб
m
m
=
+
Для более четкого оконтуривания и проработки углов сечения заряд в
оконтуривающих угловых шпурах примем заряд, равный заряду отбойных шпуров.
20
Патроны Аммонита АП-5ЖВ выпускаются в патронах массой
п
=300
q
г.
Определим длину патрона ВВ:
п
2
2
п
вв
4
4 300
=
26
π
3,14 36 1,15
q
l
d
γ
⋅
⋅
=
≈
⋅
⋅
⋅
⋅
(см),
где: q
п
= 300 – масса одного патрона ВВ, г;
d
п
= 36 – диаметр патрона, мм;
γ
вв
= 1,15 – плотность ВВ в патронах, г/cм
3
;
Значения массы заряда шпура и число патронов на один шпур приведены в
таблице 15.
Таблица 15
№ п/п
Тип шпуры
Расчетная
масса, кг
Масса заряда,
кг
Число патронов ВВ,
шт.
1
Врубовые: 1-6
1,98-2,16
2,1
7
2
Отбойные:7-13
1,71
1,8
6
3
Оконтуривающие:14-24, 26-31
1,44-1,62
1,5
5
4
Угловые: 25, 32
1,71
1,8
6
5
Под канавку: 33
0,25
2,1
7
Фактическая масса ВВ на заходку:
( )
вр
вр
отб
отб
ок
ок
ок
угл.
кан.
кан.
=
+
+
+
+
2,1 6 1,8 7 1,5 17 1,8 2 2,1 1 56,4 кг
Q m n m
n
m n m n
m
n
⋅
⋅
⋅
⋅
⋅
=
⋅ +
⋅ +
⋅ +
⋅ +
⋅ =
Проверка распределения ВВ по шпурам производится по минимально допустимой
длине забойки:
заб.
шп.
з.
= -
l
l
l ,
где: l
шп.
– длина шпура, м;
l
з.
– длина заряженной части шпура, м.
з.
п.
=
l l n⋅ ,
где: l
п
=0,26 – длина патрона, м;
n – число патронов ВВ в шпуре, шт.
1) Для врубовых шпуров:
заб.вр.
=2,8-0,26 7=0,98
l
⋅
(м).
2) Для отбойных шпуров:
заб.отб.
=2,5-0,26 6=0,94
l
⋅
(м).
21
3) Для оконтуривающих шпуров:
заб.окн.
=2,5-0,26 5=1,2
l
⋅
(м).
4) Для угловых оконтуривающих шпуров:
заб.окн.угл.
=2,5-0,26 6=0,94
l
⋅
(м).
5) Для шпура под канавку:
заб.кан.
=2,5-0,26 7=0,68
l
⋅
(м).
Конструкция отбойного шпура представлена на рис. 3
Рис. 3. 1- патрон боевик, 2- песчано-глиняная забойка, 3- гидроампула
Длина забойки во всех шпурах отвечает условию минимально допустимой длины
(l
заб.
≥0,5 м) [5].
3.1.7. Расчет электровзрывной сети.
Расчет электровзрывной сети производится для последовательной схемы
соединения электродетонаторов, как наиболее простой в исполнении, при монтаже и
проверке неисправности, а также меньшего расхода проводов.
В качестве источника тока принимается взрывная машинка конденсаторного типа
ПИВ-100М [2] с напряжением на конденсаторе - 670 В и допустимом сопротивлении
взрывной сети при последовательном соединении электродетонаторов - 320 Ом.
В качестве магистральных проводов принимаем медный провод – ВП-2×0,7
(2 жилы ∅ 0,7 мм, ρ =0,038 Ом∙мм
2
/м, F=0,38×2 мм
2
), в качестве соединительных
медный провод – ВП-0,8 (1 жила ∅ 0,8 мм , ρ =0,0185 Ом∙мм
2
/м, F=0,5 мм
2
).
22
Сопротивление магистральных проводов [5]:
м
м
м
ρ
=
,
l
R
F
⋅
где: =0,038
ρ
Ом*мм
2
/м - удельное сопротивление материала провода;
м
=0,76
F
мм
2
, площадь поперечного сечения магистрального провода;
м
=200
l
м - длина магистрального провода (для забоев, отнесенных
к опасным
расстояние от забоя до места укрытия взрывника – 200 м), тогда при запасе длины на
10% (запас на натяжение провода) [5]:
м
200 2 1,1 440
l =
⋅ ⋅
=
м.
м
0,038 440
=
=22
0,76
R
⋅
(Ом).
Сопротивление соединительных проводов [5]:
c
c
с
с
=
,
l
R
F
ρ
⋅
где:
c
=20
l
м - длина соединительных проводов;
с
0,0185
ρ
=
Ом мм
2
/м - удельное сопротивление соединительных проводов.
с
=0,5
F
мм
2
- площадь поперечного сечения проводов.
с
0,0185 20
=
=0,74
0,5
R
⋅
(Ом).
Сопротивление электродетонаторов
э
д
= =33 2,6=85,8 Ом,
R nr
⋅
где n – количество электродетонаторов,
д
r - сопротивление электродетонатора вместе с
концевыми проводами, Ом.
Сопротивление взрывной цепи
м
c
э
= + + =22+0,74+85,8=108,54 Ом.
R R R R
Сила тока I, проходящего через один ЭД-КЗ-П должна обеспечивать безотказное
взрывание, при последовательном соединении :
[ ]
I
R
U
I
≥
=
,
где:
670
U =
- напряжение на зарядном конденсаторе взрывного прибора по его
технической характеристике, В;
[ ]
1
I =
- гарантийное значение тока, обеспечивающего
безотказное взрывание, А;
23
670
=6,17 А
108,54
I =
>[1 А].
Следовательно, безотказное взрывание обеспечивается
3.1.8. Расчёт эффективности буровзрывных работ
Подвигание забоя за цикл:
з
шп
=
l l
η
⋅ ,
где:
2,5
=
шп
l
м - средняя длина шпуров в комплекте;
0,9
η
=
- коэффициент использования шпура.
з
2,5 0,9 2,25
l =
⋅
=
(м).
Фактический удельный расход ВВ на проведение 1 м и 1 м
3
выработки
соответственно:
1) Удельный расход ВВ на 1 м выработки:
вв
з
=
,
Q
q
l
где: Q
вв
= 56,4 кг - фактический расход ВВ на цикл.
56,4
=
25,07
2,25
q
=
(кг/м).
2) Удельный расход ВВ на 1 м
3
выработки в свету:
'
вв
св
з
=
,
Q
q
S l⋅
'
56,4
=
=1,46
17,2 2,25
q
⋅
(кг/м
3
).
Допустимое увеличение площади поперечного сечения выработки в проходке:
пр
вч
S
S
µ
= ⋅
,
где:
пр
S
- площадь поперечного сечения выработки в проходке, м
2
;
вч
S
= 20,8 м
2
- площадь поперечного сечения выработки в вчерне;
1,05
µ
=
- коэффициент излишка поперечного сечения [5].
пр
1,05 20,8 21,84
S =
⋅
=
(м
2
).
Вероятная длина развала породы при использовании более 4-х ступеней
замедления взрывания [5]:
2
p
= 0,15
+99,3 -60,63
L
f
f
⋅
⋅
,
где: f=7 – коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову;
2
p
= 0,15 7 +99,3 7 -60,63=25 м
L
⋅
⋅
24
4. Проветривание выработки.
Для заданных условий, принимаем нагнетательную схему проветривания.
Первоначально принимается диаметр вентиляционного трубопровода 1,0 м.
Расположение трубопровода в углах выработки
4.1. Потребное количество воздуха в призабойной зоне выработки.
При длине выработки
500
l ≥
м, определяют критическую длину.
ВВ
Т.Д.
кр
2
УТ
св
12,5
=
Q
B k
l
k
S
⋅
⋅ ⋅
⋅
,
где:
ВВ
= 56,4 кг
Q
- масса одновременно взрываемого ВВ;
B =40 л/кг – газовость при взрывании по породе;
УТ
k =1,47-коэффициент утечек (при диаметре трубопровода 1,0 м); [8].
2
св
17,2м
S =
- площадь поперечного сечения в свету;
Т.Д.
k = 0,332 коэффициент турбулентной диффузии; [8], (при расположении
вентиляционного става в верхнем углу выработки). d
тр
=1,0 м.
Критическая длина:
( )
ВВ
Т.Д.
кр
2
2
УТ
СВ
12,5
12,5 56,4 40 0,332
252 м
1,47 17,2
Q
B k
l
k
S
⋅
⋅ ⋅
⋅
⋅ ⋅
=
=
=
⋅
⋅
;
l >
кр
l , принимаем для расчета
кр
l ;
2
ВВ п обв р
св
3
2
ут св
2,25
=
,
Q В k l
S
Q
t
k S
где:
р
l =252 м - длина проветриваемой части выработки
2
3
2
2,25 17,2 56,4 40 0,8 252
187
30
1,47 17,2
Q
⋅
⋅ ⋅
⋅
=
≈
⋅
(м
3
/мин).
4.1.2. Расход воздуха по наибольшему количеству работающих в выработке людей в
забое:
л
=6 ,
Q
n⋅
где: 6 м
3
/мин - норма воздуха на одного человека [5];
n
=5 – наибольшее число людей, одновременно работающих в выработке;
л
6 5 30
Q = ⋅ =
(м
3
/мин).
25
4.1.3. Расход воздуха по минимально допустимой скорости движения воздуха:
т.р
min св
=60υ
,
Q
S
где:
св
S =17,2 м
2
– площадь поперечного сечения выработки в свету;
min
υ
=0,25 м/с – минимально допустимая скорость движения воздуха в шахтах, опасных по
газу и пыли. [5].
т.р
60 0,25 17,2 258
Q =
⋅
⋅
=
(м
3
/мин).
4.2. Выбор средств проветривания
Исходя из расчетов, максимальное количество воздуха в забой выработки
необходимо подать по минимально допустимой скорости движения воздуха.
3
3
max
=258 м /мин 4,3 м /с
Q
=
Подачу вентилятора местного проветривания рассчитывают по наибольшему
значению потребного количества воздуха [5]:
в
ут
max
=
Q k Q
⋅
,
где:
ут
k =1,47– коэффициент утечек воздуха в вентиляционном трубопроводе;
3
3
в
=1,47 258 380 м /мин=6,32 м /с
Q
⋅
=
Депрессия вентилятора на максимальную длину гибкого трубопровода:
2
2
2
2
В
В
УТ
0,51
0,51
0,49
36 6,32
0,49
1007 Па
1,47
Н
RQ
k
=
+
=
⋅
+
=
,
где:
2
тр
8
Н с
36
м
R
⋅
=
- аэродинамическое сопротивление труб типа МУ с двусторонним
покрытием из негорючее резины с учетом потерь воздуха [5];
По полученным данным
3
В
379 м /мин
Q =
,
В
1007 Па
Н =
подходит вентилятор местного
проветривания ВМ-6М, который будет работать нерационально.
Меняем диаметр трубопровода. 0,8 м.
( )
ВВ
Т.Д.
кр
2
2
УТ
СВ
12,5
12,5 56,4 40 0,445
337 м
1,47 17,2
Q
B k
l
k
S
⋅
⋅ ⋅
⋅
⋅ ⋅
=
=
=
⋅
⋅
2
3
3
2
2,25 17,2 56,4 40 0,8 337
228 м /мин
30
1,47 17,2
Q
⋅
⋅ ⋅
⋅
=
≈
⋅
3
3
max
=258 м /мин 4,3 м /с
Q
=
3
3
в
=1,47 258 380 м /мин=6,33 м /с
Q
⋅
=
26
2
2
2
2
В
В
УТ
0,51
0,51
0,49
56 6,33
0,49
1570 Па
1,47
Н
RQ
k
=
+
=
⋅
+
=
По полученным данным
3
В
379 м /мин
Q =
,
В
1007 Па
Н =
подходит вентилятор местного
проветривания ВМ-6М, который будет работать нерационально.
Меняем диаметр и материал трубопровода. 0,6 м. ЛХВ.
( )
ВВ
Т.Д.
кр
2
2
УТ
СВ
12,5
12,5 56,4 40 0,503
473 м
1,32 17,2
Q
B k
l
k
S
⋅
⋅ ⋅
⋅
⋅ ⋅
=
=
⋅
⋅
2
3
3
2
2,25 17,2 56,4 40 0,8 473
307 м /мин
30
1,32 17,2
Q
⋅
⋅ ⋅
⋅
=
≈
⋅
3
3
max
=307 м /мин 5,12 м /с
Q
=
3
3
в
=1,32 307 405 м /мин=6,75 м /с
Q
⋅
=
2
2
2
2
В
В
УТ
0,51
0,51
0,49
95 6,75
0,49
3325 Па
1,32
Н
RQ
k
=
+
=
⋅
+
=
По полученным данным
3
В
405 м /мин
Q =
,
В
3325 Па
Н =
подходит вентилятор местного
проветривания ВМ-8М. Проверим его соответствие условиям проветривания наложением
в системе координат “депрессия-производительность вентилятора” аэродинамических
характеристик ВМ-8М и вентиляционного трубопровода ЛХВ диаметром 0,6 м при
разных длинах трубопровода.
Таблица 16
l,м
100
300
500
550
Q в,м
3
/мин
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Q в =600
Q в =700
Q в =800
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Q в =600
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Нв, Па
Нв=104
Нв=234
Нв=415
Нв=649
Нв=934
Нв=1272
Нв=1660
Нв=468
Нв=1055
Нв=1875
Нв=2930
Нв=4220
Нв=778
Нв=1750
Нв=3115
Нв=4865
Нв=810
Нв=1824
Нв=3242
Нв=5066
R ,H
2
8
с /м
⋅
10
50
90
95
K ут
1,07
1,19
1,30
1,32
27
Рис. 4.
Проверка соответствия вентилятора ВМ-8М условиям проветривания:
I-X – индивидуальные характеристики ВМ-8М при углах поворота лопаток -50, -40, -30,
-20, -10, 0, +15, +20, +30, +40, +45
0
соответственно; 1-4 – аэродинамические
характеристики трубопровода длиной 100, 300, 500 и 550м соответственно, 1-40 – точки
пересечения аэродинамических характеристик вентилятора и трубопровода;
Определим длины трубопровода, при которых необходимо изменять угол поворота
лопаток при работе вентилятора ВМ-6М. По координатам точек 1-20 (рис. 4) для
различных углах поворота лопаток строим семейство кривых QB=F(L).
28
Рис. 5 Выбор рационального режима работы вентилятора.
Исходя их рисунка 5, рациональный режим работы вентилятора: до длины 400м
угол поворота лопаток должен быть
0
50
−
, от 400м до 430м
0
40
−
, от 430м до 460м
0
30
−
,
от 460м до 500м
0
20
−
, от 500м до 530м
0
10
−
, от 530м до 550м
0
0 .
При длине выработки от 0 до 400м вентилятор ВМ-8М применять нецелесообразно
из-за большого расхода воздуха, что приведет к большим денежным затратам. А также к
неблагоприятным условиям труда проходчиков.
Рассчитаем все необходимые параметры вентиляции и выберем вентилятор на
участке выработки 400 м.
2
3
3
2
2,25 17,2 56,4 40 0,8 400
285 м /мин
30
1,25 17,2
Q
⋅
⋅ ⋅
⋅
=
≈
⋅
3
3
max
=285 м /мин 4,75 м /с
Q
=
3
3
в
=1,25 285 356 м /мин=5,93 м /с
Q
⋅
=
2
2
2
2
В
В
УТ
0,51
0,51
0,49
70 5,93
0,49
1985 Па
1,25
Н
RQ
k
=
+
=
⋅
+
=
29
По полученным данным
3
В
356 м /мин
Q =
,
В
1985 Па
Н =
подходит вентилятор местного
проветривания ВМ-6М, который будет работать нерационально.
Меняем материал трубопровода на МУ.
2
3
3
2
2,25 17,2 56,4 40 0,8 400
285 м /мин
30
1,25 17,2
Q
⋅
⋅ ⋅
⋅
=
≈
⋅
3
3
max
=285 м /мин 4,75 м /с
Q
=
3
3
в
=1,25 285 356 м /мин=5,93 м /с
Q
⋅
=
2
2
2
2
В
В
УТ
0,51
0,51
0,49
130 5,93
0,49
3686 Па
1,25
Н
RQ
k
=
+
=
⋅
+
=
По полученным данным
3
В
356 м /мин
Q =
,
В
3686 Па
Н =
, выбираем вентилятор ВМ-8М.
Проверим его соответствие условиям проветривания наложением в системе координат
“депрессия-производительность вентилятора” аэродинамических характеристик ВМ-8М и
вентиляционного трубопровода МУ диаметром 0,6 м при разных длинах трубопровода.
Таблица 17
l,м
100
200
300
400
Qв,м
3
/мин
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Q в =600
Q в =700
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Q в =600
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Q в =500
Q в =200
Q в =300
Q в =400
Нв, Па
Нв=415
Нв=935
Нв=1660
Нв=2595
Нв=3737
Нв=5087
Нв=683
Нв=1538
Нв=2733
Нв=4270
Нв=6150
Нв=937
Нв=2110
Нв=3750
Нв=5860
Нв=1165
Нв=2620
Нв=4660
R ,
2
8
Н с /м
⋅
40
70
100
130
K ут
1,07
1,14
1,19
1,25
30
Рис. 6. Проверка соответствия вентилятора ВМ-8М условиям проветривания:
I-X – индивидуальные характеристики ВМ-8М при углах поворота лопаток -50, -40, -30,
-20, -10, 0, +15, +20, +30, +40, +45
0
соответственно; 1-4 – аэродинамические
характеристики трубопровода длиной 100, 200, 300 и 400м соответственно, 1-40 – точки
пересечения аэродинамических характеристик вентилятора и трубопровода;
Определим длины трубопровода, при которых необходимо изменять угол поворота
лопаток при работе вентилятора ВМ-8М. По координатам точек 1-40 (рис. 7) для
различных углах поворота лопаток строим семейство кривых QB=F(L).
31
Рис. 7 Выбор рационального режима работы вентилятора.
Исходя их рисунка 7, рациональный режим работы вентилятора: до длины 250м
угол поворота лопаток должен быть
0
50
−
, от 250 м до 270 м
0
40
−
, от 270 м до 295 м
0
30
−
,
от 295м до 320м
0
20
−
, от 320 м до 345 м
0
10
−
, от 345 м до 390 м
0
0 , от 390 м до 400 м
0
15
+
.
При длине выработки от 0 до 250 м вентилятор ВМ-8М применять нецелесообразно
из-за большого расхода воздуха, что приведет к большим денежным затратам. А также к
неблагоприятным условиям труда проходчиков.
При длине выработки до 400м применяется вентилятор ВМ-8М и трубопровод МУ
диаметром 0,6м, при длине выработки от 400м до 600м применяется вентилятор ВМ-8М и
трубопровод ЛХВ диаметром 0,6м.
32
5. Уборка породы.
5.1. Определение необходимого количества вагонеток
Количество вагонеток, необходимых для вывоза всей горной массы от заходки:
г.м.
т.с.
=
V
n
V
,
где:
г.м.
V - объем горной массы вывозимой за цикл, м
3
.
г.м.
вч.
шп
р
=
η
V
S
l
к
µ
⋅ ⋅
⋅ ⋅
,
где:
вч.
=20,8
S
м
2
- площадь поперечного сечения выработки вчерне;
1,05
µ
=
- коэффициент излишка поперечного сечения; [5].
шп
=2,5
l
м- средняя глубина шпура в комплекте;
9,
0
=
η
- коэффициент использования шпура;
р
2
к = - коэффициент разрыхления породы для пород с f=4-9 [5].
г.м.
20,8 1,05 2,5 0,9 2 98,3
V =
⋅
⋅
⋅
⋅ =
( м
3
);
с
т
V
.
- вместимость транспортного средства, м
3
;
т.с.
в
з
=
,
V
V к⋅
где V
в
= 3,3 м
3
– вместимость вагонетки, м
3
;
k
з
= 0,9 – коэффициент заполнения вагонетки [8].
т.с.
=3,3 0,9=3
V
⋅
( м
3
);
98,3
33
3
n =
≈
(шт.).
5.2. Определение длины партии вагонеток вместе с электровозом
сост
ваг
эл.
=
+
l
l
n l
⋅
,
где: l
ваг
= 3,45 м – длина вагонетки;
n - количество вагонеток в составе,
в
n = 7 шт., (при условии разделения состав из 33
вагонетки на четыре партии по 7 вагонеток и одну партию 5 вагонеток).
эл.
l =4,58 м - длина электровоза.
сост
3,45 7 4,58 28,73 28
l
=
⋅ +
=
≈
(м).
сост
3,45 5 4,58 21,83 22
l
=
⋅ +
=
≈
(м).
сост
3,45 33 4,58 119
l
=
⋅ +
≈
(м).
33
5.3. Выбор схемы призабойного транспорта.
Погрузку породы производим погрузочной машиной 2ПНБ-2 в вагонетки ВГ-3,3,
откатку – двумя электровозами АМ8Д-2 . В качестве путевых обменных устройств
использую два односторонних съезда С924-1/4-1216(левый и правый) длиной 17 м и
расстоянием между соседними осями 1,6 м. [8].
Таблица 18
Параметр
Значение
Колея, мм
900
Тип рельса
Р24
Марка крестовины
1/4
Радиус переводной кривой, м
12
Масса, кг
31,5
Определение эксплуатационной производительности
погрузочной машины
2ПНБ-2 при погрузке в отдельные вагонетки [5]:
экспл.
з
др
т
ваг.
з
т
1
=
;
1
1-α
+
α +
P
t
k
P V
k
k P
ϕ
⋅
⋅
⋅
⋅
⋅
где: ϕ =1,12- коэффициент, учитывающий время выполнения подготовительно –
заключительных работ и простои погрузочной машины [8];
др
=
к
1,12– коэффициент дополнительного разрыхления породы при погрузки [8];
Р
т
=2,5 м
3
/мин – техническая производительность погрузочного средства;
V
в
=3,3, м
3
– вместимость вагонетки;
к
з
=0,9 - коэффициент заполнения вагонетки;
k=0,25–коэффициент снижения производительности машины, при выдержанном профиле
выработки и отсутствии необходимости раскайловки породы [8];
з
t - время обмена груженой вагонетки на порожнюю, мин.
α - доля объема породы, погружаемой машиной (первая фаза погрузки) при развале
породы вдоль выработки [8].
Удельный объем породы, подлежащий механизированной погрузке, для пород с
10
f ≤
:
2
2
7
=1-
1
0,81;
0,24
-0,114
+ 25,7
0,24 7
0,114 7 25,7
f
f
f
α
= −
=
⋅
⋅
⋅ −
⋅ +
На рис. 8 и 9 представлены схемы обмена вагонеток.
34
Продолжительность простоя погрузочной машины при обмене вагонеток определяем по
формуле:
0,5
3,2 3,5 4,58 5 17 5 8 5 17 5 5 16 5 8 5 16 5
(
)/60 0,00417
1,71мин
з
А
t
A
ϑ
+
+
+
+ + + + + + + + + + + + + +
=
=
+
где: A – шаг переноса путевых обменных устройств;
п
г
и
ϑ
ϑ
- скорость откатки соответственно груженой и порожней вагонеток,
2 /
г
м с
ϑ
=
,
2 /
п
м с
ϑ
=
; (Допустимая максимальная скорость движения вагонеток –
2,0 м/с). Принятие скорости движения вагонеток менее
2 /
г
м с
ϑ
=
приведет к
увеличению продолжительности простоя погрузочной машины и, следовательно, к
уменьшению производительности погрузочной машины и к увеличению фактической
скорости проходки).
(
)
(
)
3
экспл.
1
1
=
=
, м / мин ,
0,00142 +1,141
1-0,81
1
0,00417 +1,71
+
0,81+
1,12 1,12
2,0
3,3 0,9
2,5 0,25
P
A
A
⋅
⋅
⋅
⋅
⋅
Наиболее рациональный шаг переноса путевых обменных устройств находим,
составляя зависимость эксплуатационной производительности процесса «Уборка породы»
(Р
э
) от шага переноса путевых обменных устройств (А) и от продолжительности уборки
породы (Т).
Таблица 19
А
P
t
T
10
51,94
0,029
1,89
20
51,31
0,030
1,92
30
50,69
0,031
1,94
40
50,09
0,031
1,96
50
49,50
0,032
1,99
60
48,93
0,033
2,01
70
48,37
0,033
2,03
80
47,82
0,034
2,06
90
47,29
0,035
2,08
100
46,77
0,035
2,10
110
46,25
0,036
2,13
35
Рис. 10 . Определение шага переноса путевых обменных устройств.
1 – требуемая эксплуатационная производительность
2- зависимость эксплуатационной производительности уборки породы (Р) от шага переноса (А)
путевых обменных устройств.
Шаг переноса путевых обменных устройств примем равным 90 м. (при откатке
электровозом шаг переноса путевых обменных устройств 90-100 м).
5.4. Определение продолжительности погрузки:
пор
погр
экс
=
,
W
T
P
где: W
пор
= 98,3 м
3
– объём погружаемой породы за цикл;
P
ЭКС
= 47,29 м
3
/ч – эксплуатационная производительность погрузочной машины.
погр
98,3
=
=2,08
47,29
T
(ч).
36
6. Построение графика организации проходческих работ и определение
технико-экономических параметров проведения выработки.
6.1. Подсчет продолжительности работ по эксплутационной
производительности.
6.1.1. Определение продолжительности БВР.
Состав работ.
Перед началом бурения с помощью электровоза подгоняет установку к забою.
Бурильную установку закрепляют, осматривают, подсоединяют шланги для сжатого
воздуха и воды, заливают масло в гидросистему, смазывают и опробуют на холостом
ходу. Одновременно с этим, два проходчика во главе со звеньевым производят разметку
шпуров, предварительно осуществив проверку направления горной выработки. После
окончания бурения каждый шпур продувают и закрывают деревянной пробкой.
Раскрепление установки, отсоединение шлангов сжатого воздуха и воды и отгон ее
на взрывобезопасное расстояние производят всем звеном.
При бурении установкой БУЭ-3Т: 2 человека находятся на пульте управления и
1 - у забоя. Продолжительность БВР [1]:
Объем буровых работ:
Б
84,3
W =
(шп- м);
Расчет продолжительности бурения:
Б
бур
Б
W
T
P
=
,
где
Б
P - эксплуатационная производительность БУЭ-3Т,
Б
70
P =
шпм/ч;
бур
84,3
1,2
70
T =
=
(ч);
БВР
бур
З
взр
=
+ + ,
Т
Т
t t
где: Т
бур
=1,06 ч – продолжительность бурения шпуров;
t
З
- продолжительность заряжания шпуров, ч;
з.ш.
шп
З
з
=
,
t
N
t
n
⋅
где:
з.ш
=0,05
t
ч - продолжительность заряжания одного шпура [5];
шп
=33
N
- количество шпуров;
з
=5
n
- количество человек участвующих в заряжании шпуров;
37
З
0,05 33
0,33
5
t
⋅
=
=
(ч);
t
взр
= 0,1 ч - продолжительность работ направленных на взрывание;
БВР
1,2 0,33 0,1 2,13 2 ч 5 мин
Т
=
+
+
=
=
;
6.1.2. Определение продолжительности уборки породы.
В начале смены проходчики осматривают забой и приводят его в безопасное
состояние. Породопогрузочную машину осматривают и смазывают, после чего
приступают к погрузке породы. Один из проходчиков управляет машиной, другой
наблюдает за шлангом сжатого воздуха и электрокабелем, а также производит
разравнивание породы в вагонетке, подкидку породы к машине. Зачистку пути производят
во время замены вагонеток.
Продолжительность погрузки породы и её транспортировки составляет (п.5.4):
Т
погр
= 2,08 (ч).
6.1.3. Определение продолжительности постоянного крепления выработки.
Трудоемкость
доставки
крепежных
материалов
при
использовании
железобетонной затяжки:
k
L
S
b
q
⋅
+
+
=
20
)4
(
5
под
пр
дост
где
под
L - расстояние подноски крепежных материалов
под
L =26 м;
b - длина затяжки, b = 0,75 м;
k - коэффициент, учитывающий длительность отдыха проходчиков,
15
,1
=
k
дост
5 0,75 (20,8 4) 26
1,15 28,1
20
q
+
⋅
+ ⋅
=
⋅
=
чел.
.
мин/арку
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
дост
28,1
5,6
5
t
=
=
мин/арку
Трудоемкость выравнивания боков и кровли выработки:
k
f
f
S
q
⋅
⋅
+
⋅
+
⋅
+
=
)
07
,0
167
,0
216
,0
)(
06
,0
364
,0(
25
,
13
2
пр
выр
38
2
выр
13,25(0,364 0,06 20,8) (0,216 0,167 5 0,07 5 ) 1,15 68,8
q =
+
⋅
⋅
+
⋅ +
⋅
⋅
=
(чел.
.
мин/арку)
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
выр
68,8
13,76
5
t
=
=
( мин/арку);
Трудоемкость установки верхняка:
k
S
q
⋅
−
=
)
85
,2
(
96
,1
пр
верх
верх
1,96 (20,8 2,85) 1,15 40,5
q
=
⋅
−
⋅
=
(чел.
.
мин/арку) ;
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
верх
40,5
8
5
t
=
= ( мин/арку) ;
Трудоемкость установки стоек:
k
S
q
⋅
−
=
)
15
,3
(1,
2
пр
верх
верх
2,1 (20,8 3,15) 1,15 42,6
q
=
⋅
−
⋅
=
( чел.
.
мин/арку) ;
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
верх
42,6
9
5
t
=
= (мин/арку) ;
Трудоемкость соединения элементов крепи :
=
соед
q
21,9 k⋅ ;
=
соед
q
25 (чел.
.
мин/арку) ;
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
5
25
соед
=
t
=5 (мин/арку) ;
Трудоемкость расклинивания арки:
=
раск
q
10,35 k⋅ ;
=
раск
q
12 (чел.
.
мин/арку) ;
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
39
раск
12
2,4
5
t
=
=
(мин/арку) ;
Трудоемкость устройства лунок:
=
лун
q
12,0 k⋅ ;
=
лун
q
13,8 (чел.
.
мин/арку) ;
Выполняют пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
5
8,
13
лун
=
t
= 3 (мин/арку) ;
Трудоемкость заготовки и подготовки элементов крепи:
=
загот
q
4,4 k⋅ ;
=
загот
q
5 (чел.
.
мин/арку) ;
Выполняют три проходчика. Продолжительность выполнения:
=
загот
t
2 (мин/арку) ;
Трудоемкость устройства подмостей:
=
подм
q
2,7 k⋅ ;
=
подм
q
3 (чел.
.
мин/арку);
Выполняют два проходчика. Продолжительность выполнения:
=
подм
t
1,5 (мин/арку) ;
Трудоемкость затяжки кровли выработки :
k
d
S
q
⋅
−
−
=
52
,3
)
91
,0
(4
,7
095
,0
пр
зт.вр
;
где d - количество арок на 1 м выработки d=1,33.
зт.вр
7,4(20,8 0,91) 3,52
0,095
1,15 11,8
1,33
q
−
−
=
⋅
=
(чел.
.
мин/арку);
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
зт.бок
11,8
2,36
5
t
=
=
(мин/арку);
Трудоемкость затяжки боков выработки:
40
k
d
S
q
⋅
−
−
=
52
,3
)
91
,0
(4
,7
143
,0
пр
зт.бок
;
зт.бок
7,4(20,8 0,91) 3,52
0,143
1,15 17,82
1,33
q
−
−
=
⋅
=
(чел.
.
мин/арку);
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
зт.бок
17,82
3,56
5
t
=
=
мин/арку;
Трудоемкость забутовки кровли выработки:
k
d
S
q
⋅
−
−
=
52
,3
)
91
,0
(4
,7
28
,0
пр
забут.кр
;
забут.кр
7,4(20,8 0,91) 3,52
0,28
1,15 29,3
1,33
q
−
−
=
⋅
=
(чел.
.
мин/арку);
Работы выполняет пять проходчиков. Продолжительность выполнения:
забут.кр
29,3
5,86
5
t
=
=
(мин/арку);
Трудоемкость забутовки боков выработки:
k
d
S
q
⋅
−
−
=
52
,3
)
91
,0
(4
,7
42
,0
пр
забут.бок
;
забут.бок
7,4(20,8 0,91)
0,42
1,15 53,4
1,33
q
−
=
⋅
=
(чел.
.
мин/арку);
Работы выполняет пять проходчиков. Время выполнения:
забут.бок
53,4
10,68
5
t
=
=
(мин/арку).
В табл.20 приведен расчет продолжительности крепления.
41
Таблица 20
Определение продолжительности крепления
№
Вид работ
Рабочих
занято
Продолжительность
при установке, мин
3 арки
1
Доставка крепежных материалов
5
17
2
Выравнивание боков и кровли
5
41
3
Установка верхняка
5
24
4
Установка стоек
5
27
5
Соединение элементов крепи
5
15
6
Расклинивание арки
5
7
7
Устройство лунок
5
9
8
Заготовка и подготовка элементов крепи (3
проходчика) в совмещении с устройством
подмостей (2 проходчика)
5
6
10
Затяжка кровли выработки
5
7
11
Затяжка боков выработки
5
11
12
Забутовка кровли выработки
5
18
13
Забутовка боков выработки
5
32
14
Суммарная продолжительность
214
Т
крепл.
= 3,57 (ч) = 214 мин;
6.2. Продолжительность вспомогательных работ.
6.2.1. Устройство водоотливной канавки.
Состав работ (§ Е36-1-113, табл. 1, 1, в.).
1. Разборка взорванной породы отбойными молотками или вручную с оборкой канавки по
профилю.
2. Погрузка породы в вагонетку и откатка на расстояние до 20 м.
3. Проверка профиля канавки.
Норма времени 1,1 чел.-ч/м.
42
Численность звена 2 проходчика (5 разряд).
Трудоемкость операции:
q
i
= W
i
∙ H
вр
= 2,25 · 1,1 = 2,48 чел-ч.
Продолжительность операции:
2,48
=
=1,24 ч
2
i
i
i
q
t
n
=
6.2.2. Крепление водоотводной канавки сборными железобетонными лотками без
крышек.
Состав работы (§ Е36-1-113, табл. 4, 2, а.).
1. Очистка канавки.
2. Укладка лотков.
3. Проверка правильности укладки лотков.
4. Заделка стыков цементным раствором.
Норма времени на 1 м канавки: H
вр
=0,72 чел.-ч/м.
Численность звена 2 проходчика (5 разряд).
q
i
= W
i
∙ H
вр
=2,25 · 0,72 = 1,62 чел-ч.;
1,62
=
0,81
2
i
t
=
ч.
6.2.3. Наращивание вентиляционного става.
Состав работ (Е36-1-90, табл. 1, 2, а.).
1. Изготовление и навеска подвесок из проволоки.
2. Навеска труб.
3. Соединение стыков труб.
4. Изготовление и укладка прокладок.
5. Приготовление раствора для промазки труб.
6. Промазка стыков труб глиняным или цементным раствором.
7. Проверка магистралей соединения.
Норма времени на 10 м трубы диаметром 500-600 мм составляет 0,54 чел.-ч/м.
Численность звена 2 проходчика (5 разряд).
Удельная трудоемкость операции:
q
i
= W
i
∙ H
вр
=
2,25
0,54
10
⋅
=0,12 чел-ч.
Продолжительность операции:
0,12
=
= 0,06ч
2
i
i
i
q
t
n
=
,
43
6.3. Продолжительность путевых работ.
6.3.1. Укладка временного пути.
Состав работ (Е-36-1-116, табл. 1,2, д.).
1. Выравнивание и зачистка полотна пути.
2. Укладка шпал и рельсов.
3. Скрепление рельсов планками и болтами и пришивка их костылями к шпалам.
4. Подбивка породы или щебня под шпалы и между шпалами.
5. Проверка правильности укладки пути по шаблону и ватерпасу.
6. Норма времени на 1 м пути (Р-24, расстояние между шпалами 1 м) 0,69 чел.-ч/м.
Численность звена 5 проходчиков (5 разряд).
Трудоемкость операции:
q
i
= W
i
∙ H
вр
= 90 ∙ 0,69 =62 чел-ч.
Продолжительность операции:
2,25 62
=
=
= 0,31ч
90 5
i
i
i
q
t
n
⋅
⋅
,
6.3.2. Снятие временных рельсовых путей
Состав работ (Е36-1-117, табл. 1,3, в.).
1. Выдергивание костылей, разболчивание и снятие рельсов.
2. Раскайловка балласта.
3. Извлечение шпал.
4. Относка на расстояние до 20 м и укладка в штабеля рельсов, шпал и др.
Норма времени на 1 м пути составляет 0,26 чел.-ч/м.
Численность звена 3 проходчика (5 разряд).
Трудоемкость операции:
q
i
=W
i
∙H
вр
=180 ∙ 0,26 = 46,8 чел.-ч.
Продолжительность операции:
2,25 46,8
=
= 0,39ч
90 3
i
i
i
q
t
n
⋅
=
⋅
,
44
6.3.4. Укладка постоянного рельсового пути.
Укладка постоянного рельсового пути, проводится на расстоянии 90 м от забоя, на длину
1800 м.
Состав работ (Е36-1-116, табл. 4, 4, б.).
1. Выравнивание и расчистка полотна пути.
2. Укладка шпал и рельсов.
3. Скрепление рельсов планками и болтами.
4. Рихтовка пути.
5. Проверка правильности укладки пути по шаблону и ватерпасу.
6. Подкатка, разгрузка и подсыпка балласта.
7. Прибалчивание рельс к шпалам.
8. Подъем пути на балласт и подбивка балласта между шпалами.
9. Засыпка шпальных ящиков балластом.
Норма времени на укладку 1м пути составляет (Р-33, расстояние между шпалами
1м) 1,8 чел.-ч/м.
Численность звена 2 проходчика (5 разряд).
Трудоемкость операции:
q
i
= W
i
∙ H
вр
= 180 · 1,8 = 324 чел-ч.
Продолжительность операции:
( )
2,25 324
=
=1,62 ч
5 90
i
i
i
q
t
n
⋅
=
⋅
.
6.3.5. Определение продолжительности переноса путевых обменных устройств.
(Е36-1-118, , табл. 1, 8 а, табл. 1, 8 б)
Нормы времени на перенос съезда рельс Р24:
2
1
Н
Н
Н
+
=
,
где
1
Н
- норма времени на снятие съезда,
7,
9
1
=
Н
чел.час;
1
Н
- норма времени на укладку съезда,
33
1
=
Н
чел.час.
7,
42
33
7,
9
=
+
=
Н
чел.час
Продолжительность переноса двух съездов при работе пяти человек:
( )
2,25 42,7
=
= 0,21 ч
5 90
i
i
i
q
t
n
⋅
=
⋅
;
45
Исходя из графика организации работ, продолжительность проходческого цикла
составляет Т
Ц
=11,25 ч. Значит, фактическая скорость проведения выработки составит:
шп
см
см
р
факт.
ц
η
2,5 0,9 6 4 25
=
=
120
11,25
l
t n n
V
T
⋅ ⋅ ⋅
⋅
⋅
⋅ ⋅ ⋅
=
(м/мес).
Фактическая скорость проходки совпадает с проектной.
6.4. Производительность труда рабочих
Производительность труда проходчика:
,
V
П
n
=
где:
n
– численность проходческой бригады, чел;
V – скорость проведения выработки в месяц, м, м
3
/ед. времени.
1) Производительность труда проходчика, м/чел
1
120
П =
=6,0
20
(м/ мес-чел).
2) Производительность труда проходчика, м
3
/чел
2
120 17,2
П =
=103,2
20
⋅
(м
3
/мес-чел).
3) Производительность труда проходчика, м
3
/чел
3
120 17,2
П =
=1,03
20 25 4
⋅
⋅ ⋅
(м
3
/ чел-см).
6.5. Технико-экономические показатели проведения выработки.
Таблица 21
№
п/п
Показатели
Единица
измерения
Значение
1
Скорость проведения выработки
м/мес
120
2
Численность человек в бригаде
чел
20
3
Производительность труда
м/чел-мес
м
3
/чел-мес
м
3
/чел-см
6,0
103,2
1,03
4
Продолжительность проходческого цикла
ч
11,25
5
Глубина заходки
м
2,25
6
Коэффициент использования шпуров
-
0,9
46
7. Список использованных источников:
1. Единые нормы времени и расценки на строительные, монтажные и ремонтно-
строительные работы. Сборник Е-36. Горнопроходческие работы. Вып.1.
2. Горнопроходческие работы при строительстве угольных шахт и карьеров. М: Недра,
1983.
3. Перечень рекомендуемых промышленных взрывчатых материалов, приборов
взрывания и контроля/ Межведомственный совет по взрывному делу при
Госгортехнадзоре СССР. – 3-е изд., перераб. и доп. – М.: Недра, 1987.
4. Прейскурант №19-02. Оптовые цены на оборудование горно-шахтное. М.:
Прейскурантиздат, 1981.
5. Смирняков В. В., Вихарев В. И., Очкуров В. И. Технология строительства горных
предприятий: Учебник для вузов. - М: Недра,1989.
6. Технология строительства горизонтальных выработок: Учеб. пособие/ В. И. Очкуров;
Санкт-Петербургский горный ин-т. СПб, 1997.
7. Типовые сечения горных выработок/ Государственное научное - техническое
издательство литературы по горному делу. М.: 1960.
8. Шахтное и подземное строительство в примерах и задачах: Учеб. пособие/ А.Г.
Протосеня, И.Е. Долгий, Ю.Н. Огородников, В.И. Очкуров; Санкт-Петербургский
горный ин-т. СПб, 2001.
9. Справочник инженера шахтостроителя, т.2, под общей редакцией Белого В.В., М:
Недра 1983.
Информация о работе Буровзрывная технология проведения горизонтальной выработки в однородном массиве