Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО НАУКИ И ВЫСШЕГО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования

«Дальневосточный федеральный университет» (ДВФУ)

Политехнический институт

Департамент мониторинга и освоение георесурсов

Курсовая работа

По дисциплине: «Шахтное и подземное строительство»

На тему: Строительство скипового ствола

выполнил: студент группы

С3118-21.05.04-1Спец, Е.Н. Борец

принял: д.т.н. доцент

Макишин В.Н.

г. Владивосток 2023 г.



Содержание

ствол буровзрывной проходка скиповый

Введение

Исходные данные

1. Расчет и выбор сечения скипового ствола

2. Обоснование материала и расчёт постоянной крепи ствола

3. Определение параметров буровзрывных работ при проходке ствола

4. Определение производительности погрузочных машин

5. Водоотлив при проходке ствола

6. Расчёт вентиляции при проходке ствола

7. Расчёт объёмов и трудоёмкости работ проходческого цикла и построение графика организации работ проходческого цикла

8. Армирование ствола

Заключение

Список литературы



Введение

Данная курсовая работу предназначены для проверки знаний студентов в области «Шахтное и подземное строительство», уметь применять знания, полученные по это дисциплине и по горному делу на практике, чтобы в будущем стать ответственным и грамотным специалистом.

Также данная работа содержит в себе полные расчеты всех циклов строительства вертикальных стволов, построение графики согласно полученным данных в расчетах, подбор размеров сечения ствола исходя из подобранного оборудования на период эксплуатации.



Исходные данные

Для выполнения работы использую данные, приведенные в таблице 1.

Таблица 1

Исходные данные

Тип ствола	скиповой
Производительность предприятия, тыс. т/год	1500
Метановыделение, м3/т с.б.м.	15
Коэффициент крепости пород f	4
Угол падения пород, град.	10
Глубина ствола, м	1020
Водоприток, м3/ч	10

Расчетная часть: рассчитать сечение ствола. Обосновать технологическую схему строительства. Организация работ при проведении выработки, в т.ч.: паспорт буровзрывных работ; проект проветривания; вспомогательные процессы; погрузка и подъем горной массы; выбор средств подъема (бадьи, подъемная машина); крепление ствола (временное и постоянное крепление) и тампонаж (при необходимости); численность проходческой бригады; армирование ствола.

Графическая часть: cечение ствола на период эксплуатации; схема размещения лебедок вокруг ствола и нулевая рама; паспорт буровзрывных работ; процессы (погрузка и подъем; крепление) при строительстве ствола с размещением оборудования; схема проветривания; график организации (циклограмма) работ; график выходов.



1. Расчет и выбор сечения скипового ствола

В соответствии с исходными данными - ствол скиповой, значит необходимо подобрать сечение, вмещающее скипы с противовесом, инспекторскую клеть с противовесом, трубопроводы и кабели, лестничное отделение.

1. Подбор скипа

Производительность подъема, т/ч:

(1.1)

где коэффициент неравномерности работы подъема; годовая производственная мощность шахты (рудника); число рабочих дней в году (при проектировании новых и реконструкции действующих шахт); продолжительность работы подъема в сутки.

Грузоподъёмность скипа определяется из выражения:

(1.2)

где - часовая производительность подъёма; Н - высота подъёма шахты; - пауза на загрузку нижнего скипа и одновременную разгрузку верхнего, = 10-15 с;

(1.3)

где - глубина ствола, м; - высота превышения приёмной площадки над устьем ствола, =20 м при башенном копре;

Ёмкость угольного скипа подъёма определяется следующим образом:

(1.4)

где - объёмный вес, т/м³. Следует принимать = 0,86 т/м³ для угля.

Учитывая запас объема скипа на 30%, то

(1.5)

По полученному значению принимаем два скипа емкостью кузова 11 и 15 м³, их габариты (ширина, длина, высота) равны соответственно 1740Ч2230Ч5800 и 1740Ч2230Ч6700 мм. Данными воспользовался, полагаясь на ГОСТ 20755-75.

Допускаемые минимальные зазоры между подъемными сосудами и крепью ствола согласно ПБ должны быть равны 150 мм при металлической армировке. Зазор между встречными движущимися сосудами должен составлять не менее 300 мм. Зазор между подъемным сосудом и расстрелом должен составлять минимум 150 мм.

Для определения диаметра скипового ствола прибегнем к графическому способу. (Рис. 1.1)

В соответствии с выбранной схемой (Рис. 1.1) расположения подъёмных сосудов, габаритными размерами в плане скипов, элементов армировки, технологическими зазорами между ними, а также необходимыми зазорами по ПБ путём графического построения определяется диаметр ствола в свету Dсв, который затем округляется в большую сторону до типизированного диаметра ствола (4,0;4,5;5,0;5,5;6,0;6,5;7,0;7,5;8,0;8,5;9).

м.

Рис. 1.1 Графический способ определения диаметра скипового ствола: 1-3 - опорные точки окружности, O - точка пересечения медиан треугольника - центр окружности, определяющей диаметр ствола

Площадь поперечного сечения ствола в свету определяется по формуле:

, (1.6)

.

Определённое таким образом поперечное сечение ствола проверяется по условию проветривания. При этом расчётная (фактическая) скорость движения воздуха по стволу не должна превышать максимально допустимую по ПБ, равную:

- 12 м/с для стволов, на которых производится спуск-подъём только грузов (скиповые). Таким образом

, м/с, (1.7)

Где - суточная добыча угля в шахте;

, т; (1.8)

Где - метановыделение по шахте, м3/ т сут.д.;

k' - коэффициент, учитывающий потери воздуха в шахте,

k' = 1,5;

d - допустимая концентрация метана в исходящей струе,

d = 0,75%;

- допускаемая концентрация метана в поступающей струе.

= 0 - 0,5 %;

µ - коэффициент уменьшения полезной площади сечения ствола за счёт армировки.

µ= 0,75 - 0,85.

, т;

м/с, т. е. условие выполняется.



2. Обоснование материала и расчёт постоянной крепи ствола

Так как глубина данного ствола составляет более 500 метров, а именно 1020 метров, и угол залегания пластов 10 градусов, это значит, что пласты относятся к пологим. На основе этих данных толщина бетонного крепления принимается 250 мм.

Критическая глубина, начиная с которой породы переходят в неустойчивое состояние:

(2.1)

где k_стр - коэффициент структурного ослабления пород, который равен для однородных пород k_стр = 1,0; - предел прочности пород на одноосное сжатие и равно 40 МПа = 4079 т/м²; k₁ - коэффициент концентрации напряжений на контуре ствола, зависящий от формы поперечного сечения и способа сооружения ствола. В случае круглой формы ствола БВР при обычном способе k₁ = 6,0; - объёмный вес породы равен 1,87 т/м³.

Толщина монолитной бетонной крепи протяжённых участков стволов на глубине больше критической (в неустойчивых породах) определяется по формуле Ляме:

(2.2)

где m_к - коэффициент условий работы крепи, равный 1,25 - для совмещённой схемы проходки; R_св - радиус ствола в свету, равен 3,25 м; m_б - коэффициент условий работы бетона. В соответствии со СНиП m_б = 0,8; R_и - расчётное сопротивление бетона на сжатие при изгибе. R_и = 900 т/м² для бетона марки М200; P_max - расчётная максимальная нагрузка на крепь ствола, т/м².

Для определения последней величины P_max вначале по таблице подбирается соответствующая технологической схеме и углу падения пород средняя нормативная нагрузка Р_н, т/м².

Таблица 2.1

Нормативные средние нагрузки на крепь стволов

Глубина ствола, м	Нормативная средняя нагрузка, Рн, т/м2
	При последовательной и параллельной технол. схемах проходки	При совмещённой технологической схеме проходки
	Угол падения пород, град
	до 30	более 30	до 30	более 30
до 400	5	6	7	9
401 - 700	7	9	11	13
701 - 900	9	11	13	19
свыше 900	12	14	17	23

Принимаю P_н равной 17, так как угол падения пород менее 30 градусов и глубина свыше 900 м.

Среднее значение нагрузки на крепь, выбранное из таблицы, соответствует стволу с диаметром D_св = 6 м. Так как диаметр рассматриваемого ствола составляет D_св=6,5 м, то по методике ВНИМИ производится перерасчёт нагрузки:

(2.3)

Максимальная нагрузка на крепь ствола (с учётом неравномерного распределения средней нагрузки) составит:



(2.4)

где v - коэффициент неравномерности нагрузок по контуру крепи ствола по таблице 2.2 и равна 0,3.

Таблица 2.2

Коэффициент неравномерности нагрузок по контуру крепи

Угол падения пород б	Коэффициент неравномерности v град
	При последовательной и параллельной технологических схемах проходки ствола	При совмещённой технологической схеме проходки ствола
0 < б ? 10	0,4	0,3
10 < б ? 30	0,6	0,4
б > 30	0,7	0,5

На основе всех полученных данных можем рассчитать толщину монолитной бетонной крепи протяжённых участков стволов на глубине больше критической:

Толщина крепи принимается равной 250 мм из бетона М200.

На основании известных диаметра ствола в свету и толщины крепи определяется диаметр и площадь поперечного сечения ствола вчерне и , а также площадь поперечного сечения ствола в проходке . С учетом допустимого перебора сечения сечение ствола в проходке, м²

Площадь круглого сечения определяется по формуле:

(2.5)

Площадь поперечного сечения ствола в свету:

Площадь поперечного сечения ствола вчерне:

Определим площадь сечения ствола в проходке с учетом коэффициента превышения сечения:

(2.6)

3. Определение параметров буровзрывных работ при проходке ствола

Технологическая схема проходки ствола определяется глубиной ствола и устойчивостью пересекаемых стволом пород.

В глубоких, свыше 700-900 м, стволах может быть применена параллельно-щитовая схема. На практике предпочтение отдается совмещенной схеме, так как она по сравнению с параллельно-щитовой схемой обеспечивает лучшие условия ведения проходческих работ при пересечении участков с пониженной устойчивостью вмещающих пород, меньшие капитальные вложения и затраты времени на оснащение ствола к проходке и демонтаж оборудования. По данной причине применяем совмещенную технологическую схему проходки ствола.

При совмещенной схеме наибольшее применение находит монолитная бетонная крепь, которая возводится с помощью передвижной опалубки. В данном проекте используется опалубка высотой 2,5 м, вследствии чего принимаем шаг крепления, а также глубина подвигания забоя за цикл равным 2,5 м.

При проходке вертикальных стволов по породам крепким и средней крепости выемку осуществляют с помощью буровзрывных работ. Комплекс БВР включает в себя бурение, заряжание и взрывание зарядов в шпурах. Поскольку крепость пород по шкале Протодьяконова f=4 - по степени крепости породы соответствуют категории «средние». Значит для выемки породы рационально применять буровзрывные работы. Полагаясь на данные условия, применяем конический тип вруба.

Для обуривания шпуров в данном случае прибегну к использованию бурильную установку СМБУ-4, так как предположительно параметры данной установки будут оптимальны для проходки нашего ствола и диаметр его вчерне 7 м позволяет использовать рассматриваемую установку.

Данная выработка считается опасной по газу, так как имеется метановыделение = 15 м³/т с.б.м., но не опасная по пыли, поэтому применяем предохранительные ВВ III класса. Крепость пород по шкале Протодьяконова f=4, для данной крепости рекомендуют использовать ВВ работоспособностью 2200-3200 кДж/кг. Исходя из ранее перечисленных характеристик примем к использованию предохранительный ВВ III класса: Аммонит АП-5ЖВ (работоспособность 3800 кДж/кг).

Параметры прессованного в патронах Аммонит АП-5ЖВ по ГОСТ 21982-76 равны: диаметр d_п= 36 мм, длина l_п=0,196 м, вес q_п=0,2 кг и плотность = 1150 кг/м³, работоспособность 320 см³.

Величина удельного расхода ВВ определяется по формуле:

(3.1)

где q₁ - удельный расход ВВ, зависящий от крепости породы. Для расчётов можно принимать q₁ = f/10=4/10=0,4; f₁ - коэффициент структуры породы, равный для пород с неправильным залеганием и мелкой трещиноватостью = 1,4; v - коэффициент зажима породы. При одной обнажённой поверхности, что характерно для проходимых стволов, определяется по формуле П.Я.Таранова:

(3.2)

Длина шпуров:

(3.3)

(3.4)

(3.5)

(3.6)

(3.7)

l - коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ. Определяется по формуле:

(3.8)

здесь 380 - работоспособность эталонного ВВ Аммонит 6ЖВ, см³; Р - работоспособность применяемого ВВ равна 320 см³.

Объём обуренной породы (в массиве) определяется по формуле:

(3.9)

Количество ВВ на заходку определяется по удельному расходу:

(3.10)

Количество шпуров определяется по формуле:

(3.11)

где: q удельный расход ВВ, кг/м³; d_п - диаметр патронов ВВ, м; плотность ВВ в патронах, кг/м³; коэффициент заполнения шпура,в соответствии со СниП III-02-03-84 при породах с коэффициентом крепости 4 и использовании диаметра патрона ВВ 36 мм, принимается равным 0.4.

+1 буферный

Для построения схемы расположения шпуров определяется площадь забоя, приходящаяся на один шпур:

, м (3.12)

м²

Диаметр окружности с площадью S' будет усреднённым расстоянием между устьями шпуров, то есть:

, м (3.13)

м

Число окружностей расположения шпуров будет равно:

, шт (3.14)

Соотношение между числом окружностей и их диаметрами рекомендуется следующее:

, м;

Число шпуров в каждой окружности определяется по формуле:

, шт.,

шт.,

13 шт.,

шт.,

Поскольку для применения СМБУ-4 (установки типа БУКС) расстояние между устьем оконтуривающего шпура и породной стенкой должно быть не меньше 300 мм:

шт.,

Таким образом количество шпуров составляет: врубовых 6 штук, центральных 1 штука, отбойных 33 штуки и оконтуривающих 24 штук.

Тип вруба для данных условий принят коническим.

При построении графической схемы БВР (Лист №3) убедился, что необходимости в изменении количества шпуров нет. Производим пробную проходку по рассчитанным данным.

По данным, полученным из графической части можем рассчитать фактический расход ВВ на цикл.

Нужно определить расстояние, на которое шпур будет заполнен ВВ. Исходя из того, что врубовые и отбойные шпуры на 0,4 заполнены ВВ то, врубовые на 1,250 м будут заполнены ВВ, центральный на 0,625 м, оконтуривающие на 1,16 м и отбойные на 1,14 м. Зная эти данные мы можем посчитать количество патронов в шпуре и фактический расход ВВ на цикл.

Зная количество патронов в одном шпуре и массу одного патрона Аммонит АП-5ЖВ равно 0.2 кг, мы можем посчитать количество ВВ в одном патроне:

(3.15)

(3.16)

(3.17)

(3.18)

Фактический расход ВВ на цикл рассчитываем по формуле:



(3.19)

где N_вр, N_от, N_ок, N_ц - количество соответственно врубовых, вспомогательных и оконтуривающих шпуров; Q_вр, Q_от, Q_ок, Q_ц - заряд соответственно врубового, вспомогательного, оконтуривающего и буферного шпура.

Взрывание шпуровых зарядов производят только электрическим способом с поверхности земли. Поскольку породы опасны по газу и пыли, используем предохранительные электродетонаторы мгновенного действия ЭД-ОП, короткозамедленного действия ЭД-КЗ-ПС со степенями замедления 15, 30 и 45 мс.

Все параметры буровзрывных работ приведены в таблице 6 и на листе 3.

Таблица 6

Форма таблицы данных о шпурах и зарядах

Параметры буровзрывных работ
№ шпуров в окружности м.	Количество шпуров в серии, м.	Глубина шпуров, м.	Угол наклона шпуров	Величина заряда в шпуре, кг	Тип ЭД	Замедление, мс
1	1	1,56	90°	0,8	ЭД-ОП	0
2-7	6	3,124	80°	1,4	ЭД-ОП	0
8-20	13	2,84	90°	1,2	ЭД-КЗ-ПС-15	15
21-40	20	2,84	90°	1,2	ЭД-КЗ-ПС-30	30
41-63	24	2,9	85°	1,2	ЭД-КЗ-ПС-45	45

4. Определение производительности погрузочных машин

В качестве погрузочной машины принимаем КС-1МА. Она подходит для стволов диаметром 6,5-8 м и глубиной до 1500 м. Диаметр грейфера в раскрытом положении - 2,9 м, рекомендуемая вместимость бадьи - 5-6,5 м³ - принимаем бадью БПС-5,5 диаметром 2,05 м. Объем породы I фазы погрузки определяется качеством взрыва (величины коэффициента использования шпура), свойствами породы, типом погрузочной машины и характеризуется коэффициентом б=0,85 для погрузочной машины КС-1МА.

Производительность погрузки породы характеризует интенсивность уборки всей взорванной породы в первой и второй фазах. В первой фазе интенсивность погрузки породы зависит в основном от типа погрузочной машины и оснащения подъема. Во второй фазе интенсивность погрузки породы зависит от числа занятых рабочих.

Производительность погрузки породы определяется по формуле:

(4.1)

где: T_n - время погрузки всей взорванной породы в первой T _Iф и второй T _IIф фазах погрузки (без подготовительно-заключительных работ)

(4.2)

Время погрузки породы в первой фазе T_1ф



(4.3)

где: t_м - время работы машины по погрузке породы в бадью; t_T - технологические простои машины, связанные с маневрами бадьи в забое; - коэффициент, учитывающий неравномерность работы, регламентированный отдых, простои по организационным причинам и т. д., равный 1,15-1,2.

(4.4)

(4.5)

где: - доля породы в первой фазе; V_б - вместимость бадьи принимаем равную 6, м³; V - объем взорванной породы равна 96,25, м³; K_р - коэффициент разрыхления породы равен 2; n - количество грейферов машины, шт.; P -техническая производительность машины, м³/ч; K₀ - коэффициент одновременности работы машин, равный 1 при количестве грейферов n=1; K_з - коэффициент заполнения бадьи, равный 0,9; t_n - время простоя погрузочной машины по причине маневров бадьи в забое. Значение t_n зависит от типа и числа подъемов и соотношения между временем погрузки бадьи t_{п. б.} и временем цикла подъема. T_{ц. п.}. В среднем при одноконцевом подъеме можно принимать t_n= 0.012-0.015 часа; K_n - коэффициент, учитывающий просыпание породы при разгрузке грейфера в бадьи:

(4.6)

где: d_б - диаметр бадьи БПС-5,5 равен 2,05 м; d_г - диаметр грейфера с раскрытыми лопастями.

Время погрузки породы во II фазе:

(4.7)

где: n_p=8 чел - число рабочих, занятых на погрузке породы во II фазе; P_y - производительность одного рабочего по погрузке породы во второй фазе, зависящая от типа и крепости пород и применяемых средств малой механизации; Так как погрузка породы будет осуществляться при помощи пневмомонитора и крепость пород равна 4, принимаю производительность как P_y=3,0.

Таблица 7

Значения производительности

, /час	Сланцы f=4-6	Песчаники, известняки f=7-11	Крепкие породы f=12-16
Вручную	1,4-1,8	1,0 - 1,4	0,6 - 1,0
С пневмомонитором	2,5-3,0	2,0 - 2,5	1,0 - 1,8

На основании разделов 1, 2, 4 производится построение листа 2.



5. Водоотлив при проходке ствола

При возведении рассматриваемого ствола для борьбы с водопритоком предлагаю использовать непосредственный водоотлив, осуществляемый при помощи насосов.

Во время прохождения ствола предлагаю использовать две схемы водоотлива: при прохождении ствола на глубину до 400м двухступенчатую схему и при дальнейшем углублении многоступенчатую схему с использованием перекачных станций.

При применении двухступенчатой схемы используем забойный насос НПП-1м и подвесной насос ВП-2 производительностью 35 м³/ч при высоте напора 400м (фактически 350 м). Подвесной насос располагаем за 40 метров до забоя.

При применение многоступенчатой схемы используем забойный насос НПП-1м, подвесной насос ВП-2 производительностью 35 м³/ч при высоте напора 400м (фактически 350 м) и горизонтальные насосы,по одному в каждой перекачной станции, ВП-3с производительностью 50 м³/ч при высоте напора 350 м. Водосборники устанавливаем каждые 350 м по глубине ствола.

6. Расчёт вентиляции при проходке ствола

Основными параметрами при выборе вентиляторной установки для проветривания ствола являются: количество воздуха, которое необходимо подать в забой, и напор, который необходимо создать для подачи расчётного количества воздуха в забой ствола по принятой схеме проветривания.

Принимаем нагнетательную систему вентиляции с диаметром трубопровода равным 700 мм

Расход воздуха для проветривания ствола определяется по следующим факторам:

а) по наибольшему числу работающих в стволе людей:

(6.1)

где n - максимальное число рабочих, занятых в смену, чел.; 6 м³/мин - расход воздуха на 1 человека согласно ПБ.

б) по минимально допустимой скорости движения воздуха (по пылевому фактору):

(6.2)

где v_min - минимально допустимая скорость движения воздуха, для стволов v_min = 0,15 м/с.

в) по разжижению ядовитых газов от ВВ:

(6.3)

где t - максимальное время проветривания ствола после взрыва, принимаю время проветривания t= 30 мин; B - количество одновременно взрываемого ВВ, кг. B=77,6 кг; b - газовость ВВ, л/кг. Принимаю газовость при взрывных работах по породе b=40 л/кг; - коэффициент обводненности ствола, согласно исходным данным, принимаю =0.3;



Таблица 8

Значения коэффициента обводненности ствола

Приток воды, /час	0-1	1-6	6-13	>13
Коэффициент обводненности ствола	0,8	0,5	0,3	0,15

L -длина выработки ствола на которой происходит разжижение ядовитых газов от ВВ до допустимых по ПБ концентраций. В случае, если полученная длина L окажется больше конечной глубины ствола H_ст, то при расчетах расхода воздуха для проветривания ствола по разжижению ядовитых газов от ВВ используем H_ст вместо L:

(6.4)

где k_Т коэффициент турбулентной диффузии. Для призабойного пространства принимаю k_Т=0.25; p - коэффициент утечек воздуха из трубопровода. Определяется так:

(6.5)

где d_Т - диаметр вентиляционного трубопровода, 0.7 м; k_ус - коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости, равный при резиновых прокладках - 0,0006; Н_с - длина става труб, м; l_Т - длина звена трубопровода (одной трубы), м; R - аэродинамическое сопротивление трубопровода:



(6.6)

где - коэффициент аэродинамического сопротивления вентиляционных труб. Для металлических труб диаметром от 0,6 м до 1,2 м следует принимать в интервале от 0,00036 до 0,00025 Па/с²/м⁴.

Из всех полученных значений выбирается наибольшее. Учитываем коэффициент утечек из трубопровода. Таким образом рассчитывается подача вентилятора:

(6.7)

Для максимальной длины трубопровода (на конечную глубину) и его диаметра определяется потребное давление (напор) вентилятора

(6.8)

Исходя из напора и расхода воздуха, можно определить вентилятор. Принимаю вентилятор серии ВМ-6м с максимальной подачей воздуха 480 м³/мин и полным давлением в 740 Па. И выбираю нагнетательную схему проветривания. На основании данных раздела 5 см. лист 4.



7. Расчёт объёмов и трудоёмкости работ проходческого цикла и построение графика организации работ проходческого цикла

Работы в забое выполняют в следующем порядке: бурят и заряжают шпуры, поднимают полок и оборудование на безопасную высоту, взрывают, проветривают, приводят забой в безопасное состояние, опускают полок, убирают породу на высоту, равную высоте опалубки, оставшуюся породу разравнивают, опускают и центрируют опалубку, укладывают за нее бетонную смесь. После этого убирают оставшуюся породу в забое. В дальнейшем все операции повторяют в той же последовательности. Установку расстрелов и навеску проводников ведут одновременно с подвесного двухэтажного полка сверху вниз на участке одного шага армировки. Разделку лунок осуществляют на нижнем этаже полка (фаза I), а установку расстрелов и навеску проводников - на верхнем одновременно с ведением работ на нижнем этаже (фаза II). Нижние концы проводников пропускают через проемы в этажах подвесного полка (фаза III). После установки расстрелов и навески проводников на одном шаге армировки полок опускают на следующий горизонт расстрелов.

Для расчета объемов работы одного цикла и дальнейшего построения графика работ нужно использовать ранее полученные расчётные величины (длину и количество шпуров, площадь поперечного сечения ствола в свету и в проходке, коэффициент использования шпуров). Объёмы работ одного цикла определяют из следующих выражений:

а) объём работ по бурению шпуров:

(7.1)

где N_вр, N_от, N_ок, N_буф - количество соответственно врубовых, вспомогательных, оконтуривающих и центральных шпуров, шт.; L_шп - длина соответственно врубовых, вспомогательных, оконтуривающих и центральных шпуров;

б) объём работ по погрузке породы:

(7.2)

где L_зах - величина заходки, м; K_р - коэффициент разрыхления породы равен 2.

в) объём работ по возведению монолитной бетонной крепи:

(7.3)

г) объём работ по наращиванию временных технологических трубопроводов:

(7.4)

где W_в, W_бет, W_сж - объёмы работ по наращиванию соответственно трубопроводов вентиляции, подачи бетона и сжатого воздуха, м; N_в, N_бет, N_сж - количество трубопроводов соответственно вентиляции, подачи бетона и сжатого воздуха, шт.

Исходя из вышеперечисленных показателей, можно начать расчет трудоемкости:

а) Бурение шпуров:

В качестве буровой установки принимаем СМБУ-4м, она позволяет бурить шпуры, глубиной до 4 м в стволах диаметром от 5 до 8 м и совместима с КС-1МА.

Затраты времени на отдельные операции при бурении шпуров СМБУ-4м:

· подготовительные работы к бурению - 35 мин;

· заключительные работы - 30 мин;

· перемещение установки с одной позиции на другую - 22 мин.;

· бурение комплекта шпуров с одной позиции - 15 мин.

Продолжительность буровых работ, ч, в забое может быть определена по формуле

(7.5)

где продолжительность подготовительно-заключительных операций (спуск, подключение, отключение, выдача оборудования).

Эксплуатационная производительность бурения СМБУ-4м:

(7.6)

где: число буровых машин в установке, шт.; коэффициент готовности установки, ; техническая скорость бурения; коэффициент одновременности работы бурильных машин; продолжительность вспомогательных работ, приходящихся на 1 м бурения шпура (замена коронок, перестановка буровых машин и т.п.), при глубине шпура 3-4 м и .

Количество проходчиков - 3 человека.

б) Заряжание шпуров:

Продолжительность заряжания шпуров определяется по формуле:

(7.7)

где число шпуров; время на заряжание одного шпура, включая время на монтаж электровзрывной сети; коэффициент неравномерности работы заряжающих; число рабочих, занятых на заряжании, принимаем равным 8, сечение выработки вчерне, м²; удельная площадь забоя на одного заряжающего, ; время на спуск и прием ВВ; время на подъем полка и уборку оборудования из забоя.

в) Погрузка пород:

По расчетам в разделе 4, производительность погрузки , время на погрузку первой фазы , время на погрузку второй фазы , время погрузки всей взорванной породы.

г) Возведение монолитной бетонной крепи:

При возведении ствола диаметром в свету равным 6,5 м разрешается использовать два бетонопровода. Пропускная способность двух бетонопроводов равна . Производительность бетопроводов принимаем равной . Тогда затрачиваемое время:

(7.8)

где - время вспомогательных операций при наращивании бетонопровода.

д) Работы по наращиванию временных технологических трубопроводов:

На наращивание 3 труб по 2.5 м длиной затрачивается 1.5 часа. Проходчики - 6 человека.

На основе данных строим график организации работ проходческого цикла.

е) Время на ненормируемые операции:

Время спуска смены для работы принимаем равным 10 минутам.

Время проветривания после взрывных работ принимаем равным 30 минут, учитывая правила безопасности при ведении работ в угольных шахтах.

Время спуска взрывчатых материалов принимаем равным 10 мин.

Время выезда смены перед проведением взрыва принимаем равны 10 мин.

Время для подъема оборудования на безопасное расстояние от места проведения взрыва принимаем равным 10 минутам.

Время на приведение ствола в безопасное состояние принимаем равным 20 минутам.

Резервное время принимаем равным 45 минут.

На основе всех полученных данных построен график организации работ - Лист №6.



8. Армирование ствола

После проходки ствола происходит демонтаж стволового комплекса, при этом подвесной полок модернизируют для дальнейшего армирования ствола. Также в это время в копре демонтируется разгрузочный станок, приемную площадку сверху переоборудуют в подшкивную площадку. Также происходит демонтаж бетонного трубопровода, остальные трубопроводы сохраняются, так как они были сделаны стационарными.

Таблица 9

Технико-экономические показатели

Тип ствола	Скиповой
Глубина ствола	1020 м
Трудоемкость работ	16,5 ч/цикл
Скорость проходки ствола	80 м/мес
Срок строительства	383 дней

В результате рассмотрения 7 раздела, была продумана схема армирования см. лист 6.



Заключение

Данная курсовая работа предоставила возможность проверить свои знания по дисциплине «Шахтное и подземное строительство», чтобы в будущем студенты вышли востребованными специалистами.

Данная работа позволяет вспомнить и освоить новые знания практически во всех областях горного дела, а также графически строить: армирование ствола на период эксплуатации, нулевую раму, паспорт буровзрывных работ, график организации работ, основные процессы при проходке ствола, схему вентиляции, расположение лебедок.



Список литературы

1. Шахтное и подземное строительство: Учеб. Для вузов - 2-е изд., перераб. и доп.: В 2 т. / Б. А. Картозия, Б. И. Федунец, М. Н. Шуплик и др. М.: Изд-во Академии горных наук, 2001. Т. 1. 607 с.

2. Методические указания для проведения практических занятий по дисциплине базовой части профессионального цикла учебного плана «Шахтное и подземное строительство. Строительство стволов»: для студентов уровня профессионального образования «специалист» специальности 21.05.04 «Горное дело» специализации «Шахтное и подземное строительство» всех форм обучения / ГОУВПО «ДОННТУ», Каф. строительства зданий, подземных сооружений и геомеханики; сост. С. В. Борщевский, Ю. А. Пшеничный. - Донецк: ДОННТУ, 2017.

3. Справочник инженера-шахтостроителя: в 2-х т. / под общ. ред. В. В. Белого. Москва: Недра, 1983. Т. 1. 424 с.

4. Макишин, В.Н. Шахтное и подземное строительство. Ч.1. Строительство вертикальных выработок: Методические указания по курсовому проектированию / В.Н. Макишин, В.В. Макаров, Т.Д. Красова. Владивосток: Изд-во ДВФУ, 2020. с.

Размещено на Allbest.ru