Строительство и реконструкция горных предприятий

____________Федеральное агентство по образованию____________

Московский государственный горный университет

Кафедра «Строительство подземных сооружений и шахт»

Курсовой проект:

по дисциплине

«Строительство и реконструкция горных предприятий»

Выполнил: студент гр. ТПУ – 3 – 04

Киселёв А.М.

Проверил: доцент кафедры СПС и Ш.

Романов В.Н.

Москва 2007

СОДЕРЖАНИЕ.

1. Введение……………………………………………….…3

2. Задание…………………………………………………...4

3. Выбор материала и конструкции крепи. Определение формы и размеров поперечного

сечения выработки……………………………………..5

4. Основные положения технологии,

механизации и организации работ…………………...7

5. Буровзрывной способ……………………………….….8

6. Выбор схемы соединения электродетонаторов….....11

7. Проветривание и приведение забоя в

безопасное состояние…….……………………………12

8. Эксплуатационная производительность погрузочной машины……………………………………………….……14

9. Организация проходческих работ……………….15

10. Литература…………………………………………….20

1. ВВЕДЕНИЕ.

При составлении курсового проекта необходимо широко использовать материалы учебной, научно-технической и производственной литературы, которые отражают современный опыт новаторов производства по освоению передовой техник, механизации трудоемких процессов и организации труда и безопасное ведение горных работ.

При выполнении курсового проекта или его раздела студент по согласованию с руководителем проекта может изменить заданные исходные данные при условии, что его разработки могут быть использованы в проектной документации на строительстве горных выработок конкретного горного предприятия. В этом случае в пояснительную записку подшивается заключение на бланке предприятия о принятии технической разработки студента к использованию в производстве.

Для решения задач связанных с увеличением добычи полезных ископаемых, совершенствованием техники и технологии строительства и эксплуатации горных предприятий и повышением производительности труда необходимы строительство новых и реконструкция действующих горных предприятий.

В капитальном строительстве основной задачей является повышение эффективности капитальных вложений за счет улучшения планирования, проектирования и организации строительного производства, сокращения продолжительности и снижения стоимости строительства горных выработок.

Практическим закреплением теоретической части и завершением изучения курса является выполнение курсового проекта, который представляет собой вполне законченный технический документ на проведение горной выработки. Курсовой проект предусматривает выбор способа проходки основных технологических процессов, составление графика цикличности и определение технико-экономических показателей. Специальная часть или один из разделов проекта выполняется с использованием ЭВМ.

2. Задание.

Составить проект проведения откаточного штрека при следующих

горнотехнических условиях:

1. Годовая добыча, поступающая по проектируемой выработке – 900 тыс.т.

2. Характеристики пересекаемых пород: f = 7,0 .

3. Количество путей в выработке – 2 пути.

4. Срок службы выработки – 4 года.

5. Специальная часть проекта - «Механизация трудоёмких процессов».

6. Протяженность выработки – 590 м.

3. Выбор материала и конструкции крепи. Определение формы и размеров поперечного сечения выработки.

Размеры поперечного сечения выработки в свету определяются графическим способом с учетом ее назначения, габаритов транспортного или станционного оборудования, числа путей и проходов, емкости вагонеток и типа электровозов, зазоров, предусмотренных правилами безопасности, принятой формы поперечного сечения. Затем аналитическим способом в соответствии с требованиями ПБ производится проверочный расчет поперечного сечения в свету по предельно допустимым скоростям движения воздуха по проектируемой выработке. Полученная в результате расчетов площадь поперечного сечения выработки в свету корректируется в соответствии с существующими типовыми сечениями горных выработок.

В зависимости от гидрогеологической характеристики горных пород и срока службы выработки принимается и обосновывается материал крепи, который предопределяет ее конструкцию. Выбор производится на базе рассмотрения возможных для данных условий различных вариантов материала и конструкции крепи. Форму поперечного сечения выработки устанавливают в соответствии со свойствами пород, величиной и направлением горного давления и принятой конструкцией крепи.

Размеры толщины крепи принимаются на основании данных практики по литературным источникам либо определяются по существующим формулам. Затем определяются размеры сечения выработки вчерне и в проходке, в соответствии с СНиП III-11-77.

Исходя из заданных условий, выбираем арочную крепь из спецпрофиля СВП.

Для данной курсовой работы выбираем из справочника типовых сечений двухпутевой штрек на прямолинейном участке с двумя проходами и уширенным межпутьем.

Определим ширину сечения в свету:

B = m + 2A_Э + p + n

m-зазор между подвижным составом и внутренней стенкой крепи первого прохода равен 830 мм.

n-ширина прохода для людей, равная 1030 мм на высоте 1800 мм от УГР.

А_Э-ширина электровоза 2К14-2, равна 1350 мм.

р-зазор между подвижными составами, равен 550 мм.

В = 830 + 2 * 1350 + 550 + 1030 = 5110 мм.

Определим высоту сечения в свету:

Н = Н_к + h_б + h₀

Согласно ПБ при вагонетках емкостью более 2 м³ применяются рельсы типа Р33 или Р38.

h_п -высота строения пути, при Р33 равна 390 мм.

h_б –высота балластного слоя, равна 200 мм.

h_р -расстояние от уровня балластного слоя до УГР, равно 190 мм.

h _пр- высота рельса, равна 128 мм.

Н_к- высота подв. конт.-го провода от почвы выр.-ки, равна 2390 мм.

Н¹ _к- высота подвески контактного провода от УГР, равна 2200 мм.

h- высота подвижного состава от головок рельсов, равна 1550 мм.

h₀- высота свода, равная 1/3*В₁.

В₁- ширина выработки по почве.

В₁ = а₁ + а₂ + B

а₁ = ( h + h_p - h_c ) * tgβ = ( 1550 + 190 – 1200 ) * tg 10⁰ = 95 мм.

а₂ = ( 1800 + h_p – h_c ) * tgβ = ( 1800 + 190 – 1200) * tg 10⁰ = 139 мм.

В₁ = 95 + 139 + 5110 = 5344 мм.

h₀ = 1/3*В₁ =1/3*5344 = 1857 мм.

Н – высота выработки.

Н = 2390 + 190 + 1857 = 4437 мм.

Определяем площадь поперечного сечения выработки в свету до осадки:

S¹ _св = В₁((h + h_п) + 0,26*В₁) = 5344((1550 + 390) + 0,26*5344) =18,9 м².

После осадки:

S_св = S¹ _св* 0,94 = 18,9 * 0,94 = 17,7 м².

Определим периметр выработки:

Р = 2(h + h_п) + 2,33 * В₁ = 3880 + 10166 = 16,8 м.

Площадь крепи определим по формуле:

S_кр = Р ( h_кр + h_затяж ) = 16,8 ( 0,123 + 0,05 ) = 2,9 м².

Площадь вчерне:

S_вч = S _св + S_кр = 17,7 + 2,9 = 20,6 м².

Площадь в проходке:

S_пр = S_вч * КИС = 20,6 * 1,04 = 21,4 м² .

Определим скорость движения воздуха в выработке по формуле:

V = ( А_с * q * K ) / (60 * Sсв)

V = 7 м/с.

А_с – суточная добыча, перевозимая по выработке, равная 900 т.

q- норма возд. на 1т добычи, равна 1м³/ч. для негазовых предприятий.

К – коэффициент запаса воздуха, равен 1,45 – 1,5.

По ПБ скорость движения воздуха в выработке, где могут находиться люди должна быть не более 8 м/с и не менее 0,25 м/с.

Принимаем типовое сечение.

S_пр = 20,5 м².

S¹ _св = 17,2 м².

S_св = 16,4 м².

S_вч = 19,7 м².

Р = 15,6 м.

Высота от подошвы до вершины свода до осадки равна 4210 м, после осадки равна 4110 м.

Принимаем крепь АКП-3 из спецпрофиля СВП-27 с максимальной податливостью 10 см, так как породы достаточно крепкие. Шаг крепи равен 1000 мм.

4. Основные положения технологии, механизации и организации работ.

Горногеологические условия не позволяют проходить выработку обычным способом, так как почва и кровля выработки сложена относительно крепкими породами.

На данном участке рациональнее применить буровзрывной способ разрушения пород.

Применим пирамидальный вруб, так как он применяется в плотных, крепких породах.

В качестве основного горнопроходческого оборудования выбираем буропогрузочную машину 2ПНБ-2, буровую установку БУЭ3, электросверла ручные СЭР – 19М.

Характеристики 2ПНБ-2:

производительность – 2,5 м³/мин;

скорость рабочая – 0,15 м/с;

ширина захвата – 1800 мм;

длина – 7800 мм;

ширина – 1800 мм;

высота – 1450 мм;

масса – 11850 кг.

Характеристики БУЭ3:

диаметр буровой коронки – 43 мм;

ширина забоя – 5,4 м;

высота забоя – 4,2 м;

диаметр шпура – 43 мм;

масса – 9800 кг.

Характеристики СЭР 19М:

частота вращения – 340/700 об/мин;

длина – 370 мм;

ширина – 318 мм;

высота – 300 мм;

масса – 18 кг.

Примем основные организационные параметры:

-продолжительность смены -7 ч;

-число рабочих дней в неделе - 5;

-число рабочих дней в месяце -22;

-продолжительность цикла;

-число циклов в сутки;

-среднемесячная техническая скорость проходки выработки не ниже нормативной (табл.3. СНиП –III-11-77).

5. Буровзрывной способ.

Выполним расчет параметров буровзрывного комплекса.

Выберем тип ВВ и СВ.

Наибольшее применение на горных предприятиях нашла взрывчатка типа Аммонит №6 ЖВ с работоспособностью Р = 360-380 см³. В качестве средства взрывания врубовых шпуров применим электродетонаторы ЭДЗИ-1,

ЭДЗИ-2, ЭДЗИ-3, ЭДЗИ-4,с жёстким способом крепления мостика. Для подрыва оконтуривающих и отбойных шпуров применяются электродетонаторы типа ЭДЗИ-5 – ЭДЗИ-10.

Из условий прочности пород выберем пирамидальный вруб, который применяется при горизонтальной трещиноватости пород.

В качестве типа заряда применим обычный колонковый заряд.

Определим удельный расход ВВ. Удельный расход зависит от качества ВВ, свойств пород, размеров выработки, качества заряжания и забойки шпуров и наличия дополнительных плоскостей обнажения.

Удельный расход ВВ определяется по формуле Н. М. Покровского:

q = q₁ * f₀ * V * e * m

q-удельный расход;

q₁-удельный заряд условного ВВ, определяется по формуле:

q₁ = 0,1f = 0,1 * 8 = 0,8 .

f₀-коэф.-т структуры породы, равен 1,4.

V-коэффициент зажима учитывающий глубину шпуров и сечения в черне. Определяется по формуле:

V = 6,5 / (S_вч )^0,5 = 6,5 / 4,43 = 1,46.

e-коэффициент работоспособности ВВ. Определяется по формуле:

е = А_э /А_п = 380 /380 =1,0,

где А_э - работоспособность эталонного ВВ, а А_п – работоспособность применяемого ВВ.

m - коэффициент изменения расхода ВВ в зависимости от диаметра патрона ВВ.

m = 36 / d_патр

m = 36 / 36 =1,0

При применении патронов диаметром 36 мм m равен 1,0.

Удельный расход ВВ составит:

q = 0,8 * 1,4 * 1,46 * 1,0 * 1,0 = 1,64 кг/м³.

Определим общее количество шпуров:

N_об = N_вр + N_от + N_конт

Определим количество шпуров на заходку:

N_об = 1,27 * q * S_вч / ( d² * Δ * a *К_у)

d-диаметр патрона ВВ, равен 36 мм.

К_у –коэффициент уплотнения заряда, равен (1,15-1,2)

Δ -плотность ВВ в патронах, равна 1100-1200 кг/м³.

а -коэффициент заполнения шпура, равен (0,45-0,85)

N_об = 1,27 * 1,84 * 19,7 / ( 0,036² * 1,2 * 0,85 * 1200 ) = 33 шпуров.

N_вр = 9 шпуров.

N_конт = ((Р_вч – В₁) / а_к) – 1

N_конт = ((15,6 – 5,573) / 0,75) – 1 = 13 шпуров.

N_от = N_об - N_вр - N_конт

Количество врубовых, отбойных и оконтуривающих шпуров должно удовлетворять условию:

N_вр : N_отб : N_конт = 1 : 1,3 :1,5

N_от = 33 – 9 – 13 = 11 шпуров.

Определим оптимальную наклонную глубину шпура:

l_ш = 0,8 Т_ц / ((η * sinα_cp* S_пр ) / (n * p) + N * φ / ( k * v) +

η * sinα_cp * φ₁ / ( z * m_кр* H_кр))

l_ш = (0,8 * 7) / (((0,95 * 0,99 * 20,5) / (1*2,5)) + (33 * 0,8) / (2*13,6) +

(0,95 * 0,99 * 0,1) / (1 * 0,33 * 0,12))) = 2,5 м.

Т_ц -продолжительность проходческого цикла.

η -КИШ, равный 0,9 для врубовых шпуров и 0,95 для отбойных и оконтуривающих.

n – число погрузочных машин, 1 шт.

m_кр – кол-во крепильщиков.

z – шаг крепи,1000 мм.

р – нормированная производительность погрузочной машины.

k – число бурильных машин, 2шт.

H_кр – норма выработки по креплению (по ЕНиРу).

φ₁-коэффициент совмещения процессов, равен 0,1 (90% совмещенных, 10% несовмещенных).

Определим глубину отбойных шпуров:

l_отб = l₁ / sin α_cp = 2,5 / 1,0 = 2,5 м.

Глубина оконтуривающих шпуров находится по формуле:

l_конт = l_отб / sin α_Конт = 2,5 / 0,99 = 2,52 м.

Глубина врубового шпура определяется по формуле:

l_вр = l_отб / sinα_конт + 0,15 = 2,5 / 0,99 + 0,15 = 2,66 м.

Количество врубовых, отбойных и оконтуривающих шпуров должно удовлетворять условию:

N_вр : N_отб : N_конт = 1 : 1,3 :1,5

N_вр = N * / (1+1,3+1,5) = 9 шт.

N_отб = N*1,3/(1+1,3+1,5) = 11 шт.

N_конт = N*1,5/(1+1,3+1,5) = 13 шт.

Определим расстояние между шпурами.

Расстояние между устьем оконтуривающего шпура и стенкой выработки следует принимать в пределах 0,1 – 0,25 м.

а _конт = l _конт * cos α _конт = 2,52 * 0,087 = 0,22 м.

а _вр = l _вр * cos α _вр+ b/2 = 2,66 * 0,259 + 0,2 = 0,43 м.

b = ( 0,1 – 0,4 ) м.

Расстояние между оконтуривающими шпурами:

а¹_конт = 4 * (S_вч )^0,5/ N _конт = 4* 4,43 / 13 = 1,36 м.

а _от = Р / N_от = 15,6 / 11 = 1,41м.

Определим расход ВВ на 1 заходку:

Q = q * Sпр * l * η = 1,64 * 20,5 * 2,5 * 0,9 = 75,6 кг.

Определим среднюю массу, приходящуюся на один шпур:

q_ср = Q / N = 75,6 / 33 = 2,3 кг.

Определим расчетную массу заряда по типам шпуров:

q_вр = q_ср * ( 1,1 -:- 1,2 ) = 2,3 * 1,2 =2,7 кг.

q_отб = q_ср = 2,3 кг.

q_ок = q_ср = 2,3 кг

Применим патрон ВВ диаметром 36 мм, массой 300 г, длиной 250 мм.

Фактическая масса заряда должна быть кратной массе одного патрона ВВ.

Для врубовых шпуров:

q¹_вр = 9 * 0,3 = 2,7 кг.

Длина заряда также должна быть кратной длине одного патрона ВВ.

l_зар = 9 * 0,25 = 2,25 м.

Длина забойки шпура:

l_заб = l_вр - l_зар = 2,66 – 2,25 = 0,41 м.

Коэффициент заполнения шпура равен

а_вр = l_зар / l_вр = 2,25 / 2,66 = 0,84

Для оконтуривающих шпуров:

q¹_ок = 8 * 0,3 = 2,4 кг.

l_зар = 8 * 0,25 = 2,0 м.

l_заб = l_ок - l_зар = 2,52 – 2,0 = 0,52 м.

а_ок = l_зар / l_ок = 2,0 / 2,52 = 0,79

Для отбойных шпуров:

q¹_отб = 8 * 0,3 = 2,4 кг.

l_зар = 8 * 0,25 =2,0 м.

l_заб = l_отб - l_зар = 2,5 – 2,0 = 0,5 м.

а_отб = l_зар / l_отб = 2,0 / 2,5 =0,8

Фактическая масса Q_ф всех зарядов определяется по формуле:

q¹_вр* N_вр + q¹_отб* N_отб + q¹_ок* N_ок = 2,7*10 + 2,4*12 + 2,4*15 = 91,8 кг.

6. Выбор схемы соединения электродетонаторов

Выбор схемы соединения электродетонаторов производится из расчета силы тока, поступающей в каждый электродетонатор.

При последовательном соединении:

I = i = E / ( R + n * r ) = 600 / (4,67 + 33*4,2) = 4,18 А.

i = I ≥ iσ

При параллельном соединении:

I = E / ( R + r / n ) =600 / (4,67 + 4,2/33 ) =125 А.

i = I / n ≥ iσ

I – величина тока в электровзрывной сети.

Е – напряжение источников тока, В.

Е = 600 В.

R – расчетное сопротивление одного электродетонатора, Ом.

r = 2 Ом, для константановых мостиков накаливания.

r = 4,2 Ом, для нихромовых мостиков накаливания.

n – кол-во электродетонаторов, равное числу шпуров.

i – сила тока, поступающая в каждый электродетонатор.

iσ – минимальная величина тока на 1 электродетонатор для безотказного взрывания, А.

iσ менее 2,5 А при источнике переменного тока.

iσ более 2,5 А при источнике постоянного тока.

R – сопротивление всех проводов, Ом

R = ρ * l_пр / S _пр

ρ – удельное сопротивление материала провода, Ом * м² / м.

ρ_меди = 0,0175 Ом * м² / м.

l_пр – длина проводов, равна 200 м.

S _пр – сечение провода, равное 0,75 м.

Ожидаемые показатели при проходке БВР.

Подвигание забоя за цикл:

V_ц = l_отб * КИШ = 2,5 * 0,9 = 2,25 м.

V_сут = V_ц * 3 = 2,25 * 3 = 6,75 м.

V_мес = V_сут *N_раб.дн. = 6,75 * 22 = 148,5 м.

Последняя величина является среднемесячной скоростью проходки выработки.

По нормам среднемесячная проходка квершлагов и полевых штреков равна 70 м/мес., штреков по полезному ископаемому 110 м/мес.

Определим объем взорванной породы за один цикл:

V_п = S_пр * V_ц = 20,5 * 2,25 = 46,125 м³

Определим расход ВВ на1 м выработки

Q_1м = Q_ф / V_ц = 91,8 / 2,25 = 40,8 кг/м.

Расход ВВ на 1 м³ породы:

q_1м³ = Q_ф /V_п = 91,8 / 46,125 =1,99 кг/м³.

Для бурения шпуров электросверлами СЭР-19м принимаем буровые штанги длиной 3м и резцы РЦ-13М.

Для установки принимаем полые шестигранные штанги с промывочным каналом, диаметром 25мм и резцы РБ - 42.2 диаметр 43мм.

7. Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние.

Так как выделений ядовитых газов из стен, почвы и кровли нет, то применим всасывающую систему проветривания.

Для проветривания применяются центробежные и осевые вентиляторы с двумя типами двигателей (электродвигатели, пневмодвигатели).

Определим критическую длину выработки:

Z_к = В * в * Кт / (S * K²_{ут труб} * 12,5)

Z_к = 51,9*100*46,7/(20,5*1,54*12,5) = 915 м.

Z_к – критическая длина выработки – длина выработки, на которой газовое облако полностью разбавляется свежей струей воздуха до допустимых пределов.

Определим необходимое количество воздуха по расходу ВВ на один цикл.

Q₁ = 22,5/t*(B*b*S²* Z_к²*φ/K²_{ут труб})^1/2

Q₁ = 2,25/30*(51,9*100*420,25* 968256*0,8/1,54 )^1/2 = 45030,8 м³.

b – газовость 1 кг ВВ.

В – количество одновременно взрываемого ВВ.

S – площадь поперечного сечения в свету.

φ – коэффициент учитывающий обводненность выработки.

K_{ут труб} – коэффициент утечки воздуха для трубопровода.

Определим необходимое количество воздуха по максимальному числу людей в забое. Норма воздуха на 1 человека:6 м³ / мин.

Q₂=6*n , м³/мин

Q₂ = 6*5 = 30 м³/мин.

Определим кол-во воздуха поступающего в выработку согласно правилам безопасности со скоростью 0,25 – 8 м / с.

Q₃ = 60*V_min*S_св=60*0,25*16,4 =256м³/мин.

Производительность вентиляторной установки:

Q₄=Q₃*К_УТ.ТР= 256*1,24 = 320 м³/мин.

Определяем напор вентилятора (депрессию).

Депрессия вентилятора для максимальной длины трубопровода (на конечную проходку выработки).

Для гибкого трубопровода:

h_в = R * Q²₄ + h_{мс ,}

R- аэродинамическое сопротивление трубопровода

Q₄ - подача вентилятора ,м³/с

h_мс - потери давления на местные сопротивления.

h_мс=0,05(R*Q²₄)=0,05* (5,72*320² ) =29286.

h_в=5,72*320²+29286=615014.

Исходя из расчетов параметров вентиляции выберем тип вентилятора, диаметр и тип вентиляционных труб.

Тип вентилятора:

ВМ-8 с подачей до 11 м³/с и давлением до 360 Па.

Тип вентиляционных труб:

гибкие длиной 10 м диаметром 500 мм, изготовленные из чефера с двусторонним покрытием полихлорвинилом. Гибкие трубы соединяются между собой стыковыми кольцами и подвешиваются к тросу, протянутому по выработке. Трос крепится к верхняку выработки. В конце гибкого става следует вставлять металлическую трубу равного диаметра и длиной 1 – 1,5 м.

При приведении забоя в безопасное состояние выполняются последовательно следующие операции:

- закорачиваются концы невзорвавшихся электродетонаторов, так называемых отказов;

- на расстоянии 30 см от отказа параллельно пробуривается шпур;

- шпур заряжается;

- производится подрыв шпура, который приводит к детонации отказа.

8. Эксплуатационная производительность погрузочной машины.

V- объем породы на производственный цикл;

φ- коэффициент учитывающий расход времени на профилактический осмотр, смазку погрузочной машины, осмотр забоя, на удлинение временных путей и прочие непредвиденные простои. φ= 1,15 (по данным практики);

α- коэффициент количества породы которое может быть погружено без применения ручного труда.

α= 0,8-0,85- для однопутевых выработок

α= 0,9-0,95- для двухпутевых выработок

к₀- коэффициент разрыхления породы. к₀=2

t_ч.- продолжительность цикла черпания погрузочной машины.

t_ч=0,02мин.

q_к- емкость ковша, равная 0,03м³

к- коэффициент заполнения ковша, к=0,75

t₁- время обмена вагонеток = 1мин.

V- объем вагонеток

Ψ_ч.- коэффициент заполнения вагонетки =0,9

n- количестко людей на ручной погрузке =4чел.

р- трудоемкость ручной погрузки.

9.Организация проходческих работ.

Определяем объем работ и трудоемкость работ по каждому рабочему процессу.

1. Бурение шпуров.

а) Объем работ по бурению шпуров.

б) Трудоемкость работ по бурению шпуров.

2. Погрузка породы.

а) Объем работ по погрузке породы.

б) Трудоемкость работ по погрузке породы.

3. Возведение постоянной железобетонной крепи.

а) Объем работ по возведению крепи

V_кр.=2арки.

б) Объем работ по возведению крепи

4. Настилка пути.

а) Определяем объем работ по настилке путей.

б) Трудоемкость работ

5. Устройство водоотводной канавки.

а) Объем работ по устройству водоотливной канавки

V_к.=0,3 м³.

б) Трудоемкость работ по разработке породы под водоотводную канавку.

6. Навеска и наращивание прорезиненных вентиляционных труб.

а) V_в.=2м.

б)

7. Заряжание шпуров и прочие вспомогательные работы (установка монорельса, приведение забоя в безлопастное состояние, подгон (отгон) погрузочной машины и т. д.)

8,2*0,1=0,82 чел/смена.

8. Определение продолжительности ненормативных процессов.

t_з.- время заряжания и взрывания шпуров.

t_з=

N-количество шпуров;

t₁-время заряжания одного шпура 3-5 мин.

φ-коэффициент учитывающий одновременную занятость рабочих по заряжанию 0,7-0,9.

t_в.- время проветривания;

t_пр.- время выполнения прочих работ.

t₁- время осмотра и приведения забоя в безлопастное состояние (10-15 мин.)

t₂- время приема сдачи смены (5-10 мин.)

t₃- время подгонки(отгонки) погрузочной машины, подготовка инструмента, оборудования к выполнению работ и удаления их перед взрывными работами (10-15 мин.)

t₄- время установки монорельса с учетом демонтажа 4-мя проходчиками 20 мин.

9. Определение продолжительности нормируемых процессов.

а) Определение времени бурения шпуров.

К- число бурильных машин

V- нормируемая скорость бурения

б) время погрузки породы

в) время на возведение постоянной крепи

г) время на настилку путей

д) Время на устройство водоотводной канавки.

е) Время на наращивание вент. труб.

Определяем комплексную норму выработки.

1. Нормативная

2. Фактическая

10. Список литературы.

1. Шахтное и подземное строительство. / Б.А.Картозия, Ю.Н.Малышев, Б.И.Федунец, 1999 г. Т.1 – 607 с.

2. Технология строительтства подземных сооружений. / И.Д.Насонов, В.А.Федюкин, М.Н. Шуплик, ч.2.М.,Недра, 1983 г.272 с.

3. СНиП 11-94-80. Подземные горные выработки / Госстрой СССР. –

Москва.: Стройиздат, 1982, 31 с.

4. Унифицированные типовые сечения горных выработок.- Киев.:

Будивельник, 1971.