Выбор формы и расчет поперечного сечения штрека. Отбойка в блоке при помощи скважин. Расчет проведения полезных выработок. Укрупненный расчет проведения транспортного штрека. Расчет размеров поперечного сечения. Особенности доставки руды в блоке.
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. 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; Высота стенки выработки рассчитывается по формуле: H = ho h h1, м (3) где: H - высота стенки выработки (м); Для данного штрека число шпуров на забой определяем по следующей формуле: N=2,7Of•S (12) где: N - число шпуров на забой; По каждому рабочему процессу определяют объем работ на цикл по формулам: Бурение шпуров определяем по формуле: Vбур=Nxlшп (30)8.1 Расчет расхода материалов по блоку Наименование материалов Ед. измерения Объем работ Норма расхода Колво на полный объем Цена за ед-цу Сумма затрат на производ. программу Себестоимость на одну тонну руды по расходу материалов составит: С1т= 180216.83 : 44171.6 = 4.1 руб/т Себестоимость 1 т. руды по расходу энергии составит С1т= 1.57 руб. Себестоимость 1 т руды составит С1т= 0.85 р.Для увеличения добычи полезных ископаемых необходимо на действующих и на рабочих шахтах и рудниках широко внедрять современные достижения горной науки и технике в области механизации горных работ (бурения, взрывные работы, погрузка и крепление) и новых форм организации труда. Новаторы горнорудной промышленности цветной металлургии за последние годы добились высоких показателей проходки выработок в весьма крепких породах. Полости в земной коре, образованные в результате выемки горных пород при разведке или разработке месторождения полезных ископаемых, называются горными выработками. Расположение относительно дневной поверхности: • открытые (выработки, не имеющие замкнутого контура в поперечном сечении, вследствие примыкания их к земной поверхности); Поверхность, ограничивающая выработку снизу, называется подошвой или почвой выработки, сверху - кровлей, а с боков - стенками или боками выработки.
Введение
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 50о 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 - 100м. 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 150х150, длина бруса составляет 1350 мм. Толщина подкладок - 17,5 мм., толщина балластного слоя составляет 100мм. 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 hp, м (4) где: hб - высота балластного слоя, м;
hмн - высота шпального бруса, м;
hп - толщина подкладки, м;
hp - 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: hсв = 1/3В, м (5) где: hсв - высота свода, м;
В - ширина выработки в свету, м hсв = 1/3 • 3850=1,28 м
Высота свода выработки составляет 1,28 м.
Наибольший радиус свода рассчитывается по формуле: R=0, 692В, м (6)
R=0,692•3850=1008,7 мм=1,009 м
Меньший радиус свода рассчитывается по формуле: r=0,262В 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: Sсв= В (Н1 0,26В) м2 (8) где: Sсв - 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 hсв м (9)
Н1=2,19 1,28=3,47 м.
Принимаю высоту выработки равной 3,5 м.
Sсв=3,9(3,47 0,26•3,9)=17,48 м2
Площадь поперечного сечения в черне рассчитываем по следующей формуле: Sчер=В1(Н0 0,26В1), м (10) где: Н0 - высота выработки в черне, м;
Sчер=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=2,7Of•S (12) где: N - число шпуров на забой;
Расход ВВ на расчетную величину подвигания забоя за цикл, кг: Q=q•lшп•Sпр•h (19) где: q - удельный расход ВВ, к2/м3;
lшп - глубина шпуров, м;
Sпр - сечение забоя выработки в проходке, м2;
h - К.И.Ш.
Q=3,2•2,2•18•0,85=107,7 кг
Определяем величину заряда на один шпур, кг: Qшп=Q:N (20) где: N - число шпуров
Qшп=107,7:40=2,7 кг
Определяем число патронов ВВ на шпур, шт.: n=Qшп:Мп (21) где: Мп - 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: Qфакт.=Nвр•Пвр•Мп Nвсп•П•Мг Nok•П•Мп (22) где: Nвр, Nвсп, Nok - число врубовых, вспомогательных и оконтуривающих шпуров, шт;
Пвр, П - масса одного патрона, кг.
Qфакт.=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.
Qn=qл•n (23) где: qл - норма подачи свежего воздуха на 1 чел., м3/мин.;
n - количество работающих людей в забое, чел.
Qn=2•6=12 м3/мин. б) по выносу пыли, м3/мин.
Qn=60•Sсв•Vmin (24) где: Sсв - сечение проводимой выработки в свету, м2;
Vmin - минимальная скорость движения воздуха, установленная ПБ, м/с.
Qn=60•17,5•0,25=262,5 м3/мин. в) по расходу ВВ, взрываемого из цикла в забое
Qвв=21,4:t• O A•V (25) где: t - время проветривания забоя, мин.;
A - количество одновременно взрываемого ВВ в комплекте шпуров, кг;
V - объем проветриваемой выработки, м3;
Qвв=21,4:30• O 111,5•48,96=52,7 м3/мм.
2. Определяем производительность вентилятора по формуле: Qвен= Qзаб•Ру м3/мин. (26) где: Qзаб - количество потребного воздуха на забой, м3/мин;
Ру - коэффициент учитывающий утечку воздуха через трубопровод (1.15-1,25);
Qвен=262,5•1,25=328,13 м3/мин.
3. Для трубопровода выбираем металлические трубы d=400мм. На основании полученных значений выбираем вентилятор марки ВМ - 6м.
2. По каждому рабочему процессу, входящему в цикл, определяем трудоемкость путем деления объема работ на принятую норму выработки: qi=Vi:Hi (33)
Определяем трудоемкость работ на бурение шпуров qшп=Vб:Нб, мин (34) где: Нб - норма выработки на бурение шпуров qшп=128:1,95=65,6 мин
Определяем продолжительность выполнения бурения шпуров по формуле: тб=(QБХTСМ):(NXK1) (35) тб=(65,6х7):(2х70)=3,28 часа
Определяем продолжительность времени на уборку туб=(QУБХTСМ):(NXK1) (36) туб=(25х7):(2х70)=1,25 часа
Определяем продолжительность времени на крепление по следующей формуле: ткр=(36х7):(2х70)=1,8 часа (37)
Суммарное время на продолжительность операций определяем по формуле: Ту=тб ткр туб твсп (38) где: твсп - время на вспомогательные работы
Ту=3,28 1,8 1,25 0,67=7 часов
Определяем трудоемкость на уборку породы: qуб=Vуб:Нуб (39) где: Нуб - норма выработки на уборку породы qуб=48,96:1,96=25 мин.
Определяем трудоемкость работ на крепление: qkp=Vkp:Hkp (40) qkp=1,36:1,98=0,6 часа
Определяем суммарную трудоемкость по формуле: ?q=qб qkp qуб, 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=(2х11):3х100%=70%
4.1.6 Расчет себестоимости проведения транспортного штрека
Таблица 4. Затраты труда на один цикл работ.
№ п/п Наименование работ Объем работ Норма выработки Потребное число смен Тарифная ставка, руб. Сметная стоимость, руб. ед. изм. колво
1 Бурение шпуров шп. м 128 1.95 0.65 80 52
2 Уборка породы м3 48.96 1.96 0.24 80 19.2
3 Настилка пути п.м. 2.56 12 0.2 64 12.8
4 Проходка канавки п.м. 2.56 24 0.1 64 6.4
5 Взрывание шпуров шт. 40 140 0.29 64 18.56
Итого: 108.96
Неучтенные работы 10% 10.896
ВСЕГО: 119.856
Таблица 5. Стоимость 1 м, по амортизации оборудования.
№ п/п Наименование работ колво ед. стоимость ед. Общая стоимость, руб. Норма амотризац., % Годовая амотриз., % Сменная амотризац., руб.
1 Буровая установка 1 570000 570000 25 142600 80
2 Погрузочная машина 1 1200000 1200000 30 360000 120
3 Электровоз 1 248000 248000 14.3 35464 5.5
4 Вагоны 12 45000 540000 15 6750 51.70
5 Вентилятор 1 66000 66000 27 17820 3.41
ИТОГО: 562534 260.61
Таблица 6. Расход материалов на 1 м. выработки.
№ п/п Наименование материалов Ед. измерения Расход материала по норме Потребное колво матер. Цена за ед-цу, руб. Сметная стоимость, руб.
1 Рельсы скрепления т/м 0.084 0.084 2750 231
2 Шпальный брус м3/м 2 2 100 200
3 Буровая сталь кг/м3 0.02 0.2 102 20.4
4 В.В. кг/м3 2.2 2.2 18 39.6
5 С.И. (30% от В.В.) - - - - 11.88
6 Твердые сплавы кг/м3 0.02 0.2 102 20.4
7 Бетон кг/м3 0.06 5.4 166 896.4
ИТОГО: 1419.68
Неучтенные материалы 141.968
ВСЕГО: 1561.65
Таблица 7. Общая стоимость проведения 1 м. выработки.
6 Производительность труда проходчиков м3/чел 23.04
7 Объем горной проходки, полученной при проходке м3 1440
8 Количество циклов за цикл цикл 66
9 Средняя глубина шпуров м 3.23
10 Коэффициент использования шпуров - 0.8
11 Стоимость проведения выработки руб. 352480
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: lxo ?1,2 м (43)
Длина рудоспусконого отделения определяется по формуле: lpo ?3а (44) где: а - размер кондиционного куска, м lpo =3х0,4=1,2 м
Определяем размер стороны выработки ldet=lxo lpo d (45) где: d - суммарная длина крепежного леса, м lkc=0,9 х (46) где: х - расстояние короткой стороны х=hп:tq800 (47) х=5: tq800=0,9 м lkc=0,9 0,9=1,8 м
Определяем площадь поперечного сечения в чернее по формуле: Sчер=lдастхlк.ст, м2
Sчер=3х1,8=5,4 м2
Определяем площадь поперечного сечения в свету: Sсв=Sчер-Skp, м (49) где: Skp - площадь крепежного леса, м2
Sсв=5,4-0,76=4,64 м2
Определяем площадь поперечного сечения в проходке: Sпр=1,05ХSЧЕР, м2 (50) где: Skp - площадь крепежного леса, м2
Sпр=1,05х5,4=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 Параметры Ед. измер. Показатели
Диаметр шпура мм 52-85
Глубина шпура м до 15
Ударная мощность КВТ 3,9
Энергия удара Дж 86,3
Частота ударов с-1 43,3
Расход сжатого воздуха м3/мин 5,8
Крутящий момент Н м 32.3
Осевое усилие подачи Н 1700
Масса кг 48
Взрывание шпуров производится с применением аммонита 6ЖВ в патронах диаметром dn=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 - 3М, трубы металлические диаметром d=300 мм. Для уменьшения времени проветривания пройдена передовая скважина до вентиляционного штрека диаметром d=105 мм.
Габариты: мм - длина мм 560 ширина мм 450 высота мм 450
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=(QХSПР):?вв (51) где: q - удельный расход ВВ;
Sпр - сечение выработки в проходке, м2;
?вв - вместимость 1 м шпура по ВВ. q=QНХFЕXV3xe (52) где: qн - эталонный расход ВВ, кг/м3;
fe - коэффициент структуры горных пород;
V3 - коэффициент зажима горных пород;
e - коэффициент работоспособности ВВ. qн=(0,05 ? 0,1)f (53) где: f - коэффициент крепости работ
V3=6,5:v5,67=2,7 е=380:380=1 q=0,6х1х2х4х1=1,62 кг/м3 ?вв=0,785х0,0362х0,6х1050=0,64 кг
N=(1,02х5,67):0,64=14 шп.
Исходя их опыта работы, при проходке восстающих принимаем окончательное количество шпуров 16 штук.
Рассчитываем глубину шпуров по формуле: lшп=(Ту XR) :Тс(N: (Нб х nб ) n: (l1 х Нпр х nпр) (57) где: Ту - продолжительность цикла , ч;
R - плановый коэффициент перевыполнения норм выработки;
Тс - продолжительность рабочей смены, ч;
N - количество шпуров в забое, шт.;
Нб - норма выработки на бурение;
nб - количество рабочих, занятых на бурение шпуров;
l1 - расстояние между венцами крепи, м;
Нпр - норма выработки на крепление;
nпр - количество рабочих на крепление. lшп=(7х1,2) : 7 х (16:(60х2)) (0,85:(0,2х5х2)) = 1,8 м
Рассчитываем ориентировочный расход ВВ на забой: Qвв=qx Sпр х lшп (58) где: lшп - глубина шпура, м;
Qвв=1,62 х 5,67 х 1,8=16,5 кг
Рассчитываем количество ВВ в шпуре по формуле: Qшп= Qвв: N (59) где: N - количество шпуров на забой, шт.;
Qшп=16,5:16=1 кг
Рассчитываем количество патронов на шпур: hн=Qшп:Мп (60) где: Мп - масса патрона ВВ, кг;
hн=1:0,2=5 шт
Рассчитываем количество патронов на врубовой шпур: nвр=(1?2) n (61) nвр=1 5=6 шт.
Рассчитываем фактический расход ВВ на забой: Qфакт= Nврх nвр х Мп х Nвсп х nвспх Мп Nckxnckx Мп (62) где: N - количество шпуров, шт.; n - количество патронов ВВ в шпурах; Мп - масса патрона ВВ, кг;
Определяем уход забоя за цикл по формуле: lyx = lшп х ? (64) lyx = 1,8х0,85=1,53 м
Рассчитываем выход горной породы за цикл: Vп=Sпрх lшп х ? (65)
Vп=5,67х1,8х0,85=8,7 м3
Рассчитываем суточный уход забоя по формуле: lcyt = lyx х NСП (66) где: NСП - количество смен в сутки lcyt =1,53х3=4,59
Таблица 12. Показатели БВР на проходку
Наименование Ед. измер. Колво
Категория шахты по газу - -
Сечение выработки в проходке м2 5,67
Количество шпуров на забой: врубовых шт 4 вспомогательных шт 4 оконтуривающих шт 8
Тип вруба - прямой - -
Тип ВВ - аммонит 6ЖВ - -
Тип электродетонаторов - ЭД-8Ж - -
Способ взрывания - электрический - -
Расход ВВ на забой кг 16,8
Удельный расход ВВ кг/м3 3
Тип забойки - заглушка шпуровая - -
К.И.Ш. - 0,85
Уход забоя за цикл м 1,53
Уход забоя за сутки м 4,59
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: Qл=Z х qн х n (67) где: Z - коэффициент запаса;
qн - норма по ТБ подачи воздуха на 1 чел., м3/мин;
n - количество человек в забое
Qл=1,1 х 6 х 2=13,2 м3/мин
По расходу ВВ на забой: Qвв=(21,4:t) х vAXV (68) где: t - время проветривания забоя;
А - расход ВВ на забой, кг;
V - объем проветриваемой выработки, м3
Qвв=(21,4:30) х v16,5х371=55 м3/мин
Рассчитываем производительность вентилятора по формуле: Qв=1,2 х Qвв (69)
Qв=1,2 х 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: htp=hct hдин hm (70) где: hct, hдин,hm - соответственно статистическая, динамическая и местная депрессия вентилятора htp=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 - 3М.
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= ? х Н х tg2 ((90-**):2 (71) где: ? - плотность горных пород, m/м3;
Н - глубина шахтного ствола, м;
V - объем проветриваемой выработки, м3
Р= 3 х 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 Ru))0,5 (72) где: l - наибольший пролет в конструкции венца, м; P - расчетное давление горных пород, Па; m - коэффициент условий работы; Ru - сопротивление древесины d=1,12 х 2,4 (P: (36 х 103) (0,85 х 16 х 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: Vб=Nхlшп (73) где: N - число шпуров на забой
Vб=16х1,8=28,8 шп. м
2) Рассчитываем объем работы на крепление: Vkp=(lшпх ?):l1 (74)
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.
№ Наименование работ Единица измерения Объем работ Норма выработки Потреб. число смен Разряд Тарифная ставка, руб. Сметная стоимость, руб.
1 бурение шпуров шп. м 28,8 60,0 0,48 V 80,0 38,4
2 заряжение шпуров шт. 16,0 67,0 0,24 IV 64,0 15,36
3 крепление венец 7,65 5,0 1,23 IV 64,0 97,92
ИТОГО 151,68
Неучтенные работы, 10% 15,17
ВСЕГО: 166,85
Таблица 15. Стоимость 1 м восстающего по амортизации оборудования.
№ Наименование оборудования Колво ед. Стоимость ед., руб. Общая стоимость, руб. Норма амортизации, % Годовая амортизация Сметная амортизация, руб.
1 Перфоратор ПР-48 2 6000 12000 50 6000 7,94
2 Вентилятор ВМ-3М 2 17000 34000 21 7140 9,44
3 Люк 1 6000 6000 30 1800 2,38
ИТОГО: 19,76
Таблица 16. Общая стоимость проведения 1 м выработки.
№ Наименование показателей Единица измерения Количество
1 Скорость проведения выработки м/мес 100
2 Продвижение забоя за цикл м 1,53
3 Число циклов за смену цикл 1
4 Число проходчиков в смену чел 2
5 Выход породы за цикл м3 6,35
6 Производительность труда проходчиков м3/чел 3,475
7 Объем горной породы, полученной при проходке м3 181,6
8 Количество циклов за месяц цикл 72
9 Средняя глубина шпуров м 1,8
10 К.И.Ш. м 0,85
11 Стоимость проведения выработки руб. 83266,8
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 - 2М. 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 х 16=35 шпуров
4. Определяется количество ВВ на забой по формуле: Qвв=QХSХLШП (87)
Qвв=3х16х3=144 кг где: lшп - длина шпура,м;
S - площадь поперечного сечения, м2;
q - удельный расход ВВ, кг/ м3
5. Определяется глубина уходки за цикл, м: lyx=lшп х ? (88) lyx=3 х 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 - 2М, 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 х 10=27 шпуров
4. Определяем количество ВВ на забой: Qвв=QХSХLШП (91)
Qвв=3х10х2,5=75 кг
5. Определяется глубина уходки за цикл: lyx=lшп х ?, м (92) lyx=2,5 х 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 634464 руб. Исходя из того, что в блоке проводится два траншейных штрека, стоимость их составит 1268928 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 634464 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 - 2М. 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 х 11=29 шпуров
4. Определяется количество ВВ на забой: Qвв=QХSХLШП (95)
Qвв=3х11х2,5=82,5 кг
5. Определяется глубина уходки забоя за цикл: lyx=lшп х ?, м (96) lyx=2 х5 х 0,8 = 2 м
6. Предположительное время проведения орта-заезда рассчитывается по формуле: t=L:(lyx х n) (97) где: t - число дней на проходку одного орта-заезда;
L - длина орта-заезда;
n - число смен в сутки;
lyx - ухдка забоя за смену (цикл) t=15:(2 х 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 108147,3 руб. Стоимость всех ортов-заездов составит 865178,4 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 х 6=21 шп.
4. Определяется количество ВВ на забой по формуле: Qвв=QХSХLШП (100)
Qвв=3х6х1,8=33 кг
5. Определяется глубина уходки за цикл, м: lyx=lшп х ?, м (101) lyx=1,8 х 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 23129,7 рублей, а всех выпускных выработок составит 370075 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 х 5=21 шп.
4. Определяем количество ВВ на забой по формуле: Qвв=QХSХLШП (104)
Qвв=3х5х1,5=23 кг
5. Определяется глубина уходки за цикл, м: lyx=lшп х ?, м (105) lyx=1,5 х 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 - 100М, одновременно из: бурового штрека бурится полный веер скважин; из траншейных штреков бурится по одному полувееру скважины на один слой.
Ход подачи, м 0,365 Размеры буровой выработки 2,4 х 2,8
Мощность привода, КВТ -
Расчет скважинной отбойки осуществляется в следующей последовательности.
1. Определяется ЛНС: Wрасч=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 d2скв х к3 х ? (108) где: d - диаметр скважины, м;
к3 - коэффициент заполнения скважины (0,7 ? 0,8);
? - плотность ВВ,
Список литературы
1. Агошков М.И. «Разработка рудных и нерудных месторождений» М:Недра. 1983 г.
2. Справочник по горнорудному делу под редакцией Гребенюк В.А. М:Недра. 1985 г.
3. Варанов «Справочное пособие по расчету систем разработок» М:Недра. 1985 г.
4. Малахов «Основные расчеты систем разработок» М:Недра. 1968 г.
Вы можете ЗАГРУЗИТЬ и ПОВЫСИТЬ уникальность своей работы
