Строительство и реконструкция горных предприятий

lign="justify">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.