• RU
  • icon На проверке: 21
Меню

Строительство главного наклонного ствола на золоторудном месторождении Дуэт

  • Добавлен: 26.12.2021
  • Размер: 291 KB
  • Закачек: 1
Узнать, как скачать этот материал

Описание

В данном месторождении после углубки наклонного ствола №2 и №3 на горизонте где планируются основные перегрузочные работы + 175. В связи с этим нами рассмотрены вопросы по конструкции камеры ожидания для главного наклонного ствола №3 на отметке +175.

По наклонным и вертикальным выработкам, служащим выходами на поверхность при разности отметок конечных пунктов более 40 м должна быть оборудована механическая перевозка людей.

Состав проекта

icon Cgtwxfcnm Строительство главного наклонного ствола на золоторудном месторождении Дуэт.docx

Дополнительная информация

Контент чертежей

icon Cgtwxfcnm Строительство главного наклонного ствола на золоторудном месторождении Дуэт.docx

Министерство науки и высшего образования Российской Федерации
ФГАОУ ВО «Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова»
Кафедра горного дела
СТРОИТЕЛЬСТВО КАМЕРЫ ОЖИДАНИЯ НА ЗОЛОТОРУДНОМ МЕСТОРОЖДЕНИИ «ДУЭТ»
(специальность 210504 Горное дело специализация Шахтное и подземное строительство)
группыШПС-15 ГИ СВФУ
Седельников Сандаар Анатольевич
Руководитель: Петров Д.Н.
к.т.н. доцент кафедры ГД
ГЛАВА 3. Специальная часть проекта.
Целью работы заключается в разработке и строительстве конструкции камеры ожидания на главном наклонном стволе №3.
Обосновать и рассчитать параметры выработки камеры ожидания.
Изучить и обосновать выбор крепления камеры ожидания.
В данном месторождении после углубки наклонного ствола №2 и №3 на горизонте где планируются основные перегрузочные работы + 175. В связи с этим нами рассмотрены вопросы по конструкции камеры ожидания для главного наклонного ствола №3 на отметке +175.
По наклонным и вертикальным выработкам служащим выходами на поверхность при разности отметок конечных пунктов более 40 м должна быть оборудована механическая перевозка людей.
Перевозка людей должна осуществляться: по наклонным выработкам с углом наклона до 25° оборудованным рельсовыми путями в людских вагонетках при соблюдении всех правил и норм безопасности;
Камеру ожидания надлежит размещать вблизи шахтного ствола по которому предусмотрен спуск-подъем людей.
Определение основных параметров камеры
Для независимого сообщения камеры ожидания с каждой ветвью околоствольного двора следует предусматривать два выхода из камеры поперечные размеры которых должны быть не менее: по ширине - 1500 мм а по высоте - 2200 мм.
В камере ожидания должны быть предусмотрены скамьи шириной 450 мм расположенные в два или четыре ряда с проходами между ними равными 800 мм.
Площадь пола камеры ожидания следует определять исходя из нормативной площади на одного человека равной 05 кв.м.
Пол и стены камеры должны быть покрыты теплоизолирующими материалами.
Исходя численного количества работников в одной смене размеры камеры следующие:
Высота выработки складывается из высоты стенки hз и высоты свода h0:
H = 2200 +1400 = 3600 мм
где: hз = 2200 мм - высота стенки выработки от почвы;
h0 - высота свода при коэффициенте крепости пород f≤12.
Ширина выработки с крепью:
В = 3700 + 2*300= 4300 мм
где: В1=3100 мм – ширина выработки в свету;
= 300 мм – ширина крепи.
Радиус боковой дуги:
Площадь поперечного сечения вчерне:
Sвч = В*(hз + 026*B)
Sвч = 4300*(2200 + 026*4300) = 142 м2
Периметр выработки вчерне:
Рвч = 2*2200 + 233*4300 = 14 419 мм
Площадь поперечного сечения в свету:
Sсв = В1*(h1 + 026*В1)
Sсв = 3700*(2000 + 026*3700) = 121 м2
Периметр выработки в свету:
Рсв = 2*2000 + 233*3700 = 12621 мм
Расчет параметров БВР при проведении выработки
На предприятии применяется аммонит 6 ЖВ в патронированном виде:
Взрывчатое вещество – Аммонит 6 ЖВ
Работоспособность см3= 360–380
Бризантность мм= 14–16
Теплота взрыва кДжкг= 4330
Скорость детонации мс= 36
Удельный расход ВВ (Аммонит 6 ЖВ) определяется формулой М.М. Протодьяконова с поправкой В.И. Богомолова:
q = 16*1*√10142 = 134 кгм3
где: - коэф. работоспособности ВВ по отношению к эталонному;
P=360-380 см3 – работоспособность применяемого ВВ;
f = 10 – коэф. крепости пород;
S = 142 м2 – площадь поперечного сечения вчерне.
Общее количество шпуров на забой определяется М.М. Протодьяконова с поправкой Г.Г. Мухтарова:
Расчетное число шпуров округляют до целого в большую сторону. Это и будет окончательно принятое число шпуров.
где: – коэффициент использования шпуров (к.и.ш.) принимают равным 085–095;
d – диаметр патрона ВВ м (принимают d = 0036 м);
kз – коэффициент заполнения шпура (068–072);
Δ – плотность ВВ в заряде кгм3 (у предохранительных ВВ 1000–1150 кгм3).
Количество оконтуривающих шпуров:
Nок = 4*098*√142 = 15 шт.
где: nо – число шпуров на 1 м периметра выработки и зависит от крепости горных пород. При крепости пород 8-11 nо равен 098.
Количество врубовых шпуров:
Nвр =035*134*14224=277=3 шт.
Количество отбойных шпуров:
Nот = 25-(15+3) = 7 шт.
Глубина отбойных шпуров:
Lот = 05*4300 = 2150 мм
Глубина оконтуривающих шпуров:
Глубина врубовых шпуров:
Lвр = 115*2150 = 2470 мм
Общее количество шпурометров на 1 цикл:
Lш = Lвр*Nвр+Lот*Nот+Lок*Nок
Lш = 2470*3+2150*7+2150*15 = 54 710 мм = 547 м
Длина заряда в шпуре:
Lзар от. ок. = 075*Lот.ок. = 075*2150 = 16125 мм
Lзар вр = 075*Lвр = 075*2470 = 18525 мм
Масса заряда в шпуре:
Qш от = 0785*d2*Δ*Lзар от.ок.
Qш от.ок = 0785*00322*1000*16125 = 13 кг
Qш вр = 0785*d2*Δ*Lзар вр
Qш вр = 0785*00322*1000*18525 = 15 кг
где: d = 0032 м – диаметр патрона.
Количество патронов на заряд шпура:
Nп от.ок. = Qш от.ок.Qп
Nп от.ок. = 1302 = 65=6 шт.
Nп вр = 1502 = 75=7 шт.
где: Qп = 02 кг – масса патрона.
Фактическая длина заряда шпура:
Lзш от.ок. = Nп от.ок.*Lп
Lзш от.ок. = 6*200 = 1200 мм
Lзш вр = 7*200 = 1400 мм
где: Lп = 200 мм – длина патрона.
Общая масса заряда на цикл:
Q = Nвр*Qвр+Nот*Qот+Nок*Qок
Q = 3*15+7*13+15*13 = 331 кг
Объем взорванной горной массы за цикл:
V = 142*2150*09 = 275 м3
Фактический удельный расход:
qф = 331275 = 12 кгм3
Количество циклов необходимое для проходки:
Забойка шпура представляет специально подготовленную песчано-глиняную смесь которой заполняется свободная часть шпура. Величина забойки должна составлять не менее 05 м при длине шпура более 1 м и не менее половины длины шпура в иных случаях.
1 Электровзрывная сеть
Для зарядов врубовых шпуров применяем ЭД мгновенного действия ЭД-8-Ж а для всех остальных электродетонаторы короткозамедленного действия ЭДКЗ. Время замедления между группами зарядов для грунтов средней крепости составляет 70 мс.
Так как число взрываемых зарядов 46150 то применяем последовательную схему соединения ЭД обеспечивающую поступление в каждый заряд тока одинаковой силы. Учитывая что сопротивление подводящих магистральных проводов на порядок меньше суммарного сопротивления электродетонаторов взрывную машинку можно выбрать по числу взрываемых ЭД.
В качестве магистральных принимаем двужильные провода марки ВП-2. Они имеют два скрученных одножильных медных провода диаметром 07 мм разного цвета в поливинилхлоридной изоляции. Сопротивление 1 м жилы 004 Ом. Магистральные провода могут прокладываться на расстояние до 200 м.
При последовательном соединении электродетонаторов общее сопротивление взрывной сети определяют по выражению:
где: r – сопротивление электродетонатора колеблется от 15 до 4 Ом при медных и от 29 до 95 Ом при железных;
n– количество электродетонаторов в сети;
rb и Rм – сопротивление выводных и магистральных проводов Ом.
Сопротивление выводных проводов:
Сопротивление магистральных проводов:
Для ведения взрывных работ – взрывной прибор ПИВ-100М который дает напряжение до 600 В.
Силу тока вычисляют по выражению:
где: U – напряжение на клеммах источника тока В.
Через каждый электродетонатор будет проходить ток силой i=I=294 А. Эта сила тока значительно больше гарантийной силы iг=1А (менее 100 ЭД при постоянном токе). Поэтому взрывание зарядов будет безотказным.
Таблица 3.1. Основные показатели буровзрывных работ
Сечение горной выработки
Крепость горной породы
Общая длина шпуров на 1 цикл
Расход ВМ на 1 цикл:
Количество циклов на проходку горной выработки
2 Производительность бурения и продолжительность зарядки шпуров
Бурение шпуров при проходке выработок используются переносные перфораторы типа ПП-63П.
Таблица 3.2. Характеристика переносного перфоратора типа ПП-63П.
Максимальная глубина бурения
Осевое усилие подачи
При бурении шпуров перфоратором его производительность определяем по формуле:
Qз = Тсм – Тпз – Тпт(t0 + tв)*(1 + Кот)
Qз = 480 – 15 – 2022*(1 + 01) = 152 мчас
где: Тсм = 480 мин – продолжительность смены;
Тпз = 15 мин – время на подготовительно-заключительные операции;
Тпт = 20 мин – время на технологические перерывы;
(t0 + tв) = 22 чел-мин – норма времени на бурение 1 м шпура;
Время бурения шпуров:
Тз = 547152 = 367 часа
Lшз = 547 м – общая длина шпуров.
Продолжительность зарядки шпуров (мин):
где: N – количество шпуров шт;
Tз – время на заряжание одного шпура мин (25-3 мин);
– коэффициент одновременности работ на заряжании (07-08);
– число рабочих на заряжании;
– подготовительно-заключительные работы (150-30 мин).
Число помощников взрывника:
-1 – число шпуров до 30;
-2 – число шпуров 30-60;
-3 - число шпуров более 60.
Расчет проветривания выработки по формуле Воронина для нагнетательного способа проветривания
Количество воздуха по фактору взрывных работ:
Qз=225*S(60*t)*3√к*А*в*L2(S*p2)
Qз =225*142(60*30)*3√06*547*895*81*2(142*136*2) = 436 м3сек = 262 м3мин
где: S = 296 м2 – площадь выработки в свету;
t = 30 мин – время проветривания;
к = 06 – коэф. учитывающий обводненность;
А = 547 кг – количество одновременно взрываемого ВВ;
в = 895 лкг – газовость ВВ;
L = 81 м – длина выработки;
p =136 – коэф. утечек воздуха.
Количество воздуха по максимальному количеству людей находящимся в забое:
Если в выработке не ведутся работы связанные с пылеобразованием и отсутствуют другие вредные вещества подача воздуха должна составлять не менее 6 м3мин на каждого человека считая по наибольшему числу людей в выработке:
Qз = 6*m = 6*6 = 36 м3мин
m = 6 – количество людей одновременно находящихся в забое.
Количество воздуха исходя из минимальной скорости движения воздуха:
Для эффективного выноса пыли из выработки скорость движения воздуха по выработке должна быть не ниже 025 мсек. С учетом этого подача воздуха по пылевому фактору составит:
Таким образом для дальнейших расчетов принимаем количество воздуха на забой
Qз =262 м3мин = 436 м3сек
Выбор типа и диаметра вентиляционного трубопровода
Диаметр вентиляционных труб выбирается из расчета чтобы скорость по трубопроводу не превышала 20 мсек. Для нагнетательного вентилятора принимаем гибкие вентиляционные трубы.
Таблица 3.3. Техническая характеристика гибкой трубы.
«чефер» с двусторонним ПХВ покрытием
Коэффициент аэродинамического сопротивления
Расстояние от конца нагнетательного трубопровода до забоя должно быть не более:
1 Расчет аэродинамических параметров трубопроводов
Аэродинамические параметрами трубопровода являются аэродинамическое сопротивление воздухопроницаемость и депрессия. По трубам воздух движется за счет разности давлений у их концов которые затрачивается на преодоление сопротивлений оказываемых ими.
Аэродинамическое сопротивление трубопровода при любой форме его сечения определяется по формуле:
где: – коэффициент аэродинамического сопротивления Н*с2м4;
LТ – длина трубопровода м;
dТ – диаметр трубопровода м.
Воздухопроницаемость трубопроводов.
Для гибких трубопроводов коэффициент воздухопроницаемости определяется с учетом воздухопроницаемости одного стыка общего числа стыков и диаметра трубопровода.
Приближенно ky определяется по числу стыков в трубопровод ky=136.
Депрессия вентиляционных трубопроводов:
где: hст– статическая депрессия Па;
где: Ky – коэффициент воздухопроницаемости трубопровода;
Q – необходимая подача свежего воздуха м3с;
R – аэродинамическая сопротивление трубопровода.
hМ – депрессия за счет местных сопротивлений Па;
hД – динамическая депрессия Па.
V2 ср.тр. – средняя скорость движения воздуха в трубопроводе на прямолинейном участке;
- плотность воздуха кгм3.
Скорость движения воздуха по правилу безопасности должен быть не более 20 мсек. В данном случае условия выполняется.
2 Выбор типа вентилятора
Производительность вентиляторов определяем с учетом количества воздуха необходимого для проветривания выработок и коэффициента воздухопроницаемости.
Нагнетательный вентилятор располагается не менее 60 метров от забоя.
Производительность нагнетательного вентилятора определяется по формуле:
где: ky=1.36 – коэффициент воздухопроницаемости нагнетательного трубопровода;
Qн=436 м3сек – наибольшая подача воздуха в забой с учетом различных факторов.
Принимаем вентилятор типа ВМ-6М.
Таблица 3.4. Характеристика вентилятора типа ВМ-6М.
Присоединительных патрубков
Производительность м3мин
Оптимальная в области
Промышленного использования
Полное давление кгсм
Максимальный полный К.П.Д.
Тип электродвигателя
Мощность электродвигателя кВт
Частота вращения вала обмин
Основные размеры мм:
Определение необходимого числа вентиляторов:
Проверочный расчет мощности привода вентилятора ВМ-6М.
По произведенным расчетам мощности видно что тип и марка вентилятора выбрана правильно.
1 Расчет скреперной установки
Основными расчетными параметрами скреперной установки являются производительность диаметр канатов мощность лебедки.
Техническая производительность (тч) скреперной установки при погрузке руды в рудоспуск:
где: Vc – геометрическая вместимость скрепера м3;
– плотность погружаемой горной массы тм3;
kз – коэффициент заполнения скрепера принимаемый крупнокусковой руды 05-07;
kц – длительность цикла скреперования с;
L – длина скреперования м;
гр и пор – соответственно скорость движения груженого и порожнего скрепера;
t=10-20 с – время пауз скрепера в конечных пунктах.
Эксплуатационная сменная производительность (т) скреперной установки:
где: tсм – длительность смены ч;
ku=04-07 – коэффициент использования скреперной установки в течение смены.
Средняя продолжительность ликвидации одного зависания 15 мин время на вторичное дробление зависит от количества негабаритов в выпускаемой руде а время простоев по другим причинам составляет 60-80 мин.
Вместимость скрепера (м3):
По таблице принимаем гребковый скрепер СГ – 016 вместимостью 016 м3.
Сопротивление перемещению горной массы по почве выработки:
где: – масса соответственно доставляемой горной массы в скрепере и самого скрепера кг;
f1=0.8-0.9 и f2=0.4-0.55 – соответственно коэффициенты трения доставляемой горной массы и скрепера или канатов почве выработки;
– угол наклона выработки;
qk=2 кгм (ориентировочно) масса каната 1м кг;
W4=2000-3000 Н – сопротивления от хвостового каната лебедки;
G0=265 кг – масса скрепера.
Мощность двигателя скреперной лебедки при перемещении груженого скрепера:
где: kзап=115-12 – коэффициент запаса мощности;
– КПД трансмиссии лебедки.
Согласно по расчетам принимаем двухбарабанную скреперную лебедку 17ЛС-2С. Номинальная мощность привода 17 кВт тяговое усилие на рабочем канате Smax=157 кН.
2 Выбор каната лебедки
Диаметр каната выбирают по максимальной нагрузке на головном канате которая для конкретных условий эксплуатации соответствует сопротивлению перемещению груженого скрепера Wгр. Запас прочности должен быть не менее m=3-4. По ГОСТ 2688-80 в соответствии с Sраз выбирают диаметр каната.
Максимальный диаметр каната для конкретного типа лебедки соответствующей номинальной мощности выбирают из условия:
По ГОСТ 2688-80 на стальные канаты двойной свивки с линейным касанием проволок в прядах типа ЛК-Р с органическим сердечником с учетом расчетной прочности проволок 1570 МПа выбираем канат с диаметром 96 мм.
3 Продолжительность уборки породы
Продолжительность уборки взорванной породы определяется формулой:
Расчет крепления камеры ожидания
Рассмотрены варианты крепления:
Анкерная крепь. Принцип действия анкерной крепи заключается «в подшивке» слабых пород непосредственной кровли к массиву крепких пород.
Достоинством анкерной крепи по сравнению с деревянной имеет ряд преимуществ: удобная конструктивная форма; возможность повторного использования и относительно большой срок службы — около 10—15 лет относительная низкая стоимость.
Недостаткомметаллических крепей является снижении надежности в случае перехода приконтурного слоя пород в неустойчивое состояние при оттаивании или же замерзании пород массива. Подвижность породы ведет к снижению надежности работы а выделяемая влажность приводит к коррозии анкернойкрепи.
Набрызг-бетон— искусственный материал (бетон) состоящий из смеси цемента песка гравия или щебня и как правило добавок — ускорителей схватывания и твердения и получаемый нанесением этой смеси безопалубочным методом.
Недостатки набрызг-бетона при традиционном (сухом) способе нанесения: высокая запылённость потери материала при "отскоке" (до 30%) повышенный расход цемента
Бетон представляет собой искусственный материал получающийся в результате затвердевания смеси состоящий из цемента щебня песка и воды. Различают тяжелый бетон (плотность 1800 кгм3 и более) и легкий (плотность менее 1800 кгм3). Для крепления горных выработок применяют тяжелый бетон. Бетон обладает ценным свойством с увеличением срока службы его прочность увеличивается: через год примерно в 15 раза а через 8 лет в 2 раза. Для горной крепи применяют бетон марок 100 150 200 и 300.
Достоинством бетона как крепежного материала является высокая прочность на сжатие долговечность огнестойкость относительно низкая стоимость и возможность хорошей формовки. Срок службы бетонной крепи неограничен.
К основным недостаткам возведения крепи из бетона в шахте относится трудоемкость процессов а также то что бетонная крепь до затвердевания бетона не воспринимает на себя горное давление.
Несущая способность МПа
Металлическая податливая
В условиях строительства слепого наклонного ствола №4 из вышеуказанной таблицы 3.5. применение может найти монолитное бетонное крепление.
Исходные данные: Проектная глубина размещения камеры ожидания H=359 м; размеры камеры (вчерне): длина Lк=81 м ширина bк=37 м высота hк=303 м; срок службы камеры ориентировочно t=10 лет; сопротивление пород одноосному сжатию R=73 МПа; kc=09 - коэффициент учитывающий дополнительную нарушенность массива пород поверхностям; угол залегания пород ; коэффициент R=1.
Величину смещения U выработок расположенных в осадочных и изверженных породах и вне зоны влияния очистных работ следует определять по формуле:
где: Uт – смещение пород мм принятое за типовое определяемое по графикам рис. 3 в зависимости от расчетного сопротивления пород сжатию Rc и расчетной глубины расположения выработки Hр;
Rа – коэффициент влияния угла залегания пород и направления проходки выработки относительно простирания пород или основных плоскостей трещиноватости определяемый согласно таблице 6;
- коэффициент направления смещения пород: при определении смещений со стороны кровли или почвы (в вертикальном направлении) -равен 1; при определении боковых смещений пород (в горизонтальном направлении) определяется по таблице 6.
Рис.3. Графики для определения типового смещения пород Uт.
Расчетную глубину Нр размещения выработки следуют определять по формуле:
где: Н-проектная глубина размещения выработки или ее участка м;
R – коэффициент учитывающий отличие напряженного состояния массива горных пород по сравнению с напряженным состоянием вызванным собственным весом толщи пород до поверхности принимаемый равным 1 для обычных горно-геологических условий либо устанавливаемый экспериментально равным 15.
Расчетное сопротивление пород сжатию Rc МПа:
при Rc=72.17 МПа и Нр=359 м Uт=70мм Ra=0.7 Rt=1 Rв=1.3 Rр=15 (кровли почвы)=1 (боков)=055.
Согласно по таблице 7 устанавливается категория устойчивости пород.
В рассматриваемой камере породы находятся в среднеустойчивом состоянии (II категория).
Согласно п.4.25(4.17) настоящих норм для крепления камеры может быть принята монолитная бетонная крепь без обратного свода. Толщина забутовочного слоя 200 мм в кровле и 150 мм – в боках.
Согласно п. 4.51(4.28) настоящих норм определяется величина нормативной нагрузки на крепь. При этом величина усадки забутовочного слоя принимается равной 25% его толщины:
С учетом указанной усадки забутовки в соответствии с графиком рис. 4.
Рис. 4. Графика для определения нормативной нагрузки на крепь.
Для кровли и почвы камеры – Pн=240 кПа;
Для боков камеры – Pн=272 кПа.
Расчетная нагрузка на крепь:
Расчетная нагрузка определяется дифференцированно в кровле и почве (в вертикальном направлении) в боках (в горизонтальном направлении) а при угле падения пород а от 20º до 50º и по нормали к напластованию по формуле:
– нормативная нагрузка на крепь определяемая с учетом пп. 4.14 – 4.16 и 4.28 настоящего Руководства кПа (тсм2);
– коэффициент перегрузки принимаемый по таблице 8;
– коэффициент принимаемый – 1;
– коэффициент условий проведения выработок принимаемый равным 1 при буровзрывном способе.
Согласно п. 5.69(5.69) настоящих норм производится расчет нагрузок на крепь камеры по формуле и рис. 5 при:
Рис.5. Графика для определения коэффициента Rсн.
При ширине выработки Bв=8 м.
Рис.5. Графика для выбора толщины монолитной бетонной сводчатой крепи в зависимости от расчетной нагрузки P ширины выработки b и марки бетона.
– М150; 2 – М200; 3 – M300.
Согласно рис.5 настоящего Руководства толщина крепи из монолитного бетона М200 в кровле равна =250 мм а в боках =300 мм.
2 Расчет продолжительности крепления камеры
Определяем коэффициент излишки сечения (К.И.С):
где: площадь поперечного сечения вчерне м2;
- площадь поперечного сечения в свету м2.
Объем бетона на 1 цикл определяется по формуле:
где площадь поперечного сечения вчерне м2;
- площадь поперечного сечения в свету м2;
– длина заходки на 1 цикл м;
Объем бетона на всю длину выработки определяется по формуле:
– длина заходки на 1 цикл
- объем бетона на 1 цикл ;
– длина выработки м.
Время возведения бетонного крепления:
– производительность подачи бетонной смеси м3ч;
– время на вспомогательные работы ч.
Общее время бетонирование всего камеры:
– длина камеры подъёмной машины м.
Стоимость крепления камеры ожидания
Стоимость монолитного бетона определяется по формуле:
где Vб – объем бетона на всю длину выработки м3;
Ц – цена за куб бетона марки М200 равная 2560 руб.
Продолжительность проходческого цикла
Продолжительность проходческого цикла выработки составляет 3 смены по 8 часов.
Тц = Тб + Тз + Ту + Тк + Твсп.
Тц =367+146+1.15+412+05=109 час
где: Тц – продолжительность проходческого цикла час;
Тб – продолжительность бурения час;
Тз – продолжительность заряжания час;
Ту – продолжительность уборки горнорудной массы час;
Тк – продолжительность крепления час;
Твсп. – продолжительность вспомогательных работ час
Таблица 3.9. Расчет продолжительности проходческого цикла.
Время проход. цикла Тц час
Время бурения Тб час
Время заряжания Тз час
Время уборки забоя Ту час
Время крепления Тк час
Таким образом принимаем организацию работ 2 цикла в сутки работы ведутся в 3 смены. При трех сменной организации работ и 26 рабочих днях скорость проведения выработки:
Срок строительства камеры ожидания:
Рис.6. Планограмма проходческого цикла.
Укрупненный расчет стоимости строительства 1 м выработки
Таблица 3.10. Капитальные затраты на оборудование
Полная балансовая стоимость тыс.руб.
Скреперная лебедка 17ЛС-2С
Неучтенное оборудование (20%)
Таблица 3.11. Стоимость проходки 1м выработки по материалам
Наименование материалов
На единицы материала руб
Суммарная стоимость руб.
Провод взрывной магистральный
Трубы вентиляционные
Трубы метал. для подачи бетона
Трубы метал. для сжатого воздуха
Затраты по статье "Расходы будущих периодов" 20%
Затраты на запасные части для ремонта 2% от оборудования
Расход смазочных и обтирочных материалов 5%
Прочие неучтенные материалы 2%
Таблица 3.12. Заработная плата работников
Наименование работников
Всего фонд оплаты труда в месчел. руб.
Всего фонд оплаты труда в срок строительства (006 мес) для всех раб. руб.
Отчисления в страховые фонды (302%)
Полная стоимость проведения 1 м горной выработки слагается из суммы всех затрат и выплат заработной платы.
Таблица 3.13. Полная стоимость проведения горной выработки
Скорость проходки ммес
Стоимость проходки рубм.
На горизонте отметки +240 осуществляется конструкция камеры ожидания. По расчетным данным и обоснованиям приняты следующие параметры камеры:
Размеры камеры подъёмной машины:
Без учета крепления:
Параметры БВР при проведении выработки:
Бурение шпуров при проходке камеры используются переносные перфораторы типа ПП-63П с производительностью Qз= 471 мчас. Количество взрываемых шпуров на одну заходку 25 штук общая длина шпуров на цикл составило 547 метров. Применяемое взрывчатое вещество Аммонит 6 ЖВ в патронированном виде. Общая масса заряда на цикл 331 кг. Для зарядов врубовых шпуров применяем ЭД мгновенного действия ЭД-8-Ж а для всех остальных электродетонаторы короткозамедленного действия ЭДКЗ.
Для проветривания выработки используется нагнетательный вентилятор типа ВМ-6М с диаметром гибкой вентиляционной трубы типа МУ 05м.
Уборка породы осуществляется скреперной установкой с гребковым скрепером типа СГ – 016 и лебедкой 17ЛС-2С с номинальной мощностью привода 17кВт тяговым усилием на рабочем канате 175 кН.
Параметры монолитной бетонной крепи:
Толщина крепи из монолитного бетона марки М200 в кровле равна =250 мм а в боках =300 мм.
Все технические решения по конструкции камеры подъёмной машины приняты с учетом действующих СНиПов и правил ФНиП.
Список использованной литературы
)Алексеев В.В. Рудничные насосные вентиляторные и пневматические установки. – М.: Недра 1983 г.
)Выбор и расчет крепей и обделок подземных сооружений: учеб. пособие В.А. Шаламанов В.В. Першин П.М. Будников А.Б. Сабанцев; Кузбас. гос. техн. ун-т. Кемерово 2010.-142 с.
)В.М. Рудаков. Сооружение вертикальных и наклонных горных выработок в геологоразведке: Учебное пособие – М.: КДУ 2009г.– 280с.
)ГОСТ 21806-76 Электродетонаторы предохранительные короткозамедленного действия. Технические условия (с Изменениями N 1-6)
)ГОСТ 2688-80. Канаты стальные. Сортамент.
)Земельный кодекс Российской Федерации от 25 октября 2001г. №136-ФЗ глава XVI статья 88 Земли промышленности.
)Жигачев Г.А. Руководство по проектированию подземных горных выработок и расчету крепи ВНИМИ ВНИИОМШС Минуглепрома СССР. – М.: Стройиздат 1983. – 272 с.
)Задания и методические указания для выполнения курсовой работы по дисциплине для выполнения курсовой работы по дисциплине «Экономика и менеджмент горного производства» Направление: 650600 - «Горное дело» Специальность: 210504 – «Шахтное и подземное строительство» Составитель: к.т.н. доц. Н.С. Батугина. – Якутск: ЯГУ 2010 г. - 22 с.
)Картозия Б.А. Шахтное и подземное строительство: Учебник – М.: МГГУ 2003 г. – Т. 1.
)Методические указания. По выполнению курсового проекта студентов по дисциплине «Шахтное и подземное строительство» специальности 130400 «Горное дело»
)Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки (ВНТП 13-2-93).
)Закон РФ от 21.02.92 N 2395-I (ред. от 30.11.2011) "О НЕДРАХ".
)Постановления Правительства РФ от 16.02.08 №87 «О составе разделов проектной документации и требованиях к их содержанию».
)СНиП II-94–80. Подземные горные выработки Госстрой СССР. – М.: Стройиздат 1982.
)Справочник инженера-шахтостроителя: в 2 т. Т 1 М. И. Алешин; под общ.ред. В. В. Белого. – М.: Недра 1983.
)СНиП 23-05-95 «Строительные нормы и правила российской федерации естественное и искусственное освещение».
)СНиП 1.04.03-85 «Нормы продолжительности строительства».
) СНиП 12-04-2000 «Безопасность труда в строительстве» Часть 2 «Строительное производство».
)СанПин 2.2.3.1384-2000 «Гигиенические требования к организации строительного производства и строительных работ».
)СП 48.13330.2011 «Организация строительства».
)Скукин В. А. Экономика горного производства и менеджмент: учеб. пособие ГУ КузГТУ. – Кемерово: Кузбассвузиздат 2007.
)Справочник «Рудничная вентиляция» под ред. проф. Ушакова К.З. - М.: Недра 1988 г. – 440с.
)Указания по выбору рамных податливых крепей горных выработок. С.-Петербург ВНИМИ 1991125 с.
)Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых» «Утверждены приказом Федеральной службы по экологическому технологическому и атомному надзору от 11.12.2013 г. №599).
)ФНиП "Правила безопасности при взрывных работах" ФЗ от 21 июля 1997 года N 116-ФЗ "О промышленной безопасности опасных производственных объектов".
)Шехурдин В.К. Задачник по горным работам проведению и креплению горных выработок Недра Москва 1985 г. 240 стр. УДК.

Свободное скачивание на сегодня

Обновление через: 20 часов 50 минут
up Наверх