Расчет горно-подготовительных и нарезных работ

Для полного обеспечения народного хозяйства минеральным сырьем необходимо разработать и осуществить в горнодобывающей промышленности комплексы программы технического перевооружения и реконструкции производства.

В настоящее время на горнопроходческих работах получило распространение высокопроизводительное оборудование бурильное и погрузочно-транспортное, а также механизированные комплексы для проходки вертикальных и наклонных выработок. Получило широкое распространение комбайнов типа КПВ для проходки восстающих выработок.

Для снижения материалоемкости необходимо широкое внедрение облегченных видов крепи вместо трудоемких и дорогих. Организация труда по графику цикличности, работа в 2−3 забоях в течение одной смены позволяет достичь высокой скорости проведения выработки буровым способом, снизить себестоимость 1 м выработки и повысить производительность ГРОЗ.

1. Выбор и обоснование системы разработки

Рассмотрим I кл. систем разработки с открытым очистным пространством.

Этот класс применяется при устойчивых рудах и вмещающих породах. Так как устойчивость вмещающих пород и руды не удовлетворяет заданным условиям, этот класс исключаем.

Рассмотрим II кл. систем разработки с маганизированием руды.

Данный класс применяется в достаточно устойчивых породах, при углах наклона более 50^о при любой мощности, от одного метра и более и при возможном обрушении дневной поверхности. Для заданных условий этот класс не подходит. Исключаем.

Рассмотрим III кл. систем разработки с закладкой выработанного пространства.

Данный класс применяется при отработке ценных руд, руд, склонных к самовозгоранию и когда обрушение поверхности не допускается. Для заданных условий класс с закладкой выработанного пространства не подходит, поэтому его исключаем.

Рассмотрим IV кл. систем разработки с креплением выработанного пространства.

Данный класс применяется при мощности до 2? 2,5 метров, при любых углах наклона в неустойчивых породах. Для заданных условий класс с креплением выработанного пространства не подходит.

Рассмотрим V кл. систем разработки с обрушением вмещающих пород.

Данный класс применяется в неустойчивых породах, при любых углах залегания, когда обрушение допускается. Этот класс подходит для заданных условий.

Рассмотрим VI кл. систем разработки обрушением руды и вмещающих пород.

Данный класс применяется в неустойчивых породах, при большой мощности рудного тела, при рудах средней ценности и ниже, при возможном обрушении поверхности. Для заданных условий класс подходит.

Рассмотрим VII кл. систем разработки — комбинированием.

Данный класс применяется при мощных месторождениях и устойчивых породах. Так как устойчивость пород по заданным условиям не удовлетворяет, то этот класс исключаем.

На основании рассмотренных классов систем разработки наиболее пригодным для заданных условий является VI кл. систем разработки с обращением руды и вмещающих пород.

Рассмотрим системы разработки, входящие в данный класс — системы разработки с обращением руды и вмещающих пород.

В этот класс входят 3 основные группы:

1 — Системы подэтажного обрушения;

2 — Системы этажного обрушения;

3 — Системы этажного принудительного обрушения.

На основании выбора системы разработки выбираем систему разработки подэтажшого обрушения.

В данной системе выбираю вариант этажного принудительного обрушения с отбойкой руды на горизонтальные компенсационные камеры.

2. Определение параметров систем разработки

Сущность систем разработки этажного принудительного обрушения заключается в том, что отбойка руды в блоке производится секциями на массив ранее обрушенной руды или пустой породы без проведения компенсационных камер.

Параметры блока при системе этажного принудительного обрушения с отбойкой в «зажиме».

1. Длина блока — 60 м.

2. Высота блока — 80 м.

3. Мощность блока — 40 м.

4. Высота этажа — 80 м.

5. Угол падения месторождения — 75⁰

3. Описание систем разработки

Отличительной особенностью систем данного класса является обрушение руды и пород, которое происходит за счет пробуренных скважин на всю длину блока из бурового штрека. Поддержание выработанного пространства осуществляется за счет обрушения вмещающих пород.

Выпуск основной обрушаемой руды под опускающимся в процессе выпуска пустыми породами — наиболее характерная черта систем разработки данного класса, определяющая условия применения, конструктивные элементы и ТЭП.

К подготовительным работам данной системы относится проведение полевого откаточного штрека, полевого бокового восстающего и полевого заезда, обеспечивающего доступ к рудному телу.

Для данной системы отбойка на «зажатую» среду осуществляется с площадным выпуском руды. Из транспортных штреков сечением 16 м² проводят двусторонние орта-заезды длиной 10 — 12 м., сечением 11 м². В конце этих ортов проходят по две выпускные выработки сечением 6 м²., которые сбивают траншейными штреками.

Глубокие входящие скважины для отбойки руды бурят из траншейных и бурового штреков станками НКР — 100 м. Расстояние между веерами скважин 2,5 м²., между концами скважин в веере 2,5 — 3 м.

Погрузка и транспортирование руды с почвы ортов-заездов осуществляется погрузочно-доставочными машинами ПК — 1, которые транспортируют руду к боковому рудоспуску. Дальнейшее транспортирование руды осуществляется по транспортному штреку электровозами 10 КР в вагонах типа ВГ — 4, и выдается из разгрузочного пункта на поверхность.

4. Расчет горноподготовительных и нарезных работ по блоку

4.1 Расчет полевого откаточного штрека

4.1.1 Выбор формы и расчет поперечного сечения штрека

Форма поперечного сечения горизонтальных выработок зависит от величины горного давления и его направления, конструкции крепи, сроков службы выработки и ее размеров. Для данных горногеологических условий и при большом сроке службы выработки принимают сводчатую форму с трехцентровым сводом и бетонной крепью.

Размеры поперечного сечения выработки зависят от ее назначения, и определяются на основе габаритов подвижного состава с учетом необходимых зазоров, предусмотренных в ПБ.

Расчет будем вести по габаритам вагонетки типа ВГ — 4: А=1350 мм.; h=1550 мм. Для рельсового пути принимаем рельсы Р — 33. Шпальный брус принимаем 150×150, длина бруса составляет 1350 мм. Толщина подкладок — 17,5 мм., толщина балластного слоя составляет 100 мм. По заданным условиям рассчитываем ширину выработки в свету, по следующей формуле:

В = h +А+Р+А+m м,

где: В — ширина выработки в свету, м;

h — расстояние между подвижным составом и стенкой выработки, м;

А — ширина подвижного состава, м;

Р — расстояние между составами, м;

m — ширина между подвижным составом и стенкой ходового отделения выработки, м.

В = 250+1350+200+1350+700 = 3,85 м Принимаю ширину выработки равной 3,9 м.

Ширина выработки в черне В будет зависеть от толщины бетонных стен выработки. Толщину бетона условно принимают равной 0,1 м. Так как выработка имеет две стенки, то ширина выработки в черне будет рассчитываться по следующей формуле:

В1 = В+2b м, (2)

где: В1 — ширина выработки в чернее, м;

В — ширина выработки в свету, м;

b — ширина бетонной стенки выработки, м В1 = 3,9+2−0,1=4,1 м Высота поперечного сечения восстающего зависит от высоты стенки выработки и высоты свода. Высота стенки выработки рассчитывается по формуле:

H = ho+h+ h1, м (3)

где: H — высота стенки выработки (м);

h0 — высота рельсового пути (м);

h — высота подвижного состава (м);

h1 — высота между подвижным составом и контактом привода (м).

Высоту рельсового пути рассчитывают по формуле:

h0= hб+ hмн+ hп+ hр, м (4)

где: hб — высота балластного слоя, м;

hмн — высота шпального бруса, м;

hп — толщина подкладки, м;

hр — высота рельсов, м.

Высота рельсового пути составляет 0,39 м.

Н = 0,39+1,6+0,2=2,19 м Высота стенки выработки составляет 2,19 м Высоту свода выработки рассчитывают по следующей формуле:

h_св = 1/3 В, м (5)

где: h_св — высота свода, м;

В — ширина выработки в свету, м

h_св = 1/3 * 3850=1,28 м

Высота свода выработки составляет 1,28 м.

Наибольший радиус свода рассчитывается по формуле:

R=0, 692 В, м (6)

R=0,692*3850=1008,7 мм=1,009 м

Меньший радиус свода рассчитывается по формуле:

r=0,262 В м (7)

r=0,262*3850=1008,7 мм=1,009 м

Маленький радиус принимаю равным 1 м. Площадь поперечного сечения откаточного штрека рассчитывается по формуле:

S_св= В (Н₁+0,26В) м² (8)

где: S_св — площадь поперечного сечения в свету, м²;

Н₁ — высота выработки в свету, м;

В — ширина выработки в свету, м.

Высоту выработки в свету рассчитываем как сумму двух высот по формуле:

Н₁=Н+ h_св м (9)

Н₁=2,19+1,28=3,47 м.

Принимаю высоту выработки равной 3,5 м.

S_св=3,9(3,47+0,26*3,9)=17,48 м²

Площадь поперечного сечения в черне рассчитываем по следующей формуле:

S_чер=В₁(Н₀+0,26В₁), м (10)

где: Н₀ — высота выработки в черне, м;

S_чер=3,92(3,57+0,26*3,92)=18 м Площадь поперечного сечения выработки в черне составляет 18 м².

Периметр выработки в свету рассчитываем по следующей формуле:

Р=2Н₁+2,33*В, м (11)

Р=2*3,47+2,33*3,9=16м.

4.1.2 Расчет паспорта БВР

а). Расчет числа шпуров на забой. Для данного штрека число шпуров на забой определяем по следующей формуле:

N=2,7f*S (12)

где: N — число шпуров на забой;

f — коэффициент крепости породы;

S — площадь поперечного сечения.

N=2,712*18=40 шт.

б). Глубину шпуров определяем по формуле:

l_шп=0,75S (13)

l_шп=0,7518=3,2

Согласно ЕПБ глубину шпуров принимаю равной 3,4 м.

в). Линию наикратчайшего сопротивления зарядов ЛНС рассчитываем по формуле:

W=0,87Р₁/m*q (14)

где: Р₁ = 0,785d²₃ ?К₃

m =1,66 @ 0,066f

q = 2,5 @ 3.0

Р₁=0,785*0,04²*1000*0,85=1,0676

m =0,8*12=9,6

q = 2,7

W=0,87* 1,0676:(9,6*2.7)=0,17 м Принимаю ЛНС равной 0,2 м.

г). Расчет расхода ВМ на цикл забоя Удельный расход ВВ рассчитываем по формуле:

q=q_н*f_с*V₃*е (15)

где: q — удельный расход ВВ, ^к2/_м3;

q_н — нормальный расход ВВ, ^к2/_м3;

f — коэффициент зажима;

е — коэффициент работоспособности ВВ;

q_н=0,1f=0,1*12=1,2 ^к2/_м3; (16)

V₃=6,5:S_пр =6,5:18=1,53 (17)

е=380:Р где: Р — работоспособность применяемого ВВ, см³

q=1,2*1,1*1,53*1,1=2,2 ^к2/_м3;

Расход ВВ на расчетную величину подвигания забоя за цикл, кг:

Q=q*l_шп*S_пр* (19)

где: q — удельный расход ВВ, ^к2/_м3;

l_шп — глубина шпуров, м;

S_пр — сечение забоя выработки в проходке, м²;

— К.И.Ш.

Q=3,2*2,2*18*0,85=107,7 кг Определяем величину заряда на один шпур, кг:

Q_шп=Q:N (20)

где: N — число шпуров

Q_шп=107,7:40=2,7 кг Определяем число патронов ВВ на шпур, шт.:

n=Q_шп:М_п (21)

где: М_п — масса патрона ВВ, кг

n=2,7:0,25=10,8 шт.

Принимаю число патронов на вспомогательные и оконтуривающие шпуры по 11 штук, а на врубовые шпуры по 12 патронов. Определяем фактическую массу заряда на забой как сумму всех шпуров зарядов, кг:

Q_факт.=N_вр*П_вр*М_п+N_всп*П*М_г+N_ок*П*М_п (22)

где: N_вр, N_всп, N_ок — число врубовых, вспомогательных и оконтуривающих шпуров, шт;

П_вр, П — масса одного патрона, кг.

Q_факт.=6*12*0,25+11*0,25*34=111,5 кг Ниже к проделанному расчету представлен паспорт буровых работ.

4.1.3 Расчет проветривания выработки

Для проветривания тупиковой выработки будем использовать вентилятор местного проветривания. Выработка проветривается нагнетательным способом.

1. Расчет потребного количества воздуха на забой производится по следующим формулам:

а) по количеству людей, находящихся в забое, ^м3/_мин.

Q_n=q_л*n (23)

где: q_л — норма подачи свежего воздуха на 1 чел., ^м3/_мин.;

n — количество работающих людей в забое, чел.

Q_n=2*6=12 ^м3/_мин.

б) по выносу пыли, ^м3/_мин.

Q_n=60*S_св*V_min (24)

где: S_св — сечение проводимой выработки в свету, м²;

V_min — минимальная скорость движения воздуха, установленная ПБ, ^м/_с.

Q_n=60*17,5*0,25=262,5 ^м3/_мин.

в) по расходу ВВ, взрываемого из цикла в забое

Q_вв=21,4:t* A*V (25)

где: t — время проветривания забоя, мин.;

A — количество одновременно взрываемого ВВ в комплекте шпуров, кг;

V — объем проветриваемой выработки, м³;

Q_вв=21,4:30* 111,5*48,96=52,7 ^м3/_мм.

2. Определяем производительность вентилятора по формуле:

Q_вен= Q_заб*Р_у ^м3/_мин. (26)

где: Q_заб — количество потребного воздуха на забой, ^м3/_мин;

Р_у — коэффициент учитывающий утечку воздуха через трубопровод (1.15−1,25);

Q_вен=262,5*1,25=328,13 ^м3/_мин.

3. Для трубопровода выбираем металлические трубы d=400мм. На основании полученных значений выбираем вентилятор марки ВМ — 6 м.

Таблица 2. Техническая характеристика вентилятора ВМ — 6 м.

4.1.4 Уборка породы в забое

Определяем взрываемый объем породы по формуле:

V_п=S_прl_шпхO (27)

V_п=18×3,2×0,85=48,96 м³

Уборка породы, т. е. ее погрузка производится погрузочной машиной 2ПНБ — 2

Определение производительности для 2ПНБ — 2

Р_m=60хV_лхO_лхK_нх_хt_п, ^т/_час (28)

где: V_л — объем нагребающей лапы, м³;

O_л — количество лап, шт.;

K_н — коэффициент использования лап;

_ - плотность горной породы, ^т/_м3

Р_m=60×0,2×0,5×3×0,33=11,8 ^т/_час

Определяем время уборки породы за цикл по формуле:

t_погр=S_прхlш_пх ^п/_р (29)

t_погр=18×3,2×0,85/11,8=4,1 часа Принимаю время уборки породы равным 4 часа.

4.1.5 Проектирование цикличной организации работ и построение графика цикличности

1. По каждому рабочему процессу определяют объем работ на цикл по формулам:

Бурение шпуров определяем по формуле:

V_бур=Nxl_шп (30)

V_бур=40×3,2=128

Уборку породы из забоя определяем по формуле:

V_уб=S_прxl_шпхO (31)

V_уб=18×3,2×0,85=48,96

Крепление выработки бетоном:

V_кр=S_крxl_шпхO (32) V_кр=0,5×3,2×0,85=1,36

2. По каждому рабочему процессу, входящему в цикл, определяем трудоемкость путем деления объема работ на принятую норму выработки:

q_i=V_i:H_i (33)

Определяем трудоемкость работ на бурение шпуров

q_шп=V_б:H_б, мин (34)

где: H_б — норма выработки на бурение шпуров

q_шп=128:1,95=65,6 мин Определяем продолжительность выполнения бурения шпуров по формуле:

t_б=(q_бхT_см):(nхK₁) (35)

t_б=(65,6×7):(2×70)=3,28 часа Определяем продолжительность времени на уборку

t_уб=(q_убхT_см):(nхK₁) (36)

t_уб=(25×7):(2×70)=1,25 часа Определяем продолжительность времени на крепление по следующей формуле:

t_кр=(36×7):(2×70)=1,8 часа (37)

Суммарное время на продолжительность операций определяем по формуле:

Т_у=t_б+t_кр+t_уб+t_всп (38)

где: t_всп — время на вспомогательные работы Т_у=3,28+1,8+1,25+0,67=7 часов Определяем трудоемкость на уборку породы:

q_уб=V_уб:H_уб (39)

где: H_уб — норма выработки на уборку породы

q_уб=48,96:1,96=25 мин.

Определяем трудоемкость работ на крепление:

q_кр=V_кр:H_кр (40)

q_кр=1,36:1,98=0,6 часа Определяем суммарную трудоемкость по формуле:

?_q=q_б+q_кр+q_уб, мин (41)

?_q=65,6+36+25=126,6 мин=2,11 ^чел/_час

Учитывая 30 минут проветривания и неучтенное время на вспомогательные работы, принимаю суммарную трудоемкость работ равной 3,5 часа Определяем процент выполнения нормы выработки путем деления суммарной трудоемкости на принятое количество рабочих на один цикл:

К=(?_q:n)х100% (42)

где: n — принятое число рабочих на цикл К=(2×11):3×100%=70%

4.1.6 Расчет себестоимости проведения транспортного штрека

Таблица 4. Затраты труда на один цикл работ.

Таблица 5. Стоимость 1 м, по амортизации оборудования.

Таблица 6. Расход материалов на 1 м. выработки.

Таблица 7. Общая стоимость проведения 1 м. выработки.

Таблица 8. Технико-экономические показатели проходки.

4.2 Расчет полевого бокового восстающего

4.2.1 Выбор и обоснование формы выработки

Формы поперечного сечения горных выработок зависит от материала конструкции крепи, которая в свою очередь выбирается с учетом величины и направления горных давлений, срока службы, назначения выработки и свойств пересекаемых горных пород. штрек скважин руда выработка Типовыми паспортами предусмотрена проходка прямоугольных восстающих и типовых размеров, имеющих 2 или 3 отделения.

По данным курсового проекта для бокового восстающего следует принять прямоугольную форму поперечного сечения, имеющую два отделения: грузовое и ходовое. Выбор формы такой, т.к. крепление осуществляется сплошной срубовой крепью, срок службы восстающего два года, назначение восстающего — доступ к буровому штреку и вентиляции.

4.2.2 Расчет размеров поперечного сечения

Длина ходового отделения определяется по формуле:

l_хо ?1,2 м (43)

Длина рудоспусконого отделения определяется по формуле:

l_ро ?3а (44)

где: а — размер кондиционного куска, м

l_ро =3×0,4=1,2 м Определяем размер стороны выработки

l_det=l_хо+l_ро+d (45)

где: d — суммарная длина крепежного леса, м

l_кс=0,9+х (46)

где: х — расстояние короткой стороны х=h_п:tq80⁰ (47)

х=5: tq80⁰=0,9 м

l_кс=0,9+0,9=1,8 м Определяем площадь поперечного сечения в чернее по формуле:

S_чер=l_дастхl_к.ст, м²

S_чер=3×1,8=5,4 м²

Определяем площадь поперечного сечения в свету:

S_св=S_чер-S_кр, м (49)

где: S_кр — площадь крепежного леса, м²

S_св=5,4−0,76=4,64 м²

Определяем площадь поперечного сечения в проходке:

S_пр=1,05хS_чер, м² (50)

где: S_кр — площадь крепежного леса, м²

S_пр=1,05×5,4=5,67 м²

4.2.3 Выбор и описание технологической схемы проходки восстающего

Проведение восстающего предусматривается проходить буровзрывным способом с устройством рабочего и предохранительного полков. При этом выполнение основных операций предусматривается выполнять следующим образом: бурение шпуров будет производиться телескопными перфораторами ПТ — 48А Таблица 9. Технологическая характеристика ПТ — 48А

Взрывание шпуров производится с применением аммонита 6ЖВ в патронах диаметром d_n=36 мм, массой m=200 гр. Способ взрывания электрический, в качестве средств инициирования применяют электродетонаторы типа ЭД8 — Ж и ЭД — К3-ПМ с взрывным прибором ВМК-500, взрывание электродетонаторов — последовательное.

Для проветривания забоя при длине выработки 80 м применяется нагнетательный способ проветривания ВМ — 3 М, трубы металлические диаметром d=300 мм. Для уменьшения времени проветривания пройдена передовая скважина до вентиляционного штрека диаметром d=105 мм.

Таблица 10. Технологическая характеристика вентилятора ВМ — 3 М

Уборка предусматривает выпуск руды через рудоспускное отделение восстающего, которое должно быть в три раза больше кондиционного куска, дальне отбитая руда выпускается через люк, оборудованным двусторонним затвором, на откаточный штрек в транспортные сосуды.

Крепление восстающего предусматривается сплошной срубовой крепью. Диаметр венца d=2 м. Подъем крепежного леса в забой осуществляется с помощью тегательной лебедки ЛТ — 2.

Организация работ предусматривает продолжительность смены 7 часов. Количество рабочих на смену не более 2 человек.

Вспомогательные работы включают в себя устройство освещения выработки и наращивание вентиляционного трубопровода.

4.2.4 Расчет параметров и паспорта БВР

Рассчитываем комплект шпуров на забой по формуле:

N=(qхS_пр):г_вв (51)

где: q — удельный расход ВВ;

S_пр — сечение выработки в проходке, м²;

г_вв — вместимость 1 м шпура по ВВ.

q=q_нхf_еxV₃xe (52)

где: q_н — эталонный расход ВВ, ^кг/_м3;

f_е — коэффициент структуры горных пород;

V₃ — коэффициент зажима горных пород;

e — коэффициент работоспособности ВВ.

q_н=(0,05? 0,1)f (53)

где: f — коэффициент крепости работ

V₃=6,5: КОРЕНЬ S_пр (54)

е=380:Р (55)

где: Р — работоспособность принятого ВВ г_вв=0,785хd²_пх? хk₃ (56)

где: d_п — диаметр патрона ВВ

? — плотность ВВ, ^кг/_м3;

k₃ — коэффициент заполнения шпура

q_н=0,1×6=0,6 ^кг/_м3

V₃=6,5:v5,67=2,7

е=380:380=1

q=0,6×1×2×4×1=1,62 ^кг/_м3

г_вв=0,785×0,036²х0,6×1050=0,64 кг

N=(1,02×5,67):0,64=14 шп.

Исходя их опыта работы, при проходке восстающих принимаем окончательное количество шпуров 16 штук.

Рассчитываем глубину шпуров по формуле:

l_шп=(Т_у хR) :Т_с(N: (Н_б х n_б)+ n: (l₁ х Н_пр х n_пр) (57)

где: Т_у — продолжительность цикла, ч;

R — плановый коэффициент перевыполнения норм выработки;

Т_с — продолжительность рабочей смены, ч;

N — количество шпуров в забое, шт.;

Н_б — норма выработки на бурение;

n_б — количество рабочих, занятых на бурение шпуров;

l₁ — расстояние между венцами крепи, м;

Н_пр — норма выработки на крепление;

n_пр — количество рабочих на крепление.

l_шп=(7×1,2): 7 х (16:(60×2)) + (0,85:(0,2×5×2)) = 1,8 м Рассчитываем ориентировочный расход ВВ на забой:

Q_вв=qх S_пр х l_шп (58)

где: l_шп — глубина шпура, м;

Q_вв=1,62×5,67×1,8=16,5 кг Рассчитываем количество ВВ в шпуре по формуле:

Q_шп= Q_вв: N (59)

где: N — количество шпуров на забой, шт.;

Q_шп=16,5:16=1 кг Рассчитываем количество патронов на шпур:

h_н=Q_шп:М_п (60)

где: М_п — масса патрона ВВ, кг;

h_н=1:0,2=5 шт Рассчитываем количество патронов на врубовой шпур:

n_вр=(1?2)+n (61)

n_вр=1+5=6 шт.

Рассчитываем фактический расход ВВ на забой:

Q_факт= N_врх n_вр х М_п+х N_всп х n_вспх М_п +N_скхn_скх М_п (62)

где: N — количество шпуров, шт.; n — количество патронов ВВ в шпурах; М_п — масса патрона ВВ, кг;

Q_факт=4×6×0,2+4×5×0,2=8×5×0,2=16,8 кг Рассчитываем фактический удельный расход ВВ:

q_факт= Q_факт: (S_прх l_шп хг) (63)

q_факт=16,8: (5,67×1,8×0,85)=2,0 ^кг/_м3

Определяем уход забоя за цикл по формуле:

l_ух = l_шп х г (64)

l_ух = 1,8×0,85=1,53 м Рассчитываем выход горной породы за цикл:

V_п=S_прх l_шп х г (65)

V_п=5,67×1,8×0,85=8,7 м³

Рассчитываем суточный уход забоя по формуле:

l_сут = l_ух х n_СП (66)

где: n_СП — количество смен в сутки

l_сут =1,53×3=4,59

Таблица 12. Показатели БВР на проходку

4.2.5 Расчет паспорта проветривания

Проветривание забоя блокового восстающего осуществляется нагнетательным способом вентилятором местного проветривания. Рассчитываем потери количество воздуха на забой по следующим формулам:

По числу людей, работающих в забое:

Q_л=Z х q_н х n (67)

где: Z — коэффициент запаса;

q_н — норма по ТБ подачи воздуха на 1 чел., ^м3/_мин;

n — количество человек в забое

Q_л=1,1×6×2=13,2 ^м3/_мин

По расходу ВВ на забой:

Q_вв=(21,4:t) х vАхV (68)

где: t — время проветривания забоя;

А — расход ВВ на забой, кг;

V — объем проветриваемой выработки, м³

Q_вв=(21,4:30) х v16,5×371=55 ^м3/_мин

Рассчитываем производительность вентилятора по формуле:

Q_в=1,2 х Q_вв (69)

Q_в=1,2×55= 66 ^м3/_мин;

Статистическая депрессия трубопровода равна 54,5 мм вод.ст., динамическая депрессия равна 12,8 мм вод.ст., местная депрессия равна 16,2 мм вод.ст. Депрессия трубопровода рассчитывается по формуле:

h_тр=h_ст+h_дин +h_м (70)

где: h_ст, h_дин, h_м — соответственно статистическая, динамическая и местная депрессия вентилятора

h_тр=54,5+12,8+67,3=134,6 мм. вод.ст.

Исходя из полученной производительности вентилятора, 66 ^м3/_мин и депрессии трубопровода 134,6 мм. вод. ст. принимаем вентилятор ВМ — 3 М.

4.2.6 Расчет уборки породы из забоя

Уборка породы из забоя осуществляется по рудоспускному отделению под действием сил тяжести. По мере накопления породы в рудоспускном отделении она удаляется через люк с двусторонним затвором в вагонетки машинистом электровоза или его помощником. Во избежание разбития люка оставляется 1 м пород, и так до конца восстающего.

4.2.7 Расчет паспорта крепления

Рассчитывается величина горного давления по формуле:

Р= г х Н х tg² ((90-**):2 (71)

где: г — плотность горных пород, ^m/_м3;

Н — глубина шахтного ствола, м;

V — объем проветриваемой выработки, м³

Р= 3×700 х tg² ((90−75):2=36,4 ^m/_м3;

Из полученных данных горного давления выработка крепится сплошной венцовой крепью крутым лесом. Диаметр круглого леса определяем по формуле:

d=1,12 х l (P: (m х R_u))^0,5 (72)

где: l — наибольший пролет в конструкции венца, м; P — расчетное давление горных пород, Па; m — коэффициент условий работы; R_u — сопротивление древесины

d=1,12×2,4 (P: (36×10³) (0,85×16×10⁶)^0,5 =0,15 м Принимаем круглый лес диаметром 0,2 м.

4.2.8 Расчет организации труда и графика цикличности

Расчет цикличной организации труда при последовательном выполнении проходческих операций производится следующим образом:

1) Рассчитывается объем работ на бурение:

V_б=Nхl_шп (73)

где: N — число шпуров на забой

V_б=16×1,8=28,8 шп. м

2) Рассчитываем объем работы на крепление:

V_кр=(l_шпх г):l₁ (74)

V_кр=(1,8×0,85):0,2=7,65

где: l_шп — глубина шпура, м; г — К.И.Ш.;

l₁ — расстояние между венцами крепи, м

3) Рассчитываем объем работы на заряжение:

V₃=N_шп (75)

V₃=16

где: N_шп — количество шпуров на забой

4) Рассчитываем трудоемкость работ на бурение:

q_б=V_б:Н_б (76)

где: Н_б — норма выработки на бурение

q_б=28,8:60=0,5 чел. смен

5) Рассчитываем трудоемкость работ на крепление:

q_кр=V_кр:Н_кр (77)

q_кр=7,56:5=1,55 чел. смен где: Н_кр — норма выработки на крепление;

V_кр — объем работ на крепление

6) Рассчитываем трудоемкость работ на заряжение:

q₃=V₃:Н₃ (78)

q₃=16:67=0,25 чел. смен где: Н₃ — норма выработки на заряжение

7) Определяется суммарная трудоемкость работ:

?_q =q_б+q_кр+q₃ (79)

?_q =0,5+1,55+0,25=2,3=2 чел. смен

8) На основании суммарной трудоемкости определяется потребное количество рабочих на цикл:

n=?_q (80)

n=2 человека

9) Определяется количество рабочих на одну смену:

n₁=n:T_у (81)

n₁=2:1=2 чел.

10) Рассчитываем коэффициент выполнения норм выработки по следующей формуле:

R_в.н.в.=?_q: n (82)

R_в.н.в.=(2×3):2=1,15

11) Продолжительность бурения определяется по формуле:

t_б= (q_бxT_см): (n_бх R_в.н.в.) (83)

где: n_б — количество бурильщиков

t_б=(0,5×7):(2×1,51)

12) Определяем продолжительность крепления:

t_кр= (q_кр хT_см): (n_крх R_в.н.в.) (84)

t_кр= (1,5×7): (2×1,15)=4,5 ч

13) Определяется фактическая продолжительность цикла по формуле:

T_у=t_об+t_мп+t_б+t_кр (85)

где: t_об — продолжительность сборки кровли, ч;

t_мп — продолжительность подъема леса, ч;

t_б — продолжительность бурения, ч;

t_кр — продолжительность крепления, ч

T_у=0,25+0,75+1,5+4,5=7 ч По полученным данным строим график цикличности График организации работ на проходку восстающего

4.2.9 Расчет стоимости проведения выработки

Стоимость проведения подготовительной выработки состоит из затрат по следующим элементам:

1) Заработная плата основная и дополнительная, начисление на заработную плату.

2) Материал

3) Энергия

4) Амортизация оборудования.

Таблица 13. Затраты труда на один цикл работы.

Таблица 15. Стоимость 1 м восстающего по амортизации оборудования.

Таблица 16. Общая стоимость проведения 1 м выработки.

Таблица 17. Технико-экономические показатели проходки.

4.3 Расчет проведения полезных выработок

4.3.1 Укрупненный расчет проведения транспортного штрека

1. Площадь поперечного сечения принимается 16 м²

2. Технология проведения:

Транспортный штрек предусматривается проводить буровзрывным способом. Для бурения принимается буровая каретка СБУ — 2 М. Для уборки породы применяется скреперная лебедка ЗОЛС — 2С. Организация работ в сутки 3 цикла.

Длина транспортного штрека 80 м. Штрек предлагается пройти за 12 дней.

3. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 vf х S (86)

N=2,7 v 10×16=35 шпуров

4. Определяется количество ВВ на забой по формуле:

Q_вв=qхSхl_шп (87)

Q_вв=3×16×3=144 кг где: l_шп — длина шпура, м;

S — площадь поперечного сечения, м₂;

q — удельный расход ВВ, ^кг/ _м3

5. Определяется глубина уходки за цикл, м:

l_ух=l_шп х г (88)

l_ух=3×0,8 = 2,4 м

6. Стоимость одного метра транспортного штрека рассчитывается по формуле П. И. Городецкого:

С₂= С₁ (К₁ (S₂: S₁) + К₂ v (S₂: S₁)), руб. (89)

где: С₂ — стоимость 1 м определяемой нарезной выработки;

С₁ — стоимость 1 м откаточного штрека;

S₂ — сечение нарезной выработки, м²;

S₁ — сечение откаточного штрека, м²;

К₁=1.0;

К₂=0.0

С₂= 4406 (1 (18: 16) + 0 v (18: 16))=4956,75 руб.

Стоимость всего транспортного штрека принимается равной 396 540 рублей.

4.3.2 Укрупненный расчет проведения транспортного штрека

1. Площадь поперечного сечения траншейного штрека принимается равной 10 м².

2. Технология проведения:

Транспортный штрек предусматривается проводить буровой кареткой СБУ — 2 М, буровзрывным способом. Для уборки применяется скреперная лебедка ЗОЛС -2С.

Организация работ предусматривает 3 цикла в сутки. Длина траншейного штрека принимается равной длине блока и составляет 80 м. Штрек предусматривается пройти за 14 дней.

3. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 vf х S (90)

N=2,7 v10×10=27 шпуров

4. Определяем количество ВВ на забой:

Q_вв=qхSхl_шп (91)

Q_вв=3×10×2,5=75 кг

5. Определяется глубина уходки за цикл:

l_ух=l_шп х г, м (92)

l_ух=2,5×0,8 = 2 м

6. Стоимость одного метра траншейного штрека рассчитывается по формуле П. И. Городецкого:

С₂= С₁ (К₁ (S₂: S₁) + К₂ v (S₂: S₁)), руб. (93)

С₂=4406 (1 (16: 10) + 0 v (18: 10))=7930,8 руб.

Стоимость всего траншейного штрека составит 634 464 руб. Исходя из того, что в блоке проводится два траншейных штрека, стоимость их составит 1 268 928 рублей.

7. Исходя из того, что буровой штрек проводится аналогичным образом, как и траншейный, то необходимы следующие материалы:

а — комплект шпуров на забой равен 27 шт;

б — количество ВВ на забой составит 75 кг;

в — глубина уходки за цикл равна 2 м;

г — стоимость проходки 1 м равна 7930,8 руб.;

д — стоимость проходки бурового штрека 634 464 руб.;

е — штрек предлагается пройти за 14 дней.

4.3.3 Укрупненный расчет проведения орта-заезда

1. Площадь поперечного сечения принимается равной 11 м².

2. Орт-заезд предусматривается проводить буровзрывным способом с применением буровой каретки СБУ — 2 М. Для марки ПК -1, которая транспортирует руду к блоковому рудоспуску.

3. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 vf х S (94)

N=2,7 v10×11=29 шпуров

4. Определяется количество ВВ на забой:

Q_вв=qхSхl_шп (95)

Q_вв=3×11×2,5=82,5 кг

5. Определяется глубина уходки забоя за цикл:

l_ух=l_шп х г, м (96)

l_ух=2×5×0,8 = 2 м

6. Предположительное время проведения орта-заезда рассчитывается по формуле:

t=L:(l_ух х n) (97)

где: t — число дней на проходку одного орта-заезда;

L — длина орта-заезда;

n — число смен в сутки;

l_ух — ухдка забоя за смену (цикл)

t=15:(2×3)=3 дня

7. Стоимость одного метра орта-заезда рассчитывается по формуле П. И. Городецкого:

С₂= С₁ (К₁ (S₂: S₁) + К₂ v (S₂: S₁)), руб. (98)

С₂=4406 (1 (18: 11) + 0 v (18: 11))=7209,82 руб.

Стоимость всего орта-заезда составит 108 147,3 руб. Стоимость всех ортов-заездов составит 865 178,4 руб.

4.3.4 Укрупненный расчет проведения полевых нарезных выработок

Все полевые нарезные выработки применяются такого же сечения, как и рудные нарезные выработки с аналогичной системой их проведения. Из этого следует следующее:

1. Стоимость полевого транспортного орта-заезда составит 4956 руб.

2. Стоимость проходки одного метра полевого траншейного орта-заезда составит 7930 руб.

3. Стоимость траншейного орта-заезда составит 7200 руб.

4.3.5 Укрупненный расчет проведения рудоспускной выработки

1. Площадь поперечного сечения принимается равной 6 м².

2. Выпускную выработку предусматривается проводить буровзрывным способом с применением телескопных перфораторов ПТ — 45. Для уборки породы применяется погрузочно-доставочная машина ПК — 1. Организация работ предусматривает 3 цикла в сутки. Высота выпускной выработки равна 10 метров. Выработку предлагается пройти за 5 дней.

3. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 vf х S (99)

N=2,7 v10×6=21 шп.

4. Определяется количество ВВ на забой по формуле:

Q_вв=qхSхl_шп (100)

Q_вв=3×6×1,8=33 кг

5. Определяется глубина уходки за цикл, м:

l_ух=l_шп х г, м (101)

l_ух=1,8×0,8 = 1,5 м

6. Стоимость проходки 1 м. выпускной выработки рассчитывается по формуле П. И. Городецкого:

С₂= С₁ (К₁ (S₂: S₁) + К₂ v (S₂: S₁)), руб. (102)

С₂=2081,67 (1 (6: 5,4) + 0 v (6: 5,4))=2312,97 руб.

Общая стоимость проходки выпускной выработки принимается равной 23 129,7 рублей, а всех выпускных выработок составит 370 075 рублей.

4.3.6 Укрупненный расчет проведения блокового рудоспуска

1. Площадь поперечного сечения принимается равной 5 м².

2. Блоковый рудоспуск предполагается проводить буровзрывным способом ПТ — 45.

Уборка руды производится под собственным весом, а изатрека — погрузочной машиной типа ПНБ. Организация работ предусматривает 3 цикла в сутки. Выработку предлагается пройти за 3 дня.

3. Определяем комплект шпуров по формуле:

N=2,7 vf х S (103)

N=2,7 v12×5=21 шп.

4. Определяем количество ВВ на забой по формуле:

Q_вв=qхSхl_шп (104)

Q_вв=3×5×1,5=23 кг

5. Определяется глубина уходки за цикл, м:

l_ух=l_шп х г, м (105)

l_ух=1,5×0,8 = 1,2 м

6. Стоимость проходки бокового рудоспуска рассчитывается по формуле П. И. Городецкого:

С₂= С₁ (К₁ (S₂: S₁) + К₂ v (S₂: S₁)), руб. (106)

С₂=2081,67 (0,6 (5: 6) + 0,4 v (5: 6))=1801 руб.

Общая стоимость проведения блокового рудоспуска составит 9005 рублей.

5. Расчет очистных работ

5.1 Отбойка в блоке при помощи скважин

В данной системе применяется скважинная отбойка руды. Бурение скважин производится станками НКР — 100 М, одновременно из: бурового штрека бурится полный веер скважин; из траншейных штреков бурится по одному полувееру скважины на один слой.

Таблица 18. Техническая характеристика НКР — 100 М.

Расчет скважинной отбойки осуществляется в следующей последовательности.

1. Определяется ЛНС:

W_расч=0,87 х vР₁: (m x q) (107)

где: Р₁ — вместимость 1 м скважины по ВВ; m — коэффициент сближения зарядов; n — число смен в сутки;

q — удельный расход ВВ, ^кг/ _м3

Вместимость 1 м скважины по ВВ определяется по формуле:

Р₁=0,785 d²_скв х к₃ х? (108)

где: d — диаметр скважины, м;

к₃ — коэффициент заполнения скважины (0,7? 0,8);

? — плотность ВВ, ^кг/ _м3;

Р₁=0,785 0,105² х 0,7×1060 = 0,12 кг Коэффициент сближения зарядов рассчитываем по формуле:

m = 1,66 — 0,066 х f (109)

где: f — крепость руды

m = 1,66 — 0,066×10 = 1

Удельный расход ВВ применяется равным

q = 1,5? 2,0 ^кг/ _м3;

W_расч=0,87 х v (0,12×1,2) = 0,213 м Согласно опыту отработки блоков данной системой расстояние между концами скважин принимается равным 2,5 м. Толщина отбиваемого слоя равна расстоянию между рядами скважин и составляет 2,5 м.

2. Определяется масса заряда на слой:

Масса заряда на слой выше бурового штрека:

Q_сл=q x V_сл, кг (110)

где: q — удельный расход ВВ, ^кг/ _м3;

V_сл — объем слоя, м³;

V_сл = m х H х L, м³ (111)

где: m — мощность слоя, м;

H — высота слоя, м;

L — длина слоя;

V_сл = 40×2,5×37 = 3700 м²

Q_сл= 2×3700 = 7400 кг Масса заряда на слой выше транспортных штреков будет равна:

V_сл = 40×2,5×27 = 2700 кг Расход ВВ на 1 м скважины определяем по формуле:

q_1 м= Q_вв: (?L) (112)

где: Q_вв — расход ВВ на взрываемый слой, кг;

?L — суммарная длина скважин 1 веера, м;

q_1 м= 7400:1946,75 = 3,8 кг Время бурения одного веера скважин определяется по формуле:

T_б=?L_скв: (P_бур x n_бур) (113)

где: ?L_скв — суммарная длина скважин одного веера;

P_бур — суммарная производительность 1 станка, ^м/ _мин

T_б1=?L₁₋₇₄: (P_бур x n_бур)=1946×75: (23.3) = 83,55

T_б2=?L₇₅₋₈₅: Н_бур=133×25: (23.3) = 5,7

T_б=?L₈₆₋₉₄: Н_в=103,5: (23.3) = 4,4

Сменная производительность бурового станка определяется по следующей формуле:

Р_бур = Т_см — (t_nв + t_nn): V_бур (114)

Р_бур = 7 — (0,5+0,25): 1 = 6,25 ^м/ _смену

где: Т_см — продолжительность смены, час;

V_бур — время на бурение 1 м скважины Время заряжения одного веера определяется по формуле:

Т_зар= Q_вв: (Р_з.уст. х К_и.в) (115)

где: Q_вв — расход ВВ на взрываемый слой, кг;

Р_з.уст — производительность зарядной установки УЛЬБА ^м/ _л ^кг/ _мин

Т_зар1= 7400: (30.05) = 493 мин Т_зар2= 2700: (30×0.5) = 180 мин Расход сжатого воздуха на бурение одного веера скважин определяется по формуле:

Q = Т_бур х q_воз (116)

где: Т_бур — время бурения одного веера;

q_воз — расход сжатого воздуха бурильной установки НКР — 100 М, ^м3/_мин

Q₁ = 83,55×15×60 = 75 195 м³

Q₂ = 5,7×60×15 = 75 195 м³

Q₃ = 4,4×60×15 = 3960 м³

Определяется время отработки слоя по формуле:

t_сл=t_бур+t_зар+t_{монт.в.у.} (117)

где: t_бур — время бурения, мин;

t_зар — время заряжания, мин;

t_{мант.в.у} — время монтир. взрывной цепи, мин;

t_сл= (5,7+83,55) х 60 + (493+180) + 4×60 = 6268 мин=104 ч Количество рудной массы, добытой из слоя:

Д_сл= В х Н х m х г, т (118)

Д_сл=2,5×70×40×3 = 21 000 т

5.2 Доставка руды в блоке

В данной системе доставка руды производится под собственным весом. Отбитая руда через рудоспускные отделения попадает в орты-заезды транспортного штрека. Далее руда транспортируется из орта-заезда погрузочно-доставочной машиной ЛК — 1 к блоковому рудоспуску, откуда руда транспортируется электровозами рудощему стволу.

Расчет производительности ЛК — 1

Р_час= 60: t_р х V_к х К_н х К_и.в. х г (119)

где: t_р — время одного рейса;

V_к — объем одного ковша;

К_и.в. — коэффициент использования времени;

г — плотность руды

t_р = t_н.к. + ((L_гр + L_пр): V_ср) + t_разг. + t_ман. (120)

где: t_н.к — продолжительность наполнения ковша, мин;

V_ср — средняя скорость движения машины, ^км/_час;

t_разг. — время разгрузки, мин;

t_р — время маневров, мин

t_р = 0,33+((60+60): 200) + 0,5 = 0,33 = 2 мин.

Р_час= (60:2) х 1,5×3×0,8×0,7 = 75,6 ^т/_час;

По полученным результатам можно установить, что отбитая руда с одного слоя будет убрана за 277 часов или за 13,5 смен.

5.3 Поддержание выработанного пространства

В данной системе при взрывании слоев скважин вместе с обрушением руды будет производиться обрушение вмещающих пород. В результате обрушенная руда оказывается зажатой вмещающими породами. После уборки руды из блока в отработанном пространстве останутся только вмещающие породы. За счет вмещающих пород и будет поддерживаться выработанное пространство.

6. Отработка МКЦ и МЭЦ

В данной системе разработки по заданным горно-геологическим условиям и средней ценности руды отработка междукамерных и междуэтажных целиков не предусматривается.

7. Проветривание блока

В данной системе затрудняется проветривание за счет общешахтной вентиляции. Поэтому для улучшения проветривания дополнительно устанавливаем вентиляторы местного проветривания ВМ — 6, ссылаясь на технологическую схему проведения откаточного штрека. Вентиляторы устанавливаются в выработках, который соединят блоковый восстающий с передними выработками блока. Выработки проветриваются нагнетательным способом. Время после проветривания составляет 0,5 часа.

Таблица 21. Распределение запасов руды в блоке