Институт горного дела, геологии и геотехнологий

Институт горного дела, геологии и геотехнологий

Горно-геологический факультет

Кафедра «Шахтного и подземного строительства»

Требуш Ю.П.

Шахтное и подземное строительство.

Технология проведения горных выработок

 

 

 

 

Красноярск 2017

 

 

ФГАОУ ВО «Сибирский федеральный университет»

Институт горного дела, геологии и геотехнологий

Горно-геологический факультет

Кафедра «Шахтного и подземного строительства»

Требуш Ю.П.

Шахтное и подземное строительство.

Технология проведения горных выработок

 

Методические указания

По выполнению лабораторных работ

для студентов горных специальностей

 

 

 

 

Красноярск 2017

 

УДК 622.261.2(072)

 

 

Методические указания по выполнению лабораторных работ для студентов горных специальностей / Сост. Ю.П. Требуш; ФГАОУ ВО «Сибирский федеральный университет ». Красноярск, 2017. – 72 с.

 

Изложены краткие теоретические сведения о процессах при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок. Приведены расчеты процессов проходческого цикла. Даны справочные материалы.

 

 

ОГЛАВЛЕНИЕ

Лабораторная работа 1. Расчет размеров поперечного сечения горизонтальных и наклонных горных выработок ………………………………………
Лабораторная работа 2. Выбор и расчет рамных крепей …………………………….
Лабораторная работа 3. Выбор и расчет монолитных бетонных и анкерной крепей
Лабораторная работа 4. Расчет параметров и показателей буровзрывных работ при проведении горизонтальных и наклонных выработок ……………………………… Лабораторная работа 5. Проветривание горизонтальных и наклонных выработок при проходке ……………………………………………………………………………….. Лабораторная работа 6.Определение режима работы при проходке выработки. Построение графика организации работ (циклограммы) ………………………………... Лабораторная работа 7. Расчет стоимости сооружения выработки …………………. Приложение А – демонстрационный лист Приложение Б – содержание курсового проекта

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. - М.: Недра, 2003.-103 с.

2. Единые нормы времени и выработки на горные работы для рудников цветной металлургии /М-во цв. металлургии СССР. – М.: 1983, 198 с.

3. Технология, механизация и организация проведения горных выработок / Под общ. ред. В.В.Смирнякова. - М.: Недра, 1983.- 264 с.

4. Справочник по горнорудному делу / Под ред. В.А.Гребенщика, Я.С.Пыжьянова, И.Е.Ерофеева. - М.: Недра, 1983.- 423 с.

5. В.К. Шехурдин. Задачник по горным работам, проведению и креплению горных выработок. - М.: Недра, 1985.- 240 с.

6. Проектирование взрывных работ в промышленности / Под общ. ред. Б.Н.Кутузова. - М.: Недра, 1983.- 359 с.

7. Правила технической эксплуатации рудников, приисков и шахт, разрабатывающих месторождения цветных, редких и драгоценных металлов. - М.: Недра, 1980.- 110 с.

8. С.А. Вохмин. Задачник по горным работам. Красноярск, ГАЦМиЗ, 2002. -168 с.

9. Справочник по буровзрывным работам / Под общ. ред. М.Н. Друкованного. - М.: Недра, 1976.- 632 с.

10. Единые правила безопасности при взрывных работах. - М.: ГУП НТЦ БП, 2001.- 248 с.

11. Справочник инженера шахтостроителя. т. 2/Под общ. ред. В.В.Белого. - М.: Недра, 1983.- 423 с.

12. Шахтное и подземное строительство. МУ к лабораторным работамдля студентов спец. 130402 / Составитель Д.А.Урбаев,– Красноярск, СФУ, 2007. – 60 с.

Лабораторная работа 2

Расчет деревянной крепи

 

Расчет деревянной крепи производят по первой группе предельных состояний.И он заключается в определении диаметра верхняка, а при необходимости и диаметра стоек крепежной рамы по максимальному изгибающему моменту, моменту сопротивления элементов крепи и действующим усилиям в этих элементах. При установке крепежных рам вразбежку и необходимости возведения межрамного ограждения (затяжки), то параметры затяжки также подлежат расчетам.

В породах с коэффициентом крепости f>4,когда борта выработки устойчивы, а кровля неустойчива и при отсутствии бокового давления определяют только прочные размеры верхняка крепежной рамы. Диаметр стойки принимается равным принятому диаметру верхняка.

Расчет верхняка. Верхняк уподобляется балке, лежащей на двух опорах. Он выдер­жит давление со стороны кровли, если его сопротивление изгибу (R _из) будет не меньше мак­симального изгибающего момента, обусловленного этим давлением (М _из, кН×м):

R _из× W > М _из, (2.3)

Данному условию будет удовлетворять верхняк диаметром (d, м):

, (2.4)

где a – полупролет выработки по кровле вчерне, м; m - коэффициент перегрузки, ед. (m= 1,5 - для стволов, их сопряжений, околоствольных дворов и камер, m= 1,2 - для остальных выработок, m= 1,5÷2 - соответственно в сложных горно-­геологических условиях); L - расстояние между смежными крепежными рамами, м; R _из – расчетное сопротивление древесины изгибу, кПа (табл. 2.4); n _v - коэффициент условий работы деревянной крепи, (табл. 2.5).

 

Таблица 2.4 - Характеристики пород древесины

Породы древесины	Плотность воздушно-сухой дре­весины, г/см3	Расчетные значения сопротивления, кПа
при изгибе	при растя­жении вдоль воло­кон	при сжатии и смятии вдоль воло­кон	при сжатии и смятии по­перек воло­кон
Сосна	0.53
Ель	0.46
Пихта	0.39
Лиственница	0.68

 

Таблица 2.5 - Величина коэффициента условий работы крепи

Величина (n у)	Условия работы крепи
0,75	Для конструкций, длительное время работающих в условиях повышенной влажности
0,85	При кратковременном увлажнении
0,9	В сухих выработках на свежей струе

Расчет межрамных ограждений. Межрамные ограждения (затяжки), бортов и кровли выработок могут сооружаться из досок, обапола, распилов, а также из гибких материалов, металлических сеток, решеток, стеклоткани. При расчете межрамных ограждений норма­тивные и расчетные нагрузки на них от горного давления принимаются такими же, как и при расчете крепежной рамы. Для расчета выбирается та затяжка, которая наиболее на­гружена, т.е. лежащая на участке периметра рамы, где интенсивность давления макси­мальная. Обычно это характерно для кровли выработки. Затяжка рассчитывается как балка, свободно лежащая на двух опорах - соседних рамах, ее пролет принимается рав­ным (L) - шагу рамы.

Толщина затяжек из досок (Δ, м): , (2.5)

где q - максимальная интенсивность нагрузки, кН/м²:

q = b × γ = (a/ƒ)×γ, (2.6)

где b - высота свода обрушения, м.

Толщина затяжек из обапола (Δ_об, м): Δ_об = 1,5× Δ, (2.7)

 

Толщина затяжек из распилов (d _р, м): , (2.8)

 

Лабораторная работа 3

Расчет анкерной крепи

Выбор типа анкера можно сделать в зависимости от коэффици­ента крепости пород по табл. 3.1.

Таблица 3.1 - Выбор типа анкера

Тип анкера	Коэффициент крепости пород (f), ед.	Несущая способность, кН	Примечание
Клино-щелевой	6-10	Не более 60-70	При 10< f <6 прочность закрепления замка резко уменьшается
Распорно-конусный и распорно-клиновой	<4   >4	Более 60-100, не более 15-20	Практически несущая способность замка при f>4 равна 60-80 кН. Полное сцепление замков с породой достигается при натяжении 40-50 кН
Железо-бетонный	2-3 10-15 и более	Около 100, не более 200-250	Несущая способность дана при полном заполнении шпура бетоном
Сталеполи-мерный	Любой		Заполнение шпура полимербетоном 0,25-0,30; начальное натяжение 35-60 кН

На рудниках наибольшее распространение имеет железобетон­ный анкер. Перспективным является применение сталеполимерных анкеров.

3.3.1. Расчет железобетонного и сталеполимерного анкеров

 

Расчет несущей способности железобетонного и сталеполимерного анкеров ведут в следующей последовательности.

1. Определяется расчетная несущая способность стержня анкера (P _с, Н) из условия его прочности на разрыв:

P _с= F × R _р× m, (3.6)

где F — площадь поперечного сечения стержня, м² (рекомендуе­мый диаметр стержня d _c=0,016 м); R _p— расчетное сопротив­ление материала стержня растяжению (R _p = 210 МПа для горячекатаной круглой гладкой стали класса А-I; R _p=270 МПа для стали периоди­ческого профиля класса А-II; R _p=360 МПа для стали пе­риодического профиля класса А-III); m - коэффициентусловий работы стержня анкера, который в обычных условиях работы можно принять равным 0,9-1.

2. Устанавливается расчетная несущая способность стержня анкера (P _з, Н) из условия прочности его закрепления в бетоне (или полимербетоне):

P _з= π× d _с×τ× ℓ _з× k _з× m ₁, (3.7)

где d _с - диаметр арматурного стержня, м; τ - удельное сцепле­ние стержня с бетоном, Па; ℓ _з - расчетная длина заделки, м; k _з- поправочный коэффициентна длину заделки; m ₁— коэффициент условий работы замка, значение которого принимают при сухой скважине 0,8, при влажной 0,7-0,6.

Экспериментальными работами установлено что значение (τ) уменьшается с увеличением длины заделки стержня. Для марки бетона В30 и В40 τ=11-12 МПа; для полимербетона на эпоксидной смоле τ=20-24 МПа. Установлено также, что прочность сцеплениястержня периодического профиля диаметром 0,02-0,022 м при длине заделки 0,3-0,4 м в цементном бетоне и 0,2-0.25 м в полимербетоне соответствует его прочности на разрыв. Поэтому расчетную длину заделки принимают для цементного бе­тона 0,35 - 0,5 м, для полимербетона 0,25-0,3м (реже 0,4 м).

На основании экспериментальных данных величину поправоч­ного коэффициента (k _з) рекомендуется принимать по табл. 3.2.

 

Таблица 3.2 - Значения поправочных коэффициентов

Условия работы	Значения (k з) от длины заделки (ℓ з), м
0,1	0,2	0,25	0,3	0,4
При цементном бетоне		0,65	0,62	0,58	0,55
При полимербетоне		0,75	0,72	0,68	0,65

 

3. Определяется расчетная несущая способность замка из условия его сдвига (P _сд, Н) относительно стенок шпура:

P _сд= π× d _ш×τ₂× ℓ _з× k _з× m ₂, (3.8)

где d _ш- диаметр шпура, м; τ₂ - удельное сцепление бетона или полимербетона с породой, Па; m ₂ - коэффициент условий работы замка, (m ₂=0,9 при сухом шпуре, m ₂=0,75 при влажном шпуре, m ₂=0,6 при капеже из шпура).

При водоцементном отношении 0,5 и марке бетона В50 τ₂=1,0 МПа с известняками, τ₂=1,1МПа с порфиритами, τ₂=1,4 МПа с габбро -диоритами. Для полимербетона τ₂= 3,0 МПа с известняками и τ₂=2-2,5 МПа со сланцами.

В качестве расчетной несущей способности анкера Р _а прини­мается меньшее из значений (P _з, P _сили P _сд).

Длину анкера определяют с учетом зон возможного обрушения или отслоения пород, зависящих от запаса прочности пород кровли и боков, формы выработки и расчетной схемы горного давления. Типовыми паспортами крепления горных выработок для рудни­ков цветной металлургии длину анкера определяют по формуле:

, (3.9)

где В - ширина выработки вчерне, м; K - коэффициент, принимаемый равным 0,4-0,5 при ширине выработки B <3,5 м и 0,15-0,2 при B >3,5 м; f -коэффи­циент крепости пород но М. М. Протодьяконову.

Длина анкера в кровле выработки принимается равной не менее 1,0 м и не более 2,5 м (редко 3 м).

Плотность расстановки анкеров (S _кр, 1/м²) в кровле выработки:

 

S _кр= q _кр× n _п/ P _а, (3.10)

где n _п - коэффициент перегрузки, равный 1,2; P _а - расчетная несущая способность анкера (Н); q _кр - нормативноедавление со стороны кровли, завися­щее от расчетной схемы горного давления, формы выработки, Па.

Для выработки трапециевидной формы:

q _кр= b ×γ = (a/ƒ)×γ, (3.11)

Для выработки прямоугольно-сводчатой формы:

q _кр= b ×γ = [(a/ tgφ)- h _c]×γ, (3.12)

где a –полупролет выработки вчерне по кровле, м; b - высота свода обрушения, м; h _c – высота свода выработки (табл. 1.2 и 1.3), м; tgφ- коэффициент внутреннего трения; φ – угол внутреннего трения пород, град.

 

Расстояние между анкерами в кровле (a _кр, м) при расположении их по квадратной сетке:

, (3.13)

 

При наличии неустойчивых пород закрепляются и бока выработки.

Плотность расстановки анкеров в боку выработки (S _б, 1/м²):

S _б= q _п× n _п/ P _а, (3.13.1)

где q _п— интенсивность бокового давления у почвы, зависящая от расчетной схемы горного давления, формы выработки, Па.

 

Для выработки трапециевидной формы:

, (3.14)

Для выработки прямоугольно-сводчатой формы:

, (3.15)

здесь h ₁ – высота вертикальной стенки выработки (табл. 1.2 и 1.3), м; λ₂=tg²(45⁰- φ/2) – коэффициент бокового распора.

 

Расстояние между анкерами в боку выработки (a _б, м) определяется по формуле:

, (3.16)

Для расчета числа анкеров в кровле (n _кр) и боках (n _б) выработки могут быть использованы выражения:

n _кр= q _н× n _п× B × a _кр/ P _а, (3.17)

n _б= q _п× n _п× h ₁× a _б/ P _а, (3.18)

 

Количество закрепляющего состава (V, см³):

 

V =0,825×(d ²_ш- d ²_с)× ℓ _з, (3.19)

 

здесь d ²_ш, d ²_с - соответственно диаметр шпура и армирующего стержня, см; ℓ _з - длина заделки анкера в бетон или полимербетон, см.

Длина заделки в полимербетоне принимается равной 20-25 см; объем одной ампулы полимербетона равен 200 или 250 см³.

 

Пример расчета железобетонного анкера [12]

Пример. Рассчитать анкерную крепь для крепления горизонтальной выработки, имеющей расчетную глубину заложения Н - 800м, γ ⁼ 2700 кг/м³; предел прочности пород массива на сжатие R_сж = 50 МПа, на растяжение R_р = 4,7 МПа (ƒ=15); коэффициент бокового распора λ₁ = 0,3. Выработка имеет прямоугольно-сводчатую форму; ширина выработки B=4м; высота коробового свода h₀ = 1м; высота вертикальной стенки h₁= 3м.

 

1. Определяем действующие на контуре выработки напряжения. По таблице 1 для ƒ>12 (принять для заданного значения ƒ) принимаем коэффициенты концентрации напряжений K₁ = 2; К₂ =0,4 рассчитываем напряжения:

σ_mах = К₁ γН ∙10= 2∙2700∙800∙10 = 432000000 Па = 43,2 МПа;

σ_min = K₂λ₁H∙ 10 =0,4∙0_,3∙2700∙800∙10 = 2600000 Па = 2_,6 МПа.,

2. Рассчитываем коэффициенты запасов прочности пород на контуре выработки по формулам:

п_{к б} = R_сж/σ_mах = 50/43,2= 1,15<4;

п_к = R_р/σ_min = 4,7/2,6 =1,8<4.

3. На основе запаса прочности предложена классификация режимов заданной нагрузки для выбора расчетной схемы горного давления в скальных породах, которые не испытывают перед разрушением заметных пластических деформаций.

Кровля и бока относительно устойчивы, но запасы прочности недостаточны.

Коэффициент и угол внутреннего трения пород

tgφ = (R_сж – R_р)/(R_сж + R_р) = (50 – 4,7)/(50 + 4,7) = 0,83;

φ = 39,6⁰.

4. Выбираем расчетную схему горного давления. Для выработки, имеющей недостаточно устойчивые кровлю и бока (при 1<n<1.44), рекомендована расчетная схема № 3 (см. таблицу 2).

Расчет ведут по формулам для 1< n _к<4 и п_б <<1 с поправками на имеющиеся запасы прочности

n_б = 1,15 и n _к =1,8 (см. формулы в таблице 3).

4.1. Высота зоны обрушения с учетом запаса прочности пород кроли:

4.2. Интенсивность давления со стороны кровли

q'₂ = b'_кγ = 1,28∙2700∙10 = 34560 Па = 34,6 кПа.

4.3. Интенсивность бокового давления почвы у выработки с уче­том n_б = 1,15.

q _п=(b'₁+h₁) γλ₂/n_б = (2,28 + 3) 2700-0,22-10/1,15 = 27300 Па = 27,3 кПа,

где b'₁ =b'_к +h₀ = 1,28 + 1 = 2,28 м;

λ₂ =tg ² (45° —39,6°/2) = 0,22.

5. Рассчитываем железобетонный анкер со стержнем из круглой гладкой стали класса А—I диаметром d_с = 0,016 м; расчетное сопротивление стали R_р = 210 МПа; бетон М300, имеющий, сцепление со стержнем τ₁=11 МПа; расчетная длина заделки ℓ_з=0,4 м; диаметр шпура d_ш=0,036 м; удельное сцепление бетона с породой τ₂ = 1 МПа; шпуры влажные – m₁=0,75.

Рассчитываем несущие способности стержня по закреплению его в бетоне и из условий сдвига бетона относительно стенок шпура:

P_с=π R_p R²_c m = 3,14∙0,008² ∙210∙10⁶∙0,9 = 3,8∙10⁴ Н;

P_з= π∙d_c∙τ₁∙ℓ₃∙k _ℓ∙m₁ =3,14 ∙ 0,16 ∙ 11 ∙ 10⁶ ∙ 0,4 ∙ 0,55 ∙ 0,75 = 9,1 ∙10⁴ H;

P_СД=d_ш π V τ₂ ℓ_з m₁ = 3,14 ∙ 0,036 ∙ 1,0 ∙ 10⁶ ∙ 0,4 ∙ 0,75 = 3,3∙ 10⁴ H;

 

Дальнейший расчет ведем по наименьшей несущей способности

P_a=P'_з =3,3 ∙ 10⁴ Н.

6. Определяем длину анкера, приняв ℓ_в = b'_к =1,28м

ℓ_а = ℓ_в +ℓ_зг+ ℓ_п =1,28 + 0,3 + 0,05= 1,63 м,

принимаем ℓ_а =1,6 м.

7. Плотность расстановки анкеров в кровле по формуле:

S= q'₂ n_п / Р_а =(34,6 ∙ 10³ ∙ 1,2)/(3,3 ∙ 10⁴) = 1,25 шт/м².

8. Расстояние между анкерами в кровле

а₁=(1/s)^1/2 =(1/1,25)^1/2= 0,9м.

Принимаем установку анкеров в кровле по сетке 0,9 х 0,9 м.

9. Определяем длину анкера в боку выработки предварительно рассчитываем увеличение полупролета выработки

С= h₁сtg(45°+ φ /2) = З∙сtg 64,8⁰ = 3∙0,47 = 1,41 м;

ℓ _б = С/n_б + ℓ_зг + ℓ_п = (1,41/1,15) + 0,3 + 0,05 = 1,57 _М;

принимаем длину анкеров в боках такую же, как и по кровле ℓ_а = 1,6 м.

10. Рассчитываем плотность расстановки анкеров в боку вы­работки по формуле:

s'=q_п n_п/Р_а = 27,3 ∙10³ ∙ 1,2/(3,3 ∙ 10⁴) = 0,99 шт/м.

11. Расстояние между анкерами в боку при расположении их по квадратной сетке

а₂ = (1/s^/)^1/2 = (1/0,99)^1/2=1 м.

Принимаем сетку расположения анкеров в боку такую же, как и в кровле (0,9×0,9 м).

 

Таблица 1.

Форма выработки	Коэффициенты концентрации напряжений	Размеры зоны растягивающих напряжений	Примечание
сжимающих в боках (в долях от γН)	растягива-ющих в кровле (в долях от γН)	ширина по кровле (в долях ширины выработки)	высота (в долях высоты свода) h
Прямоугольно сводчатая		0,4	0,35	0,3	Для пород с f > 12
	0,3	0,30	0,1	Для пород с f 12

 

Таблица 2

номер схемы	Значение запаса прочности. кровли и боков	Режим заданной нагрузки на крепь и расчетная схема
	1< пк < 4 1 < пб< 4	Крепь не несет постоянной нагрузки, так как кровля и бока относительно устойчивы, но возможны локальные вывалы. Нагрузка определяется по формулам нагрузки от локального вывала или расчетные нагрузки определяются путем деления нормативных нагрузок, полученных по расчетному методу №-2, на коэффициенты запасов прочности

Таблица 3

Расчетные параметры	Прямоугольно-сводчатая форма выработки и запасы прочности.
nк< 1; nб ≤ 1	1 < nк < 4; nб ≤ 1
Высота свода обрушения
Высота свода равновесия	b1 = b к + h0	b'1 = b'к+h0
Интенсивность давления со стороны кровли	q'1 = b к γ	q'2 = b'к γ
Нагрузка на верхняк рамы	Q=2a q'1L	Q'=2a q'2L
Интенсивность бокового давления на высоте вертикальной стенки	qс =b1γ λ 2	qс =b1γ λ 2
Интенсивность бокового давления у почвы	qП = (b1 + h1)γ λ 2	q'П = (b'1 + h1)γ λ 2
Боковое давление	D1 = 0,5 (q с + qП) h1	D'1 = 0,5 (q 'с + q 'П) h1

 

Примечание. а - полупролет выработки вчерне; φ – угол внутреннего трения; =tq²(45°-φ/2) – коэффициент бокового распора; - высота вертикальной стенки; - высота свода по проекту; L – расстояние между рамами; Θ=(45°+φ/2).

Уточнение параметров БВР

Величина заряда в отдельных шпурах уточняется с учётом их назначения и глуби­ны, при этом изменяется общий расход ВВ на цикл.

Первоначально определяется общий расчетный расход ВВ (Q _р, кг) на цикл исходя из известного удельного расхода ВВ (q _вв, кг/м³), затем рассчитывается средняя величина заряда в шпуре (q _ср, кг) с учетом числа заряжаемых шпуров в комплекте (N _з).

Q _р = q _вв× S × ℓ _ц (4.18)

q _cp = Q _р / N _з, (4.19)

Уточнение величины заряда ВВ в каждом шпуре. Для врубовых шпуров величину заряда принимают на 15-20% больше средней величины заряда, для вспомогательных (отбойных) шпуров - на 15-20% меньше, а для оконтуривающих около средней вели­чины заряда. При этом необходимо иметь в виду, что в каждом шпуре размещается це­лое число патронов ВВ (если заряд формируется патронированным ВВ).

Уточнённый общий расход ВВ на цикл должен быть в пределах рассчитанного и составлять:

Q_ф=q_вр·N_вр+q_отб·N_отб+q_ок·N_ок, (4.20)

где q _вр, q _отб, q _ок - величина заряда соответственно во врубовом, отбойном (вспомогательном) и окон­туривающем шпурах, кг.

Длина заряда в шпуре:

во врубовом ℓ _вв.вр= ℓ _п× n _вр, (4.21)

в отбойном ℓ _вв.отб= ℓ _п× n _отб, (4.22)

в оконтуривающем ℓ _вв.ок= ℓ _п× n _ок, (4.23)

где ℓ _п - длина стандартного патрона ВВ, мм; n _вр, n _отб, n _ок - число патронов ВВ со­ответственно во врубовом, вспомогательном и оконтуривающем шпурах, шт.

Пример уточнения величины заряда ВВ в каждом шпуре на патронированное ВВ (масса патрона ВВ рана 0,25 кг).

Расчетный расход ВВ на цикл:

Средняя величина заряда в шпуре:

N_з – число заряжаемых шпуров, N_з = 34 шт.

Перераспределение ВВ по шпурам:

1) Врубовые шпуры на 20% больше средней величины заряда:

Величина заряда в шпуре

Число патронов ВВ в шпуре

Фактическая величина заряда в шпуре

Длина заряда в шпуре

2) Отбойные шпуры на 20% меньше средней величины заряда:

Величина заряда в шпуре

Число патронов ВВ в шпуре

Фактическая величина заряда в шпуре

Длина заряда в шпуре

 

3) Оконтуривающие шпуры

Величина заряда в шпуре

Число патронов ВВ в шпуре

Фактическая величина заряда в шпуре

Длина заряда в шпуре

Очерёдность взрывания. При любом способе взрывания в первую очередь взрывают врубовые шпуры, за­тем (отбойные) вспомогательные и, наконец, оконтуривающие, при этом шпуры по почве взрывают последними. При электроогневом способе очерёдность взрывания производят в по­рядке нумерации шпуров. При электрическом - порядок взрывания общий, но очерёдность взрывания шпуров регулируется замедлением принятых ЭД. Выполненные расчеты сводят в форму 1, являющуюся частью паспорта БВР (табл. 4.8).

 

 

Таблица 4.8 - Параметры буровзрывных работ (форма 1)

Номера шпуров	Наименование шпуров	Длина шпура, м	Угол наклона шпура, град.	Величина заряда в шпуре, кг	Длина заряда, м	Длина забойки, м	Очередность взрывания
	Врубовые
	Отбойные-1
	Отбойные-2
	Оконтуривающие-1
	Оконтуривающие-2

Пример заполнения табл. 4.8

Таблица 4.8 (бис) - Параметры буровзрывных работ (форма 1)

Номера шпуров	Наименование шпуров	Длина шпура, м	Угол наклона шпура, град.	Величина заряда в шпуре, кг	Длина заряда, м	Длина забойки, м	Очередность взрывания
1-7	Врубовые	1,65		0,75	0,66	0,99
8-13	Отбойные-1	1,6		0,5	0,44	1,16
14-19	Отбойные-2	1,6		0,5	0,44	1,16
20-33	Оконтуривающие-1	1,61		0,5	0,44	1,17
34-39	Оконтуривающие-2	1,61		0,5	0,44	1,17

Оконтуривающие-1 – шпуры по бортам и кровле выработки

Оконтуривающие-2 – шпуры по почве выработки

Построение паспорта БВР

При проведении горных выработок буровзрывные работы должны выполняться строго по паспорту, который составляется начальником участка или начальником БВР для каж­дой выработки и утверждается глав­ным инженером шахты.

Паспорт должен составляться с учётом основных требований, предъявляемых к буровзрывным работам и получению максимального эффекта взрывания: наибольшего КИШ (не менее 0,85); сохранения проектного контура и размеров поперечного сечения; достаточного и равномерного дробление породы; минимального расхода шпуров и взрывчатых материалов на 1 м³ породы; кучного расположения породы после взрыва.

 

Рис. 4.1. Расположение шпуров для отбойки крепких пород

 

В паспорте показывается схема расположения шпуров в трех проекциях (рис. 4.1), а также приводятся характеристики выработки и пород, исходные данные по бурению и взрыванию шпуров, параметры буровзрывных работ (форма 1), основные показатели буровзрывных работ (форма 2) и указывают меры безопасности.

Лабораторная работа 5

Выбор вентилятора

Для надежного проветривания тупиковой выработки необходимо выбрать вентилятор с такой производительностью (Q _в, м³/мин) и с таким напором (h _в, Па), которые с учетом утечек в трубопроводе и его сопротивлением обеспечат подачу в забой требуемого количества воздуха.

Дебит вентилятора должен составлять:

Q _в= Q _max× K _у, (5.10)

где Q _max – наибольшее из полученных значений необходимого расхода воздуха, рассчитанных по выше приведенным факторам, м³/с.

Депрессия (напор) вентилятора составляет при работе на гибкий трубопровод (h _в.г, Па):

h _в.г = Q _в× R _тр.г×(0,59/ K _у.г+0,41), (5.11)

Депрессия (напор) вентилятора составляет при работе на жесткий трубопровод (h _в.ж, Па):

h _в.ж = Q ²_в× R _тр.ж/ K _у.ж, (5.12)

где R _тр.г, R _тр.ж – соответственно аэродинамическое сопротивление гибкого (табл. 5.5) и жесткого трубопровода, H×m²/c⁸ (кμ).

 

По табл. 5.1 принимается вентилятор, обеспечивающий расчетные величины расхода воздуха (Q _в, м³/мин) и депрессии (h _в, Па).

Если вентилятор по (h _в)подобрать нельзя, то принимают к установке два или несколько вентиляторов, рабо­тающих последовательно в одном металлическом трубопроводе. При такой установке вентиляторы должны обеспечитьрасчетное (Q _в) и в сумме давать давление, равное (h _в). Вентиляторы рассредо­точивают по длине трубопровода (рис. 5.4, а).

Если для проветривания применяют гибкие прорезиненные трубы, то вентиляторы устанавливают один за другим без разрывов со стороны свежей струи воздуха - так называемое каскадное расположение вентиляторов (рис. 5.4,б). В этом случае вентиля­торы должны иметь одинаковую производительность (подачу) и будут обеспечивать суммарное давление (депрессию).

Таблица 5.5 - Аэродинамическое сопротивление гибких трубопроводов (R_тр.г)

в зависимости от диаметра и материала трубопровода

Длина трубопровода, м	Диаметр трубопровода, м
0,4	0,5	0,6	0,8	1,0
МУ	ПХВ, ЧЛХВ	МУ	ПХВ, ЧЛХВ	МУ	ПХВ, ЧЛХВ	МУ	ПХВ, ЧЛХВ	МУ	ПХВ, ЧЛХВ
								9,5	7,5
	-
	-	-
	-	-
	-	-
	-	-

По табл. 5.1 принимается вентилятор, обеспечивающий расчетные величины расхода воздуха (Q _в, м³/мин) и депрессии (h _в, Па).

Если вентилятор по (h _в)подобрать нельзя, то принимают к установке два или несколько вентиляторов, рабо­тающих последовательно в одном металлическом трубопроводе. При такой установке вентиляторы должны обеспечитьрасчетное (Q _в) и в сумме давать давление, равное (h _в). Вентиляторы рассредо­точивают по длине трубопровода (рис. 5.4, а).

Если для проветривания применяют гибкие прорезиненные трубы, то вентиляторы устанавливают один за другим без разрывов со стороны свежей струи воздуха - так называемое каскадное расположение вентиляторов (рис. 5.4,б). В этом случае вентиля­торы должны иметь одинаковую производительность (подачу) и будут обеспечивать суммарное давление (депрессию).

 

 

Рис. 5.4. Схемы установки нескольких вентиляторов на одном трубопроводе:

а – последовательное расположение; б – каскадное расположение

Лабораторная работа 6

Расчет численности рабочих

Численность рабочих для выполнения того или иного процесса следует принимать по данным практики. Так в горизонтальных (наклонных) выработках при бурении перенос­ными перфораторами на одного бурильщика следует принимать 1.5-2.5 м² площади за­боя; при погрузке породы должно быть от 2 до 5 человек на погрузочную машину типа ППН или ПНБ; при креплении - 2-4 человека.

Для увеличения скорости проходки можно изменять (увеличивать) количество рабо­чих, их расстановку, технологические условия ведения работ, тип и марки машин и обо­рудования, а также коэффициенты перевыполнения.

Явочное число рабочих в смену (N _я, чел.) определяют по формуле:

N _я=(ℓ _см×Н_к)/(Т _см× k) (6.2)

где ℓ _см - подвигание забоя за смену, м; Н_к - ком­плексная норма времени, чел-час/1п.м; Т _см - продолжительность смены, час.; k - средний коэффициент сокращения норм времени, доли ед.

, (6.3)

где q<