Проходка бурового штрека

Проходка бурового штрека.

1. Параметры выработки.

Буровой штрек – горизонтальная подземная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность, пройденная по простиранию месторождения и используемая для бурения камеры, вентиляции, доставки материалов и оборудования.

Параметры горных выработок зависят от:

- количества воздуха, пропускаемого по выработкам

- максимальных размеров транспортных средств для транспортирования горной массы

- допустимого зазора между наружным размером транспортных средств и внутренней стенкой выработки

- материала крепи

- способа передвижения людей по выработке.

Все эти условия регламентируются «ЕПБ при разработке рудных, не рудных и рассыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом», а так же «Строительные нормы и правила при проведении подземных горных выработок».

2. Определение размеров и форм поперечного сечения бурового орта.

Форму поперечного сечения выбираем в зависимости от горно-геологических условий, срока службы и назначения выработки. Исходя из выше перечисленных условий и учитывая типовые проекты, принимаем прямоугольно-сводчатую форму горной выработки. Принимаем основное транспортное средство KSSM-9M, расчет производим по габаритам этой машины.

Габариты KSSM-9M

d – ширина ТС 2480 мм;

h – высота ТС 2480 мм.

2.1. Ширина выработки в свету, В_св, мм

В_св=d+n₁+m

где d – ширина ТС, 2480 мм

m – зазор между стенкой выработки и габаритом подвижного состава, 500мм принимаем с обеих сторон без учета прохода людей.

В_св=2480+2*500=3480 (мм)

2.2. Ширина выработки в вчерне В_вч, мм.

В_вч=В_св+2а

где а – толщина стенок крепи, 50 мм;

В_вч=3480+100=3580 (мм)

2.3. Высота выработки в свету H_св, мм.

H_св=H+h₀

где H – высота транспортного средства, 2480 мм;

h₀ – высота свода, 1/3 В_св=1160 мм;

H_св=2480+1160=3640 (мм).

2.4. Высота выработки в вчерне, H_вч, мм.

H_вч=H_св+h_б+а

где H_св – высота выработки в свету, 3640 мм;

а – толщина крепления, 50 мм;

H_вч=3640+50=3690 (мм).

Радиусы осевой R мм, боковой дуг: r мм:

R=0,692*H

r = 0.262 * H

R_св=0,692*3640=2518,88 (мм);

r_св=0,262*3640=953,68 (мм);

R_вч=0,692*3690=2553,48 (мм);

r_вч=0,262*3690=966,78 (мм).

2.5. Площадь поперечного сечения в свету S_св, м².

S_св=В_св*(h_ст+0,26 В_св)

где h_ст – высота стенки, 2480 мм;

S_св=3480*(2480+0,26*3480)=11,8 (м²).

2.6. Площадь поперечного сечения в вчерне S_вч, м².

S_вч=В_вч*( h_ст+0,26 В_вч)

где h_ст – высота стенки, 2480 мм;

S_вч=3580*(2480+0,26*3580)=12,2 (м²).

3. Выбор крепи бурового штрека.

В нетронутом массиве силы, действующие на породу сверху и с боков, взаимно уравниваются. Однако, в том случае, когда в земной коре проводят горные выработки, равновесно-напряженное состояние породы нарушается. Чтобы предотвратить обрушение горной выработки, применяются особые конструкции, называемые крепью, а процесс возведения их называется креплением. Выбор крепи производится на основании физико-механических свойств и горно-технических параметров пород массива.

3.1. Предварительный прогноз устойчивости руд и пород в выработках

η=(γ*H)/R

где γ – плотность породы, т/м³

H – глубина залегания выработки, м

R – прочность породы на сжатие, т/м²

η=2,6*340/2800*0,6=0,52

η=0,52 – породы слабоустойчивые.

3.2. Окончательный прогноз устойчивости пород в выработках.

Исходя из геомеханической, находим

- безразмерный параметр – 10

- характеристика трещиноватости – 16

- подземные воды – 0

- элементы залегания трещин – 5

- оценка по форме блока – 8

- по сроку службы – 2

Сумма баллов составляет – 41.

По классификации скальных массивов этим баллам соответствует IV_a класс.

Принимаем вид крепи: железобетонные штанги по кровле и бокам, сетка металлическая по кровле и бокам, набрызг бетон по кровле и бокам.

Временная крепь: 1) ж/б штанги постоянной крепи с отставанием 0,7м от груди забоя; 2) н/бетон слоем 2 см с отставанием 5 м от груди забоя.

Постоянная крепь: ж/б штанги, сетка металлическая с отставанием 15 м от груди забоя, н/бетон слоем 5 см с отставанием 15 м от груди забоя.

4. Проведение бурового штрека буровзрывным способом.

Буровзрывной способ проходки применяют в проходках с f>6 при отсутствии опасности разрушения пород, кровли в следствие взрывания шпуровых зарядов. Основными операциями проходческого цикла при применении этого способа является бурение шпуров, заряжание и взрывание зарядов, проветривание, погрузка породы и крепление.

4.1. Выбор бурильных машин и определение их производительности.

Выбор бурильных машин следует производить с условием вида выработки (горизонтальная, наклонная, вертикальная) и горно-геологической характеристикой пород.

Принимаем бурильную машину Минибур А210Р. На установке две бурильные машины. Установка самоходная, пневматическая.

Сменная эксплуатационная производительность Q_см м/смену, с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и ремонтные простои по организационным и техническим причинам.

Q_см=Т – (t_пз+t'_пз­+t_от+t_вв)/(1/(К_о*n*v))+(t_ман+t_ох+t_к)

где Т – продолжительность смены, 360 мин

t_пз – общее время подготовительно-заключительных операций, 2,5% т.

t'_пз – время подготовительно-заключительных операций при бурении, 34 мин;

t_от – время на отдых, 36 мин;

t_вв – время технологических перерывов, 43 мин;

К_о­ – коэффициент одновременной работы буровых машин, 0,78

n – число буровых машин;

v – скорость бурения, 10,78 м/мин;

t_ман – время на манипуляции, 0,05;

t_ох – время обратного хода, 0,4 мин;

t_к – время на замену коронок, 0,1 минута на 1 м.

Q_см=360-(9+34+36+43)/(1/(10,78*2*0,78))+(0,4+0,5+1)=109,7 (м).

5. Проектирование взрывных работ.

В качестве используемого ВВ принимаем относительно не дорогую, имеющую невысокую чувствительность к внешним возбудителям и удовлетворительные взрывные характеристики аммиачно-селитренную взрывчатку – аммонит 6 ЖВ.

Удельный расход (у) ВВ принимаем по табличным данным с учетом поправочного коэффициента.

у = 2,4*0,8=2,0 кг/м³.

Длина шпура L_шп м, определяется по формуле

L_шп= L/(t_р*t_с*n_см*n_ц*η)

где L – длина выработки, 60м;

t_р­ – число рабочих дней в месяце, 25;

t_с – срок проведения выработки, 0,5 месяца;

n_см – число рабочих смен в сутки, 3;

n_ц – число циклов в смену, 1;

η – коэффициент использования шпура, 0,85.

L_шп=60/(25*0,5*3*1*0,85)=2,4 (м)

Число шпуров в забое N, шп

N = 1,27*q*S_ч/▲*d²*K_з

где ▲- плотность взрывчатого вещества в шпуре, кг/м³

d – диаметр патрона или шпура, м

K_з – коэффициент заполнения шпура.

N = 1,27*2,0*12,2/1000*0,043²*0,8=21 шп.

Окончательно число шпуров определяем графически.

Общее количество шпуров – 25 из них:

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

2) Отбойных шпуров – 8, расстояние между ними 850мм;

3) Окантуривающих – 14, расстояние между ними 850мм, между шпурами и контуром выработки – 100мм.

Расход ВВ Qкг на продвижение забоя на цикл:

Q = q*S_вч

Q = 2,0*12,2*2,4=58,56 (кг).

Окончательно применяем 60 кг взрывчатки аммонит 6 ЖВ.

Продвигание забоя за взрыв составит:

L_y = L_шп*0,85

L_y = 2,4*0,85=2 (м)

Суммарная длина шпуров:

Q = 2,4*22+2,6*3=60,6 (м)

Средняя масса одного заряда на шпур:

q = Q/N

q = 60/25

q = 2,4 (кг)

- масса заряда во врубовых шпурах:

q _в = 2,6*3=7,8 (кг)

- масса заряда в окантуривающих шпурах:

q = 14*2,4 = 33,6 (кг)

- масса заряда в отбойных шпурах:

q = 8*2,4 = 19,2 (кг).

Принимаем способ взрывания при помощи волноводов СНВШ с замедлением согласно контуров.

- врубы с замедлением – 0

- отбойные шпуры с замедлением – 20

- окантуривающие шпуры с замедлением – 40.

6. Погрузка породы

Отгрузка породы из забоя производится KSSM – 9M:

- грузоподъемность – 9,6 т;

- емкость ковша – 4,6 м³

- основные размеры: длина 9600мм; ширина 2480мм; высота 2480мм;

- радиус поворота 6635 мм.

Сменная производительность

Q = (T_см-t_пз-t_л)/(t_ос+t_всп) (t_о) (1+K_от) V_k K_з/K_р

где T_см – продолжительность смены, 360 мин;

t_пз – время на подготовительно-заключительные оперции, 40 мин;

t_л – личное время, 10 мин;

K_р – коэффициент рыхления, 1,5;

K_от – коэффициент отдыха, 1,07;

t_вс – время вспомогательных операций, мин.

t_ос = L/V_n + L/V_p + t_n + t_p

где L – расстояние транспортировки, 0,6;

V_p – скорость движения с грузом, 3км/час;

V_n – скорость движения порожнего, 6км/час;

t_n - время погрузки, 0,7 мин;

t_p – время разгрузки, 0,3 мин;

t_всп – время на вспомогательные операции, мин;

t_ос = 0,06 / 6 + 0,06 / 3 + 0,7 + 0,4 = 8 мин/рейс.

Q_см = (360-40-10) / (8+3) * (1+0,07) * 4,6 * 0,75 / 1,5 = 114,6 м³/см

7. Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние

Перед допуском людей в выработку, содержание вредных газов необходимо снизить путем проветривания не менее чем до 0,008% по объему при пересчетена условный оксид углерода. Расчет проветривания при нагнетательном способе.

Определяем количество воздуха (Q₃м³/ч) для проветривания горных выработок при проведении взрывных работ

Q₃ = (2.25*S/60*t)**A*L²/S*P²

Где S – площадь сечения, 12,2 м²;

t – время проветривания, 30 мин;

K – коэффициент, учитывающий обводненность, 0,6;

A – количество взрываемого ВВ, 60 кг;

B – газовость ВВ,60л;

L – длина выработки, 60м;

P – коэффициент утечек воздуха, 1,07.

Q_з­ = 2,25*12,2/60*30*= 0,22м³/ч

При применении проходческого оборудования Q_з м³/ч:

Q_з = 5*N/60

Q_з = 5*100/60=9.2 (м³/ч)

Проверяем скорость движения воздуха по выработке:

0,25<9,2/12,2

0,25<0,75 – удовлетворяет условиям.

Потребная подача вентилятора Q_в:

Q_в = 1,07*9,2 = 9,84(м³/ч)

Рассчитываем депрессию трубопровода, H_в (Па)

Н_в = Н_с + Н_м + H_g

где Н_с – статическое давление;

Н_с = р * R * Q²

Н_м = 0.2 Н_с

H_g = υ₁²*γ/2

γ – плотность воздуха, 1,2 кг/м³

υ₁ – скорость движения воздуха в трубопроводе;

R – аэродинамическое сопротивление в трубопроводе;

P = 1,07.

R = 6,5 * 4,5 * 10^-5 * 60 / 1,0⁵ = 1,8(с²/м⁴)

υ _т = Q/п γ²

υ _т = 9,84/3,14*0,5² = 12,5 (м/с)

Н_с = 1,07 * 18 * 9,84² = 186,4 (Па)

Н_м = 0,2 * 186,4 = 37,4 (Па)

H_g = 12,5² * 1,2/2 = 94

Н_в = 186,4 + 37,4 + 94= 317,8

Согласно расчета, принимаем 1 вентилятор местного проветривания ВМ-12. Который обеспечивает производительность до 20 м³/час и давление 1000 Па.

8. Снабжение сжатым воздухом

Производительность компрессорной станции рассчитывается на максимальный расход сжатого воздуха.

Основными потребителями являются: бурильные машины и другая техника, работающая на этом приводе.

Расход сжатого воздуха Q(м³/ч)

Q = q_δ*n_δ*k_δ*­k_м

где q_δ – количество воздуха, потребляемое одной машиной, 13м³/мин;

n_δ – количество машин, 2;

k_δ – коэффициент, одновременной работы машины, 0,8;

k_м коэффициент, учитывающий изношенность машины, 1,092.

Q = 13*2*0,8*1,092 = 22,73(м³/мин)

Потери сжатием воздуха в трубопроводе Q_n.м³/мин

Q_n = q_y*L

Где q_y – утечка воздуха 5;

L – длина трубопровода, 0,06

Q_n = 5*0,06 = 0,3 (м³/мин)

Потребное количество воздуха Q_п, м³/мин

Q_п = Q_δ + Q_n

Q_п = 22.73+0.3 = 23.03(м³/мин)

Диаметр трубы d, мм.

d = 3.18 *

d = 3.18* = 16(мм)

принимаем трубопровод d = 50мм.

9. Охрана труда и техника безопасности.

Главная задача организации работ по ОТ горных предприятий состоит в том , чтобы довести до каждого работающего систему мероприятий по ОТ и ТБ, научить их работать в этой системе.

В состав комплексной проходческой бригады входят работы: бурение шпуров, ВР, крепление выработок, уборка и погрузка горной массы, вспомогательные работы.

9,1. Проходчик комплексной бригады обязан:

- обезопасить свое рабочее место, обобрать имеющиеся заколы в выработке согласно инструкции для разборщика заколов;

- обеспечить непрерывную работу вентилятора местного проветривания. Отставание сжатого воздуха и воды не более 15м.

9,2. При бурении шпуров бурильщик обязан:

- соблюдать инструкцию по ТБ;

- перед началом работ осмотреть забой на наличие заколов, обобрать заколы.

- обмывать грудь забоя водой;

- соблюдать паспорт БВР;

- бурение шпуров для ликвидации отказов производить в присутствии лица технического надзора.

9,3. При взрывных работах взрывник обязан знать и выполнять требования «ЕПБ при взрывных работах».

- при выполнении ВР иметь при себе наряд-путевку, пропуск на склад ВМ, забойник, свисток, часы;

- доставку ВМ к забоям вручную производить в специальных сумках. При этом ВВ и детонаторы переносить в отдельных сумках с соблюдением установленных норм переноски ВМ;

- убедиться в подготовленности забоя к взрыву (обуренный согласно паспорту БВР);

- наличие проветривания забоя;

- наличие оросителей для забоя;

Заряжание производить после вывода людей и ограждения опасной зоны.

9,4. Уборка породы

- осмотреть забой на наличие заколов;

- приступая к уборке породы убедиться что забой проверен на наличие отказавших зарядов;

- оросить взорванную горную массу.

9,5. Крепление горных выработок.

- перед началом работ осмотреть забой на наличие заколов;

- опасные участки закрепить временной крепью, затем постоянной ;

- соблюдать правила ТБ. При выполнении любых горных работ руководствоваться «ЕПБ при разработке рудных, не рудных и рассыпных месторождений подземным способом».

10. Организация работ и технические показатели.

При проведении выработок различают два вида горнопроходческих работ: основной и вспомогательный. Проходческий цикл – совокупность процессов необходимых для продвигания выработки на заданную величину за смену.

Таблица1.

Трудоемкость работ t_i

t_i = T_см – N_i*a(n*k_н)

где T_cм – продолжительность смены, час.

k_н – коэффициент выполнения норм выработки,1,05

а – коэффициент учитывающий затраты времени на заряжание, взрывание, проветривание.

a = (7-0.3)/7 = 0.928

- бурение шпуров

t_б = 7*0.55*0.928/2*1.05 = 1,7ч

- заряжание

t_з = 7*0,018*0,928/1*1,05 = 1,2ч

- уборка породы

t_уб = 7*0.21*0.928/1*1.05 = 1,4ч.

- крепление

t_кр = 7*0.41*0.928/2*1.05 = 1.4ч.

время проветривания t_пр = 0.5ч.

время на вспомогательные работы t_вс = 0,8ч

Циклограмма проходки.