Реферат: Проектирование горно-разведочной выработки
4.4. Расчет заряда и числа шпуров.
Величина заряда на забой (на один цикл ).
Qц = q x Sвч х lотб х h ( 9 )
где q = удельный расход ВВ , кг/м3, определяется по формуле:
f
q = Q х Ö Sвч ( 10 )
Q- поправочный коэффициент ,учитывающий работоспособность применяемого ВВ
520
Q = 360 = 1,4
3,4
q = 1,4 х Ö 7,00 = 0,97
Qц = 0,97 x 7,00 х 2,00 х 0,9 = 12,2 ( кг )
Средняя величина заряда одного шпура:
Qц 12,2
Qср = Nш = 13 = 0,94 ( кг )
Окончательно принимаемая величина заряда ВВ в забое выработки , после уточнения величины заряда в каждом шпуре должна удовлетворять условию:
Q1ц = Nвр х Qвр + Nотб х Qотб » Qц
Q1ц = 5 х 0,6 + 8 х 0,52 = 12,02 ( кг ) » 12,00 ( кг )
lзаряда 0,25 х 2
К заполнения шпура = lотб = 2,00 = 0,6
4.5. Определение границ опасной зоны.
При взрывании шпуровых зарядов в подземных условиях укрытия располагаются за поворотом выработки или в других (естественных) углублениях, например в разлиновке на расстоянии не менее 75м.
5. ПРОВЕТРИВАНИЕ ВЫРАБОТОК И ВЫБОР
ВЕНТИЛЛЯЦИОННОГО ОБОРУДОВАНИЯ.
5.1. Общие положения.
Подземные горизонтальные выработки протяженностью более 10 м должны проветриваться с помощью вентиляторов.
Допуск людей в подземные выработки разрешается после установления в воздухе предельно допустимой концентрации вредных веществ ( ПДК ) :
пыль- (1 – 10) мг/м3
NO2 – 0,00026%
СO – 0,0016%
нормальный состав воздуха: O2 >= 20% CO2<= 0,5%.
Контроль за составом воздуха должен производиться кажды й раз перед допуском людей в выработку.
5.2. Выбор способа проветривания.
Допуск людей в подзеемные выработки разрешается после установления в воздухе предельно допустимой концентрации вредных веществ (ПДК). Способ провввветпиввания - нагнетательныый.Проветривание нагнетанием в выработку свежего воздуха разрешается в вертикальных выработках любой протяженности, а также в горизонтальных и наклонных выработках длиной до 300 м. При нагнетанельном проветривании очистка воздуха в забое особенно интенсивна , воздух подается по удобным в эксплуатации гибким трубопроводам, конец трубопровода расположен на значительном расстоянии от забоя, что предотвращает его повреждения при взрывных работах. Тогда производительность всасывающего вентилятора должна быть увеличена на 10-15 %, т. е. выбранный вентилятор по производительности должен превосходить расчетную минимум на 15%.
5.3. Определение необходимого количества воздуха при нагнетательном проветривании выработки.
Исходными данными являются требования правил безопасности. Количество воздуха должно рассчитываться по выносу пыли, вредным и ядовитым газам, выделяющимся при взрывных работах и работе двигателей внутреннего сгорания. При проектировании учитывается наибольшее количество воздуха, полученное по вышеуказанным факторам. Обычно количество воздуха определяется исходя:
1. Из количества рабочих :
На 1 рабочего необходимо Ю=6м3/мин свежего воздуха
Qзаб = 6 х n, м3/мин ( 11 )
где n- число рабочих
Qзаб = 6 х 2 = 12 ( м3/мин )
2. По расходу ВВ:
21,4
Qзаб = tn х v Q1ц x Sвч x Lв = м3/мин ( 12 )
21,4
Qзаб = 30 х v 12,2 х х 750 = 85,6 (м3/мин )
3. По выносу пыли:
скорость воздуха в выработке >= 0,35 м/с
Qзаб = 0,35 х Sвч х 60, м3/мин ( 13 )
Q3 заб = 0,35 х 7,00 х 60 = 147 ( м3/мин )
Принимаем значения Qзаб = 136,5 м3/мин.
Ввиду наличия утечек в вентиляционном трубопроводе производительность вентилятора должна быть выше значений, определяемых формулой ( 13 ).
С учетом воздуха.
Qзаб
Qв = ηт ( 14 )
ηт – коэффициент доставки воздуха, для текстовинитовых труб протяженностью 700м ?т =0,93 , тогда
147
Qв = 0,93 = 158,1 ( м3/мин )
Такова должна быть минимальная производительность всасывающего вентилятора. Производительность нагнетающего вентилятора должна быть меньше – 0,7 Qвс, для того чтобы исключить распространение загрязненного воздуха по всей выработке.
5.4. Определение потерь напора (депрессии) в вентиляционном трубопроводе.
При всасывании воздуха создается пониженное давление, разность которого с атмосферным является депрессией.
Потери напора в Паскалях при транспортировании воздуха по трубам:
Ит = Rт x Qв2 x ηт (15)
Lт
Rт = R100 x 100 (16)
где: Qв – расчетная пр-ть вентилятора м3/с
Qв - Qв/ 60; R100 – сопротивление 100-метрового участка трубопровода Н х С2/м3 при диаметре труб d = 300 м R100 = 108
150
Rт =108x 100 = 162
Ит = 162х 2,892 х 0,93 = 1258 (Па)
По полученным значениям выбираем необходимый вентилятор – ВМ-3
Нагнетательный вентилятор должен, как уже говорилось иметь меньшую производительност.
Но скорее всего целесообразно использование такого же вентилятора, включая его же на полную мощность. Необходимо проверить соответствия мощности выбранного вентилятора мощности расчетного:
Nв >= Nв1
1,1 х QВ х Нт
Nв = 1000 х ?в , (кВт) (17)
где ? = КПД вентиляционного агрегата
1,1 x 1,7 x 1258
Nв = 1000 x 0,62 = 3.92( кВт)
Nв = 3.92 кВт > Nв 1
* Всасывающий вентилятор должен устанавливаться на расстоянии, не менее 10 м от устья выработки, во избежании попадания туда загрязненного воздуха. Воздух должен выходить в направлении основного движения воздуха вне устья выработки. Нагнетательный вентилятор ставится в 50-60 м от забоя.
6.Водоотлив при проходке
выработки
При проходке горизонтальных выработок вода самотеком поступает в водоотливные канавки. Для улавливания воды, поступающей из горизонтальных и других подземных выработок , создаются водосборники, емкость которых должна соответствовать четырехчасовому притоку воды.Из водосборников вода стационарными насосами откачивается на поверхность.При отсутствии специального оборудования воду можно удалять в подъемных сосудах, однако этот способ,как правило,значительно снижает темпы проходческих работ.
7.Уборка породы
При проведении горизонтальных выработок породу убирают при помощи породопогрузочных машин.
В горизонтальных выработках с площадью сечения более 5 м 2 основное применение находят малогабаритные погрузочные машины ковшового кипа (ППН-1,ППН-2). При выборе той или иной погрузочной машины учитывают ее габвритные размеры в рабочем положении(высоту подъема ковща).
8. ТРАНСПОРТ И ПОДЪЕМ ПОРОДЫ.
При проходке горизонтальной выработки отбитая порода транспортируется с помощью электровозной откатки в вагонетках. При проходке выработки такой протяженностью наиболее целесообразна электровозная откатка по рельсовому пути. Для того чтобы не увеличивать поперечного сечения выработки нужно использовать аккумуляторный электровоз АК2У-600 и сделать проходку однопутевой.
Для проходческих работ удобны малогабаритные вагонетки с опрокидным кузовом ВО-0,8.
9. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ И СОСТАВЛЕНИЕ ЦИКЛОГРАМЫ ПРОХОДКИ ВЫРАБОТКИ.
Полный комплекс рабочих процессов: уборка породы, бурение шпуров, крепление выработки, взрывание и заряжание, геологическое обслуживание и др, обеспечивающих продвигание выработки на одну заходку ( в нашем случае 1,3 - 1,4м в среднем ), образуют проходческий цикл.
Из-за небольшого размера сечение целесообразно выполнения проходческих процессов последовательно (здесь большое влияние оказывает т. ж. геологическое обслуживание выработки, отнимающее львиную долю времени).
Для необходимости достижения максимальных темпов проходки работы должны вестись круглосуточно. Проходческий цикл должен укладываться в целое число смен, в данном случае - 3 смены, с перерывом по 3 часа между сменами. Для проведения выработки организуется комплексная проходческая бригада из 6-и человек (с учетом возможности их размещения в забое выработки и условий обслуживания соответствующих горных машин, их характеристик). Для ликвидации простоев при совмещении профессий состав звена рекомендуется сохранять постоянным в течении рабочей смены. Определяем затраты времени на отдельные процессы проходческого цикла, выполняемые последовательно. Для большинства рабочих процессов
АNвр
Т = Тпзз + n (18)
где: Тиз - время подготовительно-заключительных операций - 0,5 ч.; А - объем работы; Nвр - норма времени, с учетом поправочных коэффициентов; n - число рабочих или число звеньев.
Нормы времени определяются из справочника ЕНВ на геолого-разведочные работы в единицах, соотносящихся с единицами объеме работ.
1. Определение времени необходимого на уборку породы:
Абур х Nвр
Tбур = Тnз + n (19)
Абур = Nвр х lвр + Nотб х lотб Nвр = 0,051 (ЕНВ)
Абур = 5 х 2,2 + 8 х 2.0 = 24
24 х 0,051
Тбур = 0,5 + 2 = 1,1 (ч)
2. Определение времени , необходимого на уборку породы:
Sвч х lзах х Nвр
Туб = Тnз + n (20)
Nвр = 1,3 (ЕНВ) , lзах =2,0 (м)
7,0 х 2,0 х 1,3
Туб = 0,5 + 2 = 2,5 (ч)
3. Определение времени, необходимого на крепление выработки:
lзах /a х Nвр
Ткр = Тnз + n (21)
Nвр = 3,29 (ЕНВ)
1,2 х 3,29
Ткр = 0,5 + 2 = 2,5 (ч)
В сумме они дают 6 часов - полный рабочий день и 3 часа на проветривание и заряжание и взрывание, а т. ж. на геологическое обслуживание . Цикл - 9 часов, в сутки - 3 цикла.
Работу следует начинать с уборки породы.
10. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОСНОВНЫХ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ
ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРОХОДКИ.
Они включают трудовые затраты, расходы основных материалов и энергии.
Трудовые затраты определяются на основании расчетов, выполненных для составления циклограммы. При этом учитываются только затраты рабочей силы. Трудовые затраты управленцев и обслуживающего персонала не учитываются.
Трудовые затраты в человеко-сменах на один цикл:
Тn
Cц = Тсм , где Т – время (22)
1. Бурильщики: цикла, Тсм – время смены.
1,1 х 2
Сц = 6 = 0,36 ( чел. - смены )
2. Крепильщики:
2,5x2
Сц = 6 = 0,83 ( чел. – смены )
1? Уборщики породы:
2,5 х 2
Сц = 6 = 0,83 ( чел. – смены )
Расход материалов в кг на цикл:
1? Буровой стали:
Абур х GБС1
1000
24 x 5
Сбс= 1000 = 0,12
2. Коронок:
Cк = Абур C’ -стойкость буровой коронки с
С’ учетом возможных заточек
Cк = 24 = 0,24 С ‘ = 100 м
100
3. Лесоматериалов:
vокл x lокл
vкц = а
Vокл = 0,785 x d2 x ( ln + 2 lст)=0,785 x 0,04(2,3+2 x 2,8)=
= 0,2
Vгц = hг ( ln + 2lст ) x lзах = 0,034 x (2,3 + 2 x 2,8 ) x 1,8 =
= 0,4
4. Затрраты труда: Эц = Nдв x Тмн
Вентилятор Эц = 2.2 x 9 = 19.8
Электровоз Эц = 4,4 x 9 = 39.6
Погрузчик Эц = 22,0 x 9 = 198
Перфоратор Эц = 1,4 x 9 = 12.6
5. Сжатого воздуха:
Qсж = 60 x Q’сж x Тмн
Qсж-расход сжатого воздуха пневматическим
двигателем, м3/мин.
Qсж = 60 x 5 x 9 = 850
Затраты на 1 м выработки:
C’ц = Сц / lзах = Сц / lотб x п п=0,9
C’уб = 0,83 / 2 x 0,9 = 0,46
C’кр = 0,83 / 2 x 0,9 = 0,46
C’бур = 0,36 / 2 x 0,9 = 0,2
C’взр = 0,167 / 2 x 0,9 = 0,09
V’кц = 0,24 / 2 x 0,9 = 0,13
V’гц = 0,4 /2 x 0,9 = 0,72
Э’ц = 37,6 /2 x 0,9 = 20,8
C’бц = 0,12 /2 x 0,9 =0,07
C’кор = 0,24 /2 x 0,9 = 0,13
Затраты на 1 м3:
C’’ц = Сц / Sвч x lзах = С’ц / Sвч
С’’уб = 0,46 / 7 = 0,07
C’’кр = 0,46 / 7 = 0,07
C’’бур = 0,21 / 7 = 0,03
C’’взр = 0,09 / 7 = 0,01
V’’кц = 0,13 / 7 = 0,02
V’’гц = 0,72 / 7 = 0,1
Э’’ц = 20,8 / 7 = 2,9
C’’бц = 0,06 / 7 = 0,008
C’’кор = 0,13 / 7 = 0,02
Затраты на весь объем:
C = C’ц x Lв
Lв - протяженность выработки,м.
Cуб = 0,46 x 150 = 75
Cкр = 0,46 x 150 =75
Cбур = 0,21 x 150 = 30
Cвзр = 0,09 x 150 = 13.5
Vкц = 0,13 x 150 = 19.5
Vгц = 0,72 x 150 = 108
Эц = 20,8 x 150= 3120
Cбц = 0,06 x 150 = 9.0
Cкор = 0,13 x 150 = 19.5
ра,