Author: Протосеня А.Г. Долгий И.Е. Огородников Ю.Н. Очкуров В.И.
Tags: горное дело горные предприятия (рудники, шахты, карьеры) добыча нерудных ископаемых строительство строительное проектирование
ISBN: 5-94211-099-9
Year: 2003
Text
Министерство образования Российской Федерации
Санкт-Петербургский государственный горный институт
им. Г.В. Плеханова (технический университет)
А.Г. Протосеня, И.Е. Долгий,
Ю.Н. Огородников, В.И. Очкуров
ШАХТНОЕ И ПОДЗЕМНОЕ
СТРОИТЕЛЬСТВО
В ПРИМЕРАХ И ЗАДАЧАХ
Допущено Министерством образования Россий-
ской Федерации в качестве учебного пособия для
студентов вузов, обучающихся по специальности
«Шахтное и подземное строительство» направ-
ления подготовки дипломированных специалистов
«Горное дело»
Главная библиотека
852886
САНКТ-ПЕТЕРБУРГ
2003
УДК 622.016; 222.01(075.80)
ШАХТНОЕ И ПОДЗЕМНОЕ СТРОИТЕЛЬСТВО В
ПРИМЕРАХ И ЗАДАЧАХ: Учеб, пособие ! А.Г Протосеня,
И.Е Долгий, Ю.Н. Огородников, В.И Очкуров; Санкт-
Петербургский горный институт. СПб, 2001. с.
ISBN5-94211-099-9
Рецензенты:
Кафедра строительства подземных сооружений и шахт
Московского государственного горного университета,
проф., д.т.н. Д.М. Голицинский
С помощью расчетов обоснованы принципиальные схемы
выбора параметров технологических процессов при строитель-
стве вертикальных шахтных стволов, горизонтальных горных
выработок, камер и выработок большого поперечного сечения,
сооружаемых буро-взрывным способом и при строительстве
выработок специальными способами. Описание современных
методик расчета технологических параметров проведения выра-
боток сопровождается примерами, задачами и необходимым
справочным материалом.
Учебное пособие предназначено для студентов специально-
сти 090400 «Шахтное и подземное строительство», и подготов-
ки бакалавров и магистров по направлению «Горное дело».
ISBN 5-94211-099-9
© Санкт-Петербургский горный
институт им. Г.В. Плеханова, 2002 г.
ПРЕДИСЛОВИЕ
Подготовка специалистов по шахтному, подземному и транс-
портному строительству обеспечивается изданными в последние
годы учебниками и учебными пособиями, написанными автор-
скими коллективами под редакцией профессоров Б.А. Картозия,
М.Н. Шуплика и Б.И. Федунца "Шахтное и подземное строи-
тельство", И.Д. Насонова и М.Н. Шуплика «Технология строи-
тельства горных предприятий» и «Технология строительства
подземных сооружений», В.В. Смирнякова «Технология и ком-
плексная «Подземные гидротехнические сооружения»,
В.Г. Храпова «Тоннели и метрополитены», В.Л. Маковского
«Городские подземные транспортные сооружения», Д.М. Голи-
цинского «Строительство тоннелей и метрополитенов».
Основная цель учебного пособия - способствовать развитию у
студентов практических навыков решения задач в области тех-
нологии и организации строительства подземного комплекса
горных предприятий и подземных сооружений.
В учебном пособии изложены принципиальные схемы выбора
параметров технологических процессов при строительстве вер-
тикальных шахтных стволов, горизонтальных выработок горно-
добывающих предприятий, выработок большого поперечного
сечения, сооружаемых буро-взрывным способом, а также задачи,
связанные с проектированием строительства выработок специ-
альными способами. Изложение основных принципов формиро-
вания комплектов проходческого оборудования, построения
графиков организации работ проходческого цикла, описание со-
временных методик расчета технологических параметров прове-
дения выработок сопровождается примерами и задачами, необ-
ходимым справочным материалом. Каждая глава учебного посо-
бия содержит методические указания, расчетные формулы для
решения задач и типовые задачи с решениями.
Учебное пособие предназначено для проведения групповых
практических занятий и самостоятельной работы студентов по
дисциплине «Шахтное и подземное строительство» учебного
плана одноименной специальности, а также может быть полез-
ным студентам смежных специальностей.
Предисловие, гл.4 написаны А.Г. Протосеней, гл. 1 -
И.Е. Долгим, гл.2 - Б.И. Очкуровым, гл 3 -
Ю.Н. Огородниковым.
3
1. СТРОИТЕЛЬСТВО ВЕРТИКАЛЬНЫХ
ВЫРАБОТОК
1.1. Выемка породы с помощью буровзрывных
работ
Методические указания
При проходке вертикальных стволов по породам крепким и
средней крепости выемку породы осуществляют с помощью бу-
ровзрывных работ (БВР), продолжительность которых составля-
ет 20-25% проходческого цикла.
Эффективность БВР зависит от физико-механических
свойств породы, характеристик взрывчатого вещества, конст-
рукции заряда в шпурах, числа и глубины шпуров и характери-
стик бурового оборудования.
Взрывчатые вещества. Взрывчатые вещества (ВВ), приме-
няемые для проходки стволов, должны удовлетворять пылегазо-
вому режиму шахты (рудника) и обладать достаточной работо-
способностью, высокой плотностью, незначительной гигроско-
пичностью, химической стойкостью и быть относительно недо-
рогими.
Для разрушения пород, не опасных по газу и пыли, приме-
няют непредохранительные ВВ II класса: для весьма крепких и
крепких пород (f > 9) - скальный аммонит № 1, аммонал скаль-
ный № 3, детонит М; для пород средней крепости (f = 4 + 9) -
аммонит 6ЖВ и инафталит-200.
В породах, опасных по газу и пыли, используют предохрани-
тельные ВВ III и IV классов: аммонит, АП-5ЖВ, аммонит Т-19 и
ДР- [24]
При подходе к угольным пластам с суфлярным выделением
метана применяют ВВ У класса: угленит Э-6 № 5, 12ЦБ и др.
В зависимости от крепости пород используются ВВ различ-
ной работоспособность (табл. 1.1).
Таблица 1.1
Коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову 2-3 3-6 6-10 > 10
Работоспособность ВВ, см3 260 220- 320 320- 400 Более 400
4
Патронированные ВВ имеют диаметры 28, 32, 36, 40 и 4S мм,
массу 200, 250, 300 и 400 г.
Средства взрывания. Взрывание шпуровых зарядов произ-
водят только электрическим способом с поверхности земли или
с рабочих горизонтов при углубке стволов.
В породах, не опасных по газу и пыли, используют электро-
детонаторы мгновенного действия ЭД-8Э, ЭД-8Ж, ЭД-1-8Т, ко-
роткозамедленного действия ЭД-КЗ со степенями замедления
25, 50, 75, 100, 150 и 250 мс, ЭД-1-ЗТ, ЭД-З-Н и др. [24].
В породах, опасных по газу и пыли, применяют предохрани-
тельные электродетонаторы мгновенного действия ЭД-ОП, ко-
роткозамедленного действия ЭД-КЗ-ПМ с замедлением 15, 30,
45, 60, 80, 100 и 120 мс, ЭД-КЗ-ПС с замедлением 25, 50, 75, 100
и 125 мс.
Электродетонаторы мгновенного действия используют для
взрывания зарядов врубовых шпуров и короткозамедленного
действия для взрывания отбойных и оконтуривающих шпуров.
Расход ВВ и величина заряда в шпурах. Расход ВВ опреде-
ляют по нормам или по эмпирическим формулам.
Для определения удельного расхода ВВ (кг/м3) наибольшее
распространение получила формула проф. Н.М. Покровского:
Q = qi f0 V3 е m,
где: qi - стандартный удельный расход, зависящий от крепости
пород, кг/м3, (табл. 1.2); f0 - коэффициент структуры породы; V3
- коэффициент зажима породы при взрывании, зависящий от
размеров площади поперечного сечения, глубины шпуров и
числа открытых поверхностей; е - коэффициент работоспособ-
ности ВВ; m - коэффициент, учитывающий влияние диаметра
патрона ВВ на расход ВВ.
Коэффициент структуры f0 в зависимости от характеристики
пород принимают равным:
Характеристика пород: fo
вязкие, упругие, мелкопористые поды...............2,0
дислоцированные, неправильное залегание с мелкой
трещиновастью.....................................1,4
сланцевое залегание с меняющейся крепостью, напластова-
ние перпендикулярное направлению шпура............1,3
Коэффициент зажима породы (V3) при взрывании при одной
открытой поверхности определяется по формуле П.Я. Таранова:
5
V3=-/=’
V^B4
где I - средняя глубина шпуров, м; 8вч - площадь поперечного
сечения ствола вчерне, м2.
Таблица 1.2
Площадь поперечного сечения выра- ботки вчерне, м2 Коэффициент крепости пород, f
1,5 2-3 4-6 7-9 10-14 15-18 19-20
Диаметр патронов ВВ 32; 36 мм
10-20 1,24 1,7 2 2,35 2,8 3,3 3,65
20-40 0,91 1,15 1,4 1,75 2,2 2,7 3,05
>40 0,53 0,9 1,2 1,5 1,95 2,45 2,75
Диаметр патронов ВВ 40; 45 мм
10-20 1 1,36 1,6 1,88 2,24 2,64 2,92
20-40 0,73 0,92 1,12 1,4 1,76 2,16 2,44
>40 0,42 0,72 0,96 1,2 1,56 1,96 2,2
Коэффициент работоспособности ВВ
380
е =---,
ап
где: 380 см3 - работоспособность эталонного ВВ (аммонит
6ЖВ); ап - работоспособность применяемого ВВ, см3.
Коэффициент, учитывающий влияние диаметра патрона ВВ
на расход ВВ определяют из соотношения:
где 32 мм - эталонный диаметр патрона; dn - применяемый диа-
метр патрона ВВ, мм.
Удельный расход ВВ может быть также определен по эмпи-
рической формуле
(5,4 + O,85fo)em
Ч =-----’
6
где: е =---; m =-----; DB4 - диаметр ствола вчерне, м.
ап dn
Общий расход ВВ на одну заходку (кг) находят из выраже-
ния:
Q = qV = q 1 SB4,
где V - объем породы в массиве от заходки, м3; 1 - величина за-
ходки, м.
Средняя величина заряда ВВ на один шпур, кг,
где N - число шпуров в забое.
Расчётное значение расхода ВВ уточняется серией опытных
взрывов.
Число шпуров в забое. Число шпуров зависит от площади
поперечного сечения ствола, физико-механических свойств по-
род, типа ВВ и его характеристики, диаметра патронов ВВ, ко-
эффициента заполнения шпура.
В практике строительства стволов число шпуров определяют
из условия размещения в них заряда ВВ на одну заходку, равно-
мерного и мелкого дробления породы и точного оконтуривания
поверхности ствола.
7V = $вч N = д$вч h
&adnk или oG ,
где q - удельный расход ВВ, кг/м3; dn - диаметр патронов ВВ, м;
Д - плотность ВВ в патронах, кг/м3; а - коэффициент заполне-
ния шпура; к - коэффициент плотности ВВ в шпурах при заря-
жании (по данным практики к = 0,854-0,9); h - длина патрона
ВВ, м; G - масса патрона, кг.
Коэффициент заполнения шпуров у (отношение длины заря-
да ВВ к длине шпура) в шахтах, не опасных по газу или пыли, в
породах с f = 2-9 и диаметре патронов ВВ 32, 36 и 45 мм при-
нимается равным соответственно 0,6-0,7 и 0,35-0,45, а в породах
с f - 10-20 и тех же диаметрах патронов ВВ соответственно 0,7-
0,75 и 0,45-0,5.
7
Расчётное количество шпуров затем уточняют на основании
результатов серии опытных взрывов.
Удельное количество шпуров (число шпуров на 1 м2 площади
забоя ствола)
Диаметр шпуров. Б практике строительства стволов приме-
няют стандартные патроны ВВ диаметрами 32, 36, 40 и 45 мм. В
соответствии с этим диаметр шпуров принимают на 5-6 мм
больше диаметра патрона ВВ. Диаметры буровых коронок со-
ставляют 36, 42, 43, 46 и 52 мм.
При площади поперечного сечения стволов SB4 = 20-60 м2 и
крепости пород f = 8 оптимальный диаметр патронов ВВ равен
45 мм. При этом число шпуров уменьшается на 20-25%, а рас-
ход ВВ на 10-15%. В зарубежной практике применяют патроны
ВВ диаметра 28-32 мм, но более мощные взрывчатые. При этом,
число шпуров увеличивается в 1,5-2 раза.
Глубина шпуров. Глубина шпуров определяет трудоемкость
и продолжительность проходческого цикла, качество взрыва,
значения коэффициента использования шпура (КИШ) и коэф-
фициента излишка сечения (КИС), расход ВВ, степень дробле-
ния породы и др.
При глубине шпуров до 2м увеличивается время на ведение
вспомогательных работ, отнесенное к 1 м подвигания забоя, а
при глубине шпуров 4,5-5 м значительно снижаются скорость
бурения, коэффициент использования шпуров, увеличивается
крупность кусков породы. Поэтому, оптимальной является глу-
бина шпуров, при которой затраты труда, времени и средств на
проходку 1 м ствола минимальны [4]. Для вертикальных стволов
шахт 10ПТ = 3 - 4 м.
По методу порф. Н.М. Покровского глубину шпуров опреде-
ляют из выражений:
при последовательной и параллельной схемах строительства
с временной крепью:
I Тц-(N 13/<р,п3+te+^1вс)
Ш NIQ6 +Sec м-т|-Лг I рп +Нв-(?к/1-пк ’
при совмещенной схеме строительства:
8
_ Тц (N • t3 !д3п3 +te + ^'tec + fp)
Ш N/Q6+Sec-ii-r}-kp/p„+V6-r}-ipk/P6’
при параллельно щитовой схеме строительства:
z _ Ta-(N-t3/(p3n3+te+^tec)
Ш NIQ6+Sec-y.r\kpl р„
при строительстве стволов с заданной скоростью:
^Тц
; >
где: Тц - продолжительность цикла, при котором трудовые за-
траты на 1м ствола минимальные; t3 -время заряжания одного
шпура: для ВВ в патронах диаметром 36мм , t3 =4-6 мин. (с за-
бойкой); t3 =3-5 мин. (с подтоплением); для ВВ в патронах диа-
метром 40 и 45мм t3=6-8 мин. и 5-7 мин. соответственно;
п3 -число заряжающих; t3 =SBC/Syfl, Syfl =6-8 м2 - площадь забоя на
одного заряжающего; cpf -коэффициент одновременности рабо-
ты заряжающих, равный 0,7-0,9 при nf=7-4 шт соответственно;
t.- время проветривания забоя ствола, равное 30 мин; -
суммарное время вспомогательных работ, равное 48-65 мин; Zo -
время выравнивания породы в забое, спуска и центрирования
опалубки, равное 2-3 часа; Q.-производительность бурения; ц-
коэффициент излишка сечения (КИС), равный 1,04-1,01; т|-
коэффициент использования шпуров, равный 0,85-0,95;
кр-коэффициент разрыхления породы, равный 1,5-2,0; рп-про-
изводительность погрузки породы, м 3/2 ; На - норма времени
на возведение одного кольца временной крепи, равная K*DCB
(К= 1,85-2,2; DCB- диаметр ствола в свезу, м); 1 - шаг колец вре-
менной крепи, равный 0,75-1,5 м; Пк -число проходчиков заня-
тых на возведении временной крепи; (рк -коэффициент занятых
на возведении временной крепи или постоянной крепи с погруз-
кой пород = 0,8-1,0; V--обьем бетона 1м; Р 6= производитель-
9
ность бетонирования, равная 6-8 м3 1ч при одном бетонопри-
воде и 10-12 при двух; 3-заданная скорость строительства
ствола м / мес ; коэффициент готовности равный 0,7; 0.8; 0.85
соответственно для последовательной, совмещенной и парал-
лелно- щитовой схем строительства; m-число рабочих смен в
месяце; tCM = продолжительность смены; п- число рабочих смен в
сутки.
В стволах круглой формы шпуры располагают: по концен-
трическим окружностям в породах массивных и сланцеватых
при вертикальном или в пологом залегании слоев - оконтури-
вающие шпуры -по окружности, а врубовые и отбойные - рядом
и при проходке стволов по породам с крутым залеганием.
При проходке стволов применяют врубки: конические, ци-
линдрические и клиновые.
В породах средней крепости рекомендуется применять кони-
ческий вруб, образуемый шпурами(6-9 шт), которые бурят по
окружности диаметром 1,5-2,5 м под углом70-80 град к плоско-
сти забоя. Довольно часто бурят центральный шпур, глубиной
0,8-1,1 м.
В крепких породах врубовые шпуры располагают по двум
окружностям. Шпуры внутренней окружности бурят под углом
60-70 град, глубиной в два раза меньшей врубовых шпуров.
Клиновой вруб применяют при крутом падении пластов.
Шпуры располагают по двум (одинарный) или четырем (двой-
ной) рядам, в каждом из которых им придают наклон к средней
линии ствола (под углом 70-80 град), направленной по прости-
ранию пластов.
Цилиндрический вруб применяется в слабых и средней кре-
пости породах. Шпуры располагают вертикально по одной или
двум окружностям диаметром 1,5-2,5м.
Врубовые шпуры по двум окружностям бурят, как правило, в
породах средней крепости . Глубина шпуров на внутренней ок-
ружности и величина их заряда примерно в два раза меньше,
чем на второй. Для улучшений условий взрывания в центре бу-
рят один укороченный шпур, который не заряжают.
Диаметр окружности и число врубовых шпуров приведены в
таблице 1.3.
Число окружностей расположения шпуров и число шпуров в
комплекте приведены в таблице 1.4.
10
Число шпуров по окружностям при коническом и цилиндри-
ческом врубах приведено в таблице 1.5.
Диаметр окружности оконтуривающих (периферийных)
шпуров при проходке ствола по породам с пологим падением
Таблица 1.3
Коэффициент крепости по- род, / 1,5 6 7 20
Диаметр ствола в проходке, м <7 >7 <7 >7
Диаметр окружности, м, при диаметре патронов ВВ, мм : 32,36 1,6-2 1,8-2,2 1,6-2 1,8- 2,2
45 1,8-2,2 2-2,6 1,8-2,2 2-2,6
Число врубовых шпуров, шт., при диаметре патронов ВВ, мм 32, 36 5-6 6-7 7-8 8-10
45 4-5 5-6 5-6 6-7
Таблица 1.4
Диаметр ствола в проходке, м Диаметр патрона ВВ, мм
32; 36 45
Число окружностей расположения шпуров в забое ствола
3 4 5 3 4
1 2 3 4 5 6
5,15 30-49 40-66 - 23-49 -
5,65 33-56 45-73 - 26-54 -
6,15 36-60 48-80 - 28-59 41-91
6.75 39-67 53-88 - 30-65 45-99
1 2 3 . 4 5 6
7,25 42-72 57-90 67-114 32-69 48-106
7,95 47-80 63-107 74-126 36-77 54-117
8,55 48-85 67-115 78-134 38-82 57-126
9,05 52-93 71-124 83-137 40-87 61-134
принимают в зависимости от крепости пород на 0,3 — 0,6 м
меньшим диаметра ствола в проходке. Больший диаметр окруж-
ности принимают при более крепких породах.
При проходке ствола по породам наклонного и крутого паде-
ния оконтуривающие шпуры со стороны падения и восстания
располагают в зависимости от крепости пород на расстоянии 15-
25 и 25-40 см от проектного контура ствола.
Диаметр окружности вспомогательных шпуров равен:
при размещении комплекта шпуров в забое по трем окружно-
стям
DBC„ = DBp + (DIip - DBp) / 2 ;
Таблица 1.5
Число окружно- стей Число шпуров в забое ствола по окружностям, шт
вспомогательная оконтури- вающая
первая вторая третья
Диаметр патронов ВВ 32 и 36 мм
3 0,35(N-nB„) - - 0,65(N-nB„)
4 0,21(N-nB„) 0,30(N-bd) - 0,49(N-nBD)
5 0,14(N-nBB) 0,19(N-bd) 0,27(N-nBn) 0,40(N-nBp)
Диаметр патронов ВВ 45 мм
3 0,34(N-nBO) • - 0,66(N - nBD)
4 0,22(N-nBn) O,33(N-bd) - 0,45(N-nBD)
5 0,17(N-nBn) 0,2(N-nBD) 0,28(N-nB„) 0,35(N-nBD)
Примечание: N - число шпуров в комплекте; пвр - число врубо-
вых шпуров.
при размещении комплекта шпуров в забое по четырем ок-
ружностям
Ввел ~ Dnp + (Dnp - DBp ) / 3 ,
где DBCn, DBp - диаметры окружностей вспомогательных и врубо-
вых шпуров; Dnp - диаметр ствола в проходке.
При размещении шпуров в забое по пяти окружностям диа-
метр первой окружности вспомогательных шпуров (после ок-
ружности врубовых шпуров) равен
D'Bcn = DBp + (Dnp - DBp) 14 ;
диаметр второй окружности вспомогательных шпуров
D"BCn = DB + (Dnp - DBp) / 2 ,
а диаметр третьей окружности вспомогательных шпуров
D"'Bcn = DBp + 3(Dnp - Dnp) / 4 .
12
Масса заряда врубового шпура QBp принимается на 20-25 %
больше средней массы шпурового заряда.
Число патронов ВВ в шпуровом заряде определяют делением
массы заряда на массу одного патрона.
После распределения ВВ по шпурам необходимо проверить
фактический средний коэффициент заполнения шпуров. Он не
должен превышать заданный более чем на 5%. Если средний
коэффициент заполнения шпуров превышает заданный более
чем на 5% (вследствие округления числа патронов в шпурах до
целого числа), то длину шпуров следует увеличить.
При воронкообразном врубе угол наклона вру-
бовых шпуров следует принимать таким, чтобы их комплект
образовывал усеченный конус с диаметром основания 0,3-0,4 м
на глубине заходки.
Угол наклона оконтуривающих шпуров принимают таким,
чтобы на глубине заходки они не выходили за проектный кон-
тур ствола. В породах с / = 10-14и более, в случае неудовлетво-
рительного оконтуривания сечения ствола, оконтуривающие
шпуры на глубине обуренной заходки могут выходить за про-
ектный контур ствола не более чем на 10 см.
Угол наклона вспомогательных шпуров первой окружности
(после врубовых) определяют таким, чтобы расстояния между
окружностями на глубине заходки были примерно одинаковы-
ми.
Угол наклона вспомогательных шпуров второй и третьей ок-
ружностей равен 90°.
При цилиндрическом врубе угол наклона врубо-
вых и вспомогательных шпуров следует принимать равным 90°.
Угол наклона оконтуривающих шпуров должен соответствовать
тем же требованиям, что и при воронкообразном врубе. Для ка-
чественного оконтуривания сечения ствола расчетное расстоя-
ние между окоитуривающими шпурами в окружности не долж-
но превышать 0,8-0,9 или 1-1,2 м при применении патронов ВВ
соответственно диаметром 32-36 и 45 мм. Если расчетное рас-
стояние не намного превышает допустимое и параметры для
определения числа шпуров при этом выбраны правильно, то не-
сколько шпуров из вспомогательных следует переместить в
оконтуривающие.
13
Пример 1.1. Составить паспорт буровзрывных работ при
проходке вертикального ствола для условий, приведенных в
таблице 1.6.
Решение. В качестве взрывчатого вещества принимаем ам-
монит скальный № 1, а из средств инициирования - электроде-
тонаторы ЭДКЗ-ОП и замедленного действия ЭДКЗ-П с интер-
валами замедления 50 и 75 мс
Удельный расход ВВ q = 1,76 кг/м3 (см. табл. 1.2). Гравимет-
рическая плотность ВВ р = 1 г/см3 [24].
Коэффициент заполнения шпуров принимаем равным 0,5.
Таблица 1.6
Характеристики Значения
Диаметр ствола в проходке D„p , м 6,3
Площадь сечения ствола в проходке, м2 31,25
Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова 10
Категория шахты по газу Негазовая
Залегание пород Горизонтальное
Приток воды, м3/ч 10
Длина антенных проводов, м 25
Сопротивление магистрали, Ом 0,4
Схема соединения электровзрывной сети Параллельно-ступенчатая
Число одновременно работающих перфо- раторов 11 и 8 резервных
Диаметр буровой коронки, мм 52
Число коронок в забое, шт. 40 (по 3 коронки на каждый работающий перфоратор и 7 запасных)
Диаметр патронов ВВ, мм 45
Тип вруба Воронкообразный
Число шпуров определим по формуле:
N -1,27 -qS— = 1,27-^-^^- = 39
Да dp к 0,5-4,52 0,8 шт
Число окружностей расположения шпуров - три (см.
табл. 1.5), диаметр окружности врубовых шпуров 2,2 м, число
врубовых шпуров пвр = 6.
Число шпуров по окружностям:
вспомогательные
14
0,34(N-nBp) = 0,34(39-6) = 11,22 = 11;
оконтуривающие
0,66(N-nBp> 0,66(39-6) = 22.
Диаметр окружности оконтуривающих шпуров 6 м.
Диаметр окружности вспомогательных шпуров
Decn = Dв»~DeP) = 2,2 + -(6.3-2,2) = 4,25
of, fl op q v fip op ' * qX? ' s *
£ Z M.
Глубина шпуров по условиям организации работ должна
быть равна примерно 2 м.
Проверяем число патронов ВВ в шпуре
N = Ly /1 = 2 0,5/0,22 = 4,51 ,
где L - глубина заходки, м; I - длина патрона ВВ, м.
Принимаем 5 патронов и уточняем глубину шпура
L = nl/y = 5 • 0,22 / 0,5 = 2,2 м.
Глубину врубовых шпуров принимаем равной на 10 %
больше средней глубины шпуров
Цр= 1,1 - 2,2 = 2,42 « 2,4 м.
Расход ВВ на заходку и заряд врубового шпурового заряда
соответственно равны
Qiax= q k V3ax = 1,76 • 0,8 • 68,7 = 96,5 кг;
Qe = 1,2= 1,2^ = 2,5
TV 39 кг.
Число патронов ВВ в одном врубовом шпуре при массе па-
п с 2’5 <
трона 0,5 кг равно — = 5 шт.
Масса заряда каждого из остальных шпуров комплекта
15
Число патронов в каждом из остальных шпуров комплекта
2 46
равно у— = 4,9. Принимаем 5 патронов.
Фактический расход ВВ
39 • 5 • 0,5 = 97,5 кг.
Площадь сечения антенных проводов (алюминиевых) при
числе электродетонаторов п = 39 и сопротивлении мостика ка-
ждого электродетонатора гв = 4,2 Ом
о 0,00224 и £ 0,00224-39-25 ,
8 п =----------=---------------= 0,52 мм
4,2
Для удобства монтажа антенны принимаем Sa = 6 мм2.
Суммарное сопротивление взрывного RK и магистрального
RM кабелей составит при напряжении источника тока U = 380
В, числе электродетонаторов п = 39 и величине гарантийного
тока i = 1 А.
1 tj 13 80
Rk + = - (— - U6rB ) = — (—- -1,76 - 4,2) « 6,4 ом,
п 1,6; 39 1,6-1
Rk = 6,4 - 0,4 = 6 Ом.
Полученные данные заносят в паспорт буровзрывных работ
следующей формы:
ПАСПОРТ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
Шахта
Наименование выработки__________________
Мероприятия по безопасному выполнению буровзрыв-
ных работ_______________________________
УТВЕРЖДАЮ
Главный инженер шахты
«»200_________г.
16
Характеристики Значения
Категория по газу / пыли Неопасная / Опасная
Площадь сечения выработки вчерне / в свету, м2 31,25/23,5
Коэффициент крепости по углю / породе -/10
Буровые механизмы тип / количество ПР-30К/ 14
Коронки, резцы диаметр, мм / число 52/43
Число шпуров на цикл по углю / породе -/39
Количество шпурометров на цикл по уг- лю/породе, м -/71,4
Количество шпурометров на 1 м проходки по углю / породе -/48
Коэффициент использования шпуров по углю / породе - / 0,85
Тип взрывчатого вещества Аммонит скальный
Расход ВВ на цикл / 1 м, кг 81/53
Расход электродетонаторов на цикл / 1 м, шт 39/25
Тип взрывной машинки Взрывание от сети
Материал забойки Гранулированный шлак
. С Подвигание забоя на взрыв по углю / поро- де, м -/ 1,9
V Выход породы за цикл, mj 47,8
СХЕМА РАСПОЛОЖЕНИЯ ШПУРОВ
Данные о зарядах и шпурах
Номера шпуров, взрываемых в один прием Число шпуров в серии Длина шпура, м У гол наклона шпуров, градус Величина заряда в шпуре, кг Коэффициент заполнения шпуров Длина забойки, м Замедление, мс
в вертикальной плоскости в горизонталь- ной плоскости
1 -6 6 2,2 66 - 2,5 0,5 1,1 0
7-19 13 1,8 77 - 2 0,49 0,97 0,5
20-39 20 1,8 82 - 2 0,49 0,97 0,75
СХЕМА ПРОВЕТРИВАНИЯ ЗАБОЯ с нанесением места вы-
ставления постов, замера газа и укрытия для взрывника.
Начальникучастка(подпись)
Начальник вентиляции(подпись)
17
Задачи для решения приведены в таблице 1.7
Таблица 1.7
№ пп Диаметр ствол в проходке,м Коэффици- ент крепости порол Категория по газу Залегание порол, град Длина ант. проводов, м Приток вды м’/ч Сопротивл. магистрал., Ом Схема седи- нен. сети Диаметр патрона ВВ, мм Тип вруба
1 6,5 7-10 Негаз. 0 25 8 4 Па- рад л. сту- пени. 32 Во- рон ко- обр.
2 7,0 6-8 I 10 30 10 4 -«- 36 При зма ТИЧ.
3 7,5 8-10 II 10 32 8 4 36 Во- рон ко- обр.
4 8,0 6-8 ... 20' 35 8 4 -«- 45 При зма ТИЧ.
1.2. Выбор бурового оборудования, расчет произво-
дительности и времени бурения, заряжания и
взрывания шпуров
Разметка и бурение шпуров. Бурение шпуров является од-
ним из трудоемких процессов и занимает около 25-30% времени
проходческого цикла. Бурение шпуров осуществляют после за-
чистки забоя и разметки положения шпуров на забое.
Для бурения шпуров применяют переносные перфораторы
ПР-ЗОк, ПП-50В1, ПП-63В, ПП-63С, бурильные установки
БУКС-Im, СМБУ-4 и другие буровые средства [44, 47]. Число
одновременно работающих перфораторов регламентируется: на
один перфоратор - не более 4-5 м2, а при скоростных проходках
- не более 2-2,5 м2. В процессе бурения в забое должно быть не
менее двух-трех резервных перфораторов.
В качестве бурового инструмента применяют бурильные
штанги, шестигранные пустотелые, диаметром 22 мм (БШ-22),
длиной 0,7-4,5 м с интервалами по длине 0,7-0,8 м, съемные бу-
18
ровые коронки долотчатой, крестовой и Т-образной формы, ар-
мированные твердым сплавом ВК8В и ВК15. Долотчатые ко-
ронки (КДШ) и Т-образные (КТШ) применяют в хрупких моно-
литных и трещиноватых породах, а коронки крестообразной
формы - в вязких трещиноватых породах. Диаметры коронок 40,
43, 46, 52 и 56 мм [37].
Для комплексной механизации бурения шпуров применяют
бурильные установки БУКС-1м, БУКС-1мц, БУКС-2м, БУКС-
1у2, СМБУ-4м (табл. 1.8).
Таблица 1.8.
Параметры Бурильные установки
БУКС- Im БУКС- 1мц БУКС- 2м БУКС- 1у2 СМБ У-4
Число бурильных машин 4 4 2 2 3
Максимальная глубина шпуров, м 4,2 4,2 2,4 4,4 4
Величина хода бурильной головки (автоподатчика), мм 4500 4500 2700 4500 4000
Усилие подачи, кН 10,8 10,8 10,8 8,8 10,8
Расход сжатого воздуха, м3/мин 36 36 33 18 28
Возможный угол наклона бурильной машины, гра- дус 10 10 20 20 24
Расстояние между шпу- рами, мм 800 800 600- 800 600- 800 Лю- бое
Размеры установки в транспортном положе- нии, м : высота 10,3 10,3 5,86 9,115 6,76
диаметр описанной ок- ружности 1,54 1,54 1,4 1,25 1,37
Диаметр ствола в свету 5,5-8,5 5,5-9 4,5-8 4-9 5-8
Масса, т 10,2 10,2 7,2 6,4 6
Бурильные установки типа БУКС и СМБУ предназначены
для бурения шпуров диаметром 43-52 мм, глубиной до 4,4 м в
породах любой крепости в стволах диаметром 5-8,5 м в свету
[44].
Бурильные установки БУКС-1мц, БУКС-2м, БУКС-1у2 и
другие созданы на базе БУКС-Im и отличаются от нее некото-
рыми параметрами (см. табл. 1.8).
19
Установка БУКС-1мц предназначена для бурения шпуров, а
также цементационных скважин в забое вертикального ствола,
при бурении которых на установке монтируют дополнительное
оборудование.
Установка БУКС-2м предназначена для бурения шпуров при
проходке неглубоких стволов (до 500 м) диаметром 5-8 м обыч-
но в комплексе с погрузочной машиной КС-3. БУКС-2м опира-
ется на призабойную опалубку, к каркасу которой прикреплены
монорельс и опорное кольцо с тельферным механизмом для пе-
редвижения установки.
Установка БУКС-1у2 предназначена для бурения шпуров при
проходке и углубке стволов небольшого диаметра (4,5-6,5) м, а
также для бурения цементационных и дегазационных скважин
глубиной до 45-50 м.Организация и последовательность буре-
ния шпуров в забое с помощью установок типа БУКС показаны
на рис. 1.1.
Рис. 1.1. Последовательность бурения шпуров установкой
БУКС: 1 - шпуры вертикальные; 2 - шпуры наклонные; 3 - положение
колонны БУКС при бурении шпуров; 4 - шпуры, буримые одновреме-
онно с позиции БУКС; 5 - позиция бурения
20
Затраты времени на отдельные операции при бурении шпу-
ров бурильными установками БУКС и СМБУ приведены в таб-
лице 1.9.
Таблица 1.9
Подготовительные работы к бурению (спуск уста- новки и приведение ее в рабочее состояние), мин 30-35
Заключительные работы (приведение установки в транспортное положение, отсоединение шлангов, подвеска к прицепному устройству), мин 25-30
Перемещение установки с одной позиции на другую и забуривание:
в сланцах ( f = 4 - 6), мин 8-10
в песчаниках (/ =8-9), мин 20-22
Бурение комплекта шпуров с одной позиции:
в сланцах (J =4-6), мин 5-7
в песчаниках (/ = 8 - 9), мин 7-9
в крепких известняках, гранитах (/ = 14), мин 19-21
Установки БУК и СМБУ обслуживают три-четыре проходчи-
ка. Применение этих установок позволяет повысить производи-
тельность труда при бурении шпуров в 3-4 раза, сократить в 1,5
- 2 раза число проходчиков, занятых на бурении шпуров.
Бурильные установки БУКС и СМБУ наиболее эффективны
при бурении шпуров в породах с f < 10-12, а в более крепких
пород их производительность резко уменьшается. Так, при бу-
рении в породах с f = 4-6 скорость бурения составляет 0,1-1,5
шпм/мин, а в породах с f - 16-18 она снижается до 0,01
шпм/мин, затраты труда на бурение 1 м шпура увеличиваются с
1,5-2 чел. мин. до 18-20 чел.-мин. Это происходит в основном за
счет уменьшения скорости бурения из-за частой замены буро-
вых коронок.
Производительность буровых установок (шпм/ч) типа БУКС
и СМБУ может быть определена из выражения:
бОн&^у ср
1 + V) у t
21
где n - число бурильных машин в установке; кн - коэффициент
готовности установки, равный 0,8-0,9; ср - коэффициент одно-
временности работы бурильных машин, равный 0,7-0,8; от -
техническая скорость бурения (табл. 1.10); tB - продолжитель-
ность вспомогательных работ при бурении 1 м шпура (замена
коронок, перестановка установок и др.), при глубине шпура 3-4
м и коэффициенте крепости пород f < 10 tB = 1-1,5 мин.
при /> 10 tB= 1,5-2 мин.
Таблица 1.10.
6 7-9 10-14 > 14
ит, шпм/мин 0,8-1,4 0,7 - 0,8 0,5-0,7 0,15-0,35
Продолжительность бурения (ч) комплекта шпуров в забое
N1
t —г tn3 ;
где N - число шпуров; I - средняя глубина шпуров, м; Q - произ-
водительность бурения, шпм/ч; tn3. = 40-60 мин. - продолжи-
тельность подготовительно-заключительных операций.
При бурении перфораторами ПР-ЗОк, ПП-бЗс и другими
средняя скорость бурения vcp в породах различной крепости
имеет значения, представленные в таблице 1.11.
Таблица 1.11
f 3-6 7-10 11 - 16
Vcp, шпм/мин 0,38-0,42 0,23 - 0,26 0,11-0,13
Производительность бурения шпуров (шпм/ч) перфоратора-
ми с учетом подготовительно-заключительных операций
Q6 = 50 ср пп кд кп кв / (4,5 + f),
где: ф = 0,8-0,9 - коэффициент одновременности работы перфо-
раторов; пп = Snp/Syn - количество одновременно работающих
перфораторов; Syfl - площадь забоя на один перфоратор (на ско-
ростных проходках Sya = 1,5-2 м2); кв- коэффициент, учиты-
вающий приток воды в ствол (табл.1.12); кд= 36/dm - коэффици-
ент, учитывающий диаметр шпура; dm - диаметр шпура, мм; кп -
22
коэффициент, учитывающий тип перфоратора, равный 1,2 для
перфоратора ПР-ЗОК и 1 - для перфоратора ПП-63С
Таблица 1.12
Приток воды, м3/ч 6 6-13 13-20
к. 1 0,9 0,8
Выбор оборудования для буровзрывных работ производится с
учетом данных, представленных в таблицах 1.13, 1.14, 1.15.
Таблица 1.13
Коэффициент кре- пости пород Средняя скорость бурения (шпм/мин.) перфоратором
ПР-ЗОК ПП-63С БУКС-1М
3-6 0,3 - 0,34 0,38-0,42 1,2- 1,8
7-10 0,18-0,21 0,23-0,26 0,7- 1,1
12-16 0,09-0,11 0,11-0,13 0,45 - 0, 65
Таблица 1.14
Коэффициент средней скорости бурения шнуров
Глубина шпура, м Ручные перфораторы Бурильные установки
1 1 1
2 0,92 0,97
3 0,85 0,93
4 0,77 0,9
5 0,7 0,86
Таблица 1.15
Продолжительность (мин/шпм) вспомогательных операций при бурении шпура
Глубина шпура, м Перфораторы Бурильные установки
1 3 2,5
2 5 3
3 7 3,5
4 9 4
5 11 4,5
Продолжительность буровзрывных работ. Продолжитель-
ность работ по обуриванию забоя, мин
Nlt6yp
111исп
Т —_______
&УР т т/тех ’
^б.м.б.мУср
23
где L6.M - коэффициент одновременности работы бурильных
машин (для перфораторов Ьбм = 0,85, для бурильных устано-
вок L6 м = 0,75); Мбм - число работающих машин; 1 - глубина
шпура, м.
Таблица 1.16
Наименование операций Продолжительность, мин.
Спуск, подсоединение и выдача бурового обо- рудования:
ручные перфораторы 10-25
бурильные установки 40-60
Спуск, выгрузка ВВ и забойка 10-15
Подъем оборудования на взрывобезопасную высоту и выезд смены:
ручные грузчики 10-15
погрузочные агрегаты 15-20
Проветривание 15-30
Спуск оборудования и приведение ствола в безопасное состояние 20-30
Суммарные затраты времени на все операции 65-155
Продолжительность (мин.) подготовительно-заключительных
операций для буровзрывных работ приведена в таблице 1.16.
Количество одновременно работающих перфораторов опре-
деляют из расчёта до 4,5 м2 площади забоя на один перфоратор.
Средняя техническая скорость бурения, шпм/мин.
г/тех _ тггпех у тех
Vcp — Ч) Кср
где: - начальная техническая скорость бурения, м/мин
(табл. 1.13); К™* - коэффициент средней скорости бурения
(табл. 1.14); /^-средняя продолжительность вспомогательных
операций при бурении одного шпура, мин (табл. 1.15).
Продолжительность заряжания и взрывания шпуров, мин.
•* зар j j.
^зар^ зар
где: L3ap - коэффициент средней численности заряжающих (по
данным практики следует принимать L3ap = 0,8); Мзар - число
проходчиков, занятых на заряжании ( Мзар = Snp / S3ap < 8 чел.);
24
S3ap - удельная площадь забоя на одного заряжающего ( S3ap > 5
м2); тзар - время заряжания одного шпура, включая монтаж элек-
тросети, мин. (тзар = 4 + 1,1 I, мин).
Общая продолжительность буровзрывных работ, ч
ТБВР = Тбур + Тзар + Тп.з.,
где: Тпз. - суммарные затраты времени на все подготовительно-
заключительные операции при буровзрывных работах (см. табл.
1.16).
Удельная продолжительность буровзрывных работ на 1 м
подвигания забоя, ч/м
^=^Р/(Л1).
Пример 1.2. Выбрать буровое обор ование и определить
продолжительность буровзрывных работ при проходке ствола с
учетом подготовительно-заключительных операций для сле-
дующих условий: глубина ствола 400 м, диаметр ствола в свету
6 м, толщина крепи 400 мм, схема проходки ствола совмещен-
ная, глубина шпуров 4,5 м, число шпуров 50, ствол пересекает
сланцы с / = 4-6 и песчаники с f = 7-9.
Решение. В связи с тем, что коэффициент крепости пород f
< 14, выбираем для бурения БУКС-IM. Среднюю скорость бу-
рения принимаем из табл. 1.13 для сланцев vcp = 1,5 шпм/мин,
для песчаников vcp = 0,9 шпм/мин.
Коэффициент одновременной работы бурильных машин
принимаем, согласно рекомендациям [4], <р = 0,75; число бу-
рильных машин в бурильной установке 2 шт.; продолжитель-
ность вспомогательных работ 4,25 мин на 1 шпур; число про-
ходчиков на заряжании шпуров М3 = 4 чел.; коэффициент сред-
ней численности проходчиков на заряжании шпуров аэ = 0,8;
продолжительность заряжания одного шпура, включая монтаж
антенны, т3 = 4+1,1 -4,5 = 9 мин.
Продолжительность подготовительно-заключительных работ
принимаем равной 60 мин.
Тогда продолжительность бурения шпуров:
в сланцах
Тб = —^—(— + 4,25) = 4
0,75-2 1,5 ч.
25
в песчаниках
Тб = —+ 4,25) = 5
6 0,75 2 0,9 ч
Продолжительность заряжания составит в сланцах и в песча-
никах
Т3 = —^—9 = 2,3 ч.
3 0,8-4
Общая продолжительность буровзрывных работ с учетом
подготовительно-заключительных операций:
ТБВР = 4 + 2,3 + 1 = 7,3 ч;
для песчаников
ТБВР = 5,2 + 2,3 + 1 = 8,5 ч.
Задачи для решения. Выбрать буровое оборудование и оп-
ределить продолжительность БВР при проходке ствола с учетом
подготовительно-заключительных операций для следующих
условий:
Задача 1. глубина ствола - 1000 м, диаметр ствола в свету -
4,5 м, толщина крепи - 350 мм, схема проходки ствола совме-
щенная, глубина шпуров - 4,5 м, число шпуров - 34, ствол пере-
секает сланцы с f = 4-6 и песчаники с f = 7-9;
Задача 2. глубина ствола 1200 м, диаметр ствола в свету 7 м,
толщина крепи 500 мм, схема проходки совмещенная, глубина
шпуров 4,5 м, число шпуров 72, ствол пересекает сланцы с f =
4-6 и песчаники с f = 8-10.
1.3 Расчет проветривания при проходке стволов
Стволы, как правило, проветривают с помощью вентилято-
ров местного проветривания по нагнетательной, всасывающей
или комбинированной схемам. Наибольшее распространение
имеет нагнетательная схема с подачей свежего воздуха по тру-
бам [44, 47].
В стволах глубиной более 1000 м и диаметром поперечного
сечения более 8 м можно применить комбинированную схему
проветривания, при которой в стволе подвешивают два става
26
труб, а на поверхности устанавливают два вентилятора - нагне-
тательный и всасывающий. Производительность всасывающего
вентилятора при этом должна быть на 20-25% больше произво-
дительности нагнетательного. Схема обеспечивает интенсивное
проветривание забоя и ствол по глубине не загрязняется взрыв-
ными газами. Недостаток - сложность оснащения.
При строительстве стволов применяют осевые вентиляторы
типа ВМ и центробежные типа ВЦ (табл. 1.17).
В стволах глубиной до 250 м обычно устанавливают один
осевой вентилятор, при большей глубине - два (основной типа
ВЦ, рассчитанный на работу в период проветривания ствола по-
сле взрыва, и вспомогательный типа ВМ для работы в период
бурения шпуров, погрузки породы, возведения крепи и других
работ).
Рациональные диаметры вентиляционных металлических
труб в зависимости от глубины ствола приведены на рис. 1.2.
Расчет параметров вентиляции. Расчет заключается в опре-
делении количества воздуха, подаваемого в забой, выборе
диаметра вентиляционных труб, определении депрессии и
производительности вентилятора.
Таблица 1.17
Параметры Вентиляторы осевые с электроприво- дом Центробеж- ный вентиля- тор ВЦ-7
ВМ-бм ВМ-8м ВМ-12м
Производи- тельность (подача), м3/мин 340 600 1200 402
Статический напор, Па 2600 3200 3000 5750
КПД венти- лятора 0,76 0,8 0,82 0,8
Мощность двигателя, кВт 10-24 15-52 4-110 75
Основные размеры, мм
длина 1050 1460 1900 1495
ширина 730 880 1350 1200
высота 750 100 1500 1430
Масса, кг 350 650 2000 1400
27
200 400 600 600 1000 1200 Н,м
Рис. 1.2. График зависимости диаметров металлических вентиляци-
онных труб <7,р от глубины ствола Н
Количество воздуха, подаваемого в забой ствола, определяют
по расходу ВВ, газовылению при пересечении метаноносных
пластов, наибольшему количеству людей, минимальной скоро-
сти движения воздуха и тепловому фактору [7,30, 31, 47].
Количество воздуха (м3/мин) по фактору разжижения ядови-
тых продуктов взрыва
„ _ 7’8
Qbb ~ ?
' крбв ' $СВ ' Лете
к2
пут
где Scb - площадь сечения ствола в свету, м2; Т = 20-30 мин -
время проветривания забоя после взрыва; А - масса одновре-
менно взрываемого ВВ, кг; Нст - глубина ствола, м; кобВ - коэф-
фициент, учитывающий обводненность ствола (табл. 1.18); крт -
коэффициент утечек воздуха в трубопроводе.
Таблица 1.18
Характеристика ствола к<эбв
Сухие (приток до 1 м3/ч) и обводненные, глубина не более 200 м 0,8
Обводненные (приток до 6 м3/ч), глубина более 200 м 0,6
Обводненные (приток от 6 до 15 м3/ч), капеж в виде дождя 0,3
Обводненные (приток более 15 м3/ч), с ливнем 0,15
28
Для жесткого трубопровода коэффициент утечек воздуха
кут I кут.ст^с у]&тр
12
где кутст - удельный стыковой коэффициент воздухопроницае-
мости, зависящий от качества соединения звеньев (табл. 1.19);
/тр - длина звена трубопровода, м; RI? - аэродинамическое со-
противление трубопровода, н-с2/м8.
Таблица 1.19
Качество сборки труб Характеристика соединения Кут.ст
Хорошее Стыки труб уплотнены резиновыми или сальниковыми прокладками, бол- ты хорошо подтянуты 0,001-0,002
Удовлетво- рительное Стыки труб уплотнены картоном или пеньковым канатом, проверенным в масле 0,002-0,005
Примечание. Удовлетворительное качество сборки труб допускается
при < 450 м., Z.7p. длина звена трубопровода, м;
Аэродинамическое сопротивление става труб
сс£ рр
Rpp =6,5— — = rlrP,
аТР
где а - коэффициент аэродинамического сопротивления трения
трубопровода, н-с2/м4 (табл. 1.20); г - Удельное аэродинамиче-
ское сопротивление, н с2/м9 (см. табл. 1.20).
Для глубоких стволов при определении количества воздуха
вместо Нст подставляют Нкр.
Нкр = \2,5ктА-в/($св к2т)
где к„, - коэффициент турбулентной диффузии (табл. 1.21), ко-
торый принимается в зависимости от параметра 1з тр / dn ;
ктр = 15 м - расстояние от конца вентиляционного трубопровода
до забоя ствола; dn - приведенный диаметр вентиляционного
трубопровода, зависящий от положения его в сечении ствола, м
29
(при расположении трубопровода по центру сечения dn = 2dTp,
при расположении у стенки dn = l,5dip); В - газовость ВВ, рав-
ная 40 л/кг для породного забоя и 100 л/кг для угольного.
Таблица 1.20
Диаметр труб dn>, см Длина звена труб / зв, м Толщина стенки, мм Масса звена, кг Размер борта фланца, мм Диаметр расположения отвер- стий, мм Число отверстий во фланце Размер зажимных болтов, мм Коэф- фици- ент аэроди- нами- ческого сопро- тивле- ния a, Нс2 Удель- ное аэ- родина- миче- ское сопро- тивление г, Нс2 » 9 1
i '
50 3 2 31,2 50x6 562 12 Ml 2x45 0,00035 0,073
60 3 2 38,2 50x6 662 14 Ml 2x45 0,00032 0,026
70 3 2,5 51,9 60x8 762 10 Ml 6x50 0,0003 0,016
80 3 2,5 58,8 60x8 885 10 Ml 6x50 0,00025 0,0049
90 4 2,5 65 60x8 985 12 Ml 6x50 0,00024 0,0024
100 4 3 73 60x8 1085 12 Ml 6x50 0,00023 0,0016
Таблица 1.21
7,72 9,6 12,1 15,8 21,85 30,8 48,1
Ц.тр / 0,46 0,529 0,6 0,672 0,747 0,81 0,873
Количество воздуха (м3/мин) для проветривания ствола по
газовыделению
Q3.n
юо
---J п
~со
где с < 1 % - максимально допустимое содержание метана в ис-
ходящей вентиляционной струе; с0 - содержание метана в по-
ступающей вентиляционной струе, %; Jn - суммарное метано-
выделение с открытой поверхности угольного пласта и из отби-
того угля, м3/мин.
При пересечении стволом газоносного пласта количество ме-
тана (м3/с) определяют по формуле ВНИИОМШСа
30
1 = 0,002D m x + 9,4 D qi + 0,163D2 m q2,
где D - диаметр ствола вчерне, м; m - мощность пересекаемого
пласта без прослойков, м; х - метаноносность пласта (принима-
ется по данным геологоразведочных работ), м3/т;
qi= =0,000083 - 0,000166 м3/с - газовыделение с 1 м2 стенки
ствола; q2 = 0,00066 -г 0,00132 м3/с - газовыделение из 1 т угля.
При этом большие значения берутся при газоносности пласта
х < 16 м3/т.
Количество воздуха (м3/мин) для проветривания стволов по
наибольшему числу людей
Q3.n = 6 пл,
где пл - наибольшее число людей, одновременно работающих в
забое ствола.
Количество воздуха (м3/мин) для проветривания стволов по
минимальной скорости движения воздуха
Q3.n = 60 vmin S,
где vmjn - 0,15 м/с - минимально допустимая скорость движения
воздуха в призабойном пространстве.
Количество воздуха (м3/мин) для проветривания стволов по
тепловому фактору
Qa.n = 20 Vmin s,
где Vmin - минимально допустимая скорость воздуха в выработке
по тепловому фактору, м/с, [27].
Для подачи в забой принимают максимальное расчётное ко-
личество воздуха.
Подача вентилятора (м3/мин)
Qb > кут.тр Qa.n max
Аэродинамический расчет трубопровода. Расход воздуха
на выходе из трубопровода принимают равным его расчетному
количеству для проветривания призабойного пространства.
Депрессия вентилятора (Па) для жестких трубопроводов
Ьв = Rtp Q2b-
31
По расчетным параметрам QB и hB подбирают по таблице
1.17 ближайший больший типоразмер вентилятора местного
проветривания. При необходимости применяют совместное
подключение нескольких вентиляторов одного типоразмера.
Чаще всего используют их последовательное соединение, реже -
параллельное.
Пример 1.3. Выбрать вентилятор для проветривания ствола
диаметром в свету 6,5 м при проведении по буровзрывной тех-
нологии глубиной 1 000 м при следующих условиях: масса одно-
временно взрываемого ВВ А = 360 кг, время проветривания по-
сле взрыва Т = 30 мин, приток воды в ствол до 6 м3/ч, мощность
пересекаемого угольного пласта m = 1,1 м, метаноносность угля
х = 10 м3/т, диаметр вентиляционных труб dTP = 900 мм, темпе-
ратура в стволе 25°С, число рабочих в забое - 7.
Решение. Определяем расчетное аэродинамическое сопро-
тивление трубопровода, используя приведенные выше формулы
RTP = 6,5 • 0,00024-^ = 2,6 — ~
0,95 м7 8
Расчетный коэффициент утечек трубопровода
кУТТР = (о,003-0,9-1000-7г/>/( 3-4 )+tf =
1368;
Нкр = 12,5-0,6-360-40/33,2-1,8652 = 942,7 = 943
м.
Определяем необходимое количество воздуха для проветри-
вания забоя по различным факторам. По расходу ВВ
Qjn.
7 2
7,8 з 360 40 -33,2 -0,6-943
30\ 1,8652
= 348^66=34857
м3/мин.
При определении количества воздуха для проветривания
ствола по фактору газовыделения вычислим суммарные метано-
выделение
1П = 0,002 • 7,2 • 1,1 • 10 + 9,4 • 7,2 • 0,000166 + 0,163 • 7,2 - 1,1 •
0,00132 = 0,182 мЗ/с= 10,92 мЗ/мин.
32
Тогда
_ 100-10,92
Q3.n. = -..l Q = Ю92
м3/мин.
По числу людей
Q3.11 = 6 • 7 = 42 м3/мин.
По минимальной скорости движения воздуха
Q3.11 = 60 • 0,15 • 33,2 = 289,8 м3/мин.
По тепловому фактору
Q3.11 = 20 • 1,0 • 33,2 = 664 м3/мин.
К расчету принимаем количество воздуха, определенное по
расходу ВВ.
Подача вентилятора
QB = 1,865 • 3485,7 = 6501 м3/мин.
Потери депрессии на повороте трубопровода в ствол
hM =0,35- 1,572 - 31,92 = 855 Па
Тогда депрессия вентилятора
hB= 2,6- 108,42 + 855 = 31407 Па = 31,4 кПа.
По полученные значения QB и hB выбираем высоконапор-
ный вентилятор ВЦД-40 с трубопроводом диаметром 0,9м. [31].
Задачи для решения.
Задача 1. Определить количество воздуха для проветривания
забоя ствола, в котором работает 6 человек, при следующих ус-
ловиях: He™ = 500 м, D = 5,5 м, расход ВВ - 224 кг,
Т - 30 мин, приток воды 8 м3/ч, диаметр вентиляционных
труб 0,8 м. Пересекаемые пласты угля и пропластки не газо-
опасны, температура воздуха в стволе 24°С.
Задача 2. Подобрать вентилятор для проветривания ствола
глубиной 700 м и диаметром в свету 6,5 м, приток воды более
5 м3/ч, диаметр вентиляционных труб 1 м, расход В В 360 кг.
2 Зак. 3836
33
Ствол пересекает газоносный пласт мощностью 1,5 м, х = 17
м3/т, температура воздуха в стволе 26°С, число людей в забое 6.
Задача 3. Провести расчет проветривания ствола глубиной
900 м и диаметром вчерне 9,1 м, масса одновременно взрывае-
мого ВВ составляет 440 кг, приток воды 8 м3/ч. Газоносность
пересекаемого пласта 12 м3/т, а его мощность 1,2 м, температу-
ра воздуха в стволе 27°С, число людей в забое 7 человек.
1.4. Погрузка породы при проходке стволов
Погрузка породы при строительстве стволов является наибо-
лее трудоемких и длительной операцией проходческого цикла,
она занимает до 40-50% его времени.
Погрузку породы осуществляют в две фазы. В первую фазу
грузят с помощью погрузочных машин породу, не требующую
дополнительного рыхления. Во второй фазе погрузки слежав-
шаяся (в нижней части забоя) порода рыхлится вручную с по-
мощью отбойных молотков, пневмомолотков или пневмонито-
ра.
Все погрузочные машины, применяемые при строительстве
стволов, имеют грейферный многолопастной исполнительный
орган с ручным или механическим вождением по забою [1, 18].
Погрузка породы грейфером с ручным вождением. В на-
стоящее время серийно выпускают погрузчики КС-3, КС-4.
В таблице 1.22 приведена техническая характеристика пнев-
мопогрузчика КС-3. Пневмопогрузчики КС-3 применяют при
строительстве стволов глубиной до 200-250 м. Производитель-
ность погрузки породы в среднем составляет 12-15 м3/ч.
Цикл погрузки породы состоит из следующих операций: пе-
ремещение погрузчика к месту захвата породы, опускание грей-
фера с раскрытыми лопастями на породу, захват породы с за-
крытием лопастей, подъем грейфера на высоту бадьи, переме-
щение и разгрузка породы в бадью.
Усилие перемещения грейфера по забою зависит от высоты
подвески, поэтому при большой высоте подвески грейфером
управляет один человек, при малой - два. Обычно высота под
вески 15-20 м.
34
Продолжительность цикла черпания и разгрузки грейфера
составляет в среднем 30-40 с.
Таблица 1.22
Характеристика Значение
Вместимость грейфера, м3 0,22
Эксплуатационная производительность, м3/ч 12-15
Расход сжатого воздуха, м3/мин. 8,25
Ход цилиндра пневмопогрузчика, мм 2500
Высота с пневмоподъемником, мм:
максимальная 7060
минимальная 4400
Диаметр грейфера, мм:
в раскрытом состоянии 1670
в закрытом состоянии 1120
Масса, кг 900
В зависимости от размеров площади поперечного сечения
ствола в забое могут одновременно работать от одного до пяти
погрузчиков. Оптимальная площадь забоя на один погрузчик
составляет 14-16 м2.
Суммарная производительность ( м3/ч) при работе несколь-
ких погрузчиков
LP = Рп0ко,
где Р - эксплуатационная производительность погрузчика; По -
число одновременно работающих погрузчиков; ко - коэффици-
ент одновременности работы погрузчиков, равный 0,83 при двух
и 0,78 при трех погрузчиках.
Эксплуатационная производительность погрузки породы за-
висит от числа одновременно работающих погрузчиков, органи-
зации работы подъема, качества буровзрывных работ, давления
сжатого воздуха, вместимости бадьи и др. Наибольшая произво-
дительность достигается при равномерном дроблении породы с
крупностью кусков 100-200 мм и давлении сжатого воздуха
0,55-0,6 МПа.
Погрузка породы грейфером с механизированным вожде-
нием. Для повышения производительности погрузки породы
применяют машины с механизированным вождением грейфера
35
по забою КС-2у/40, 2КС-2у/40, КС-IMA, 2КС-1МА и КСМ-2у
(табл. 1.23).
Погрузочная машина 2КС-2у/40, в отличие от машины КС-
2у/40, имеет два грейфера вместимостью по 0,65 м3, две направ-
ляющие рамы, два тельфера и примерно в 1,5 раза больше тех-
ническую производительность.
Таблица 1.23
Параметры Погрузочная машина
КС- 2у/40 2КС- 2у/40 КС- 1МА 2КС- 1МА КСМ- 2у
Вместимость грейфера, м3 0,65 2х 0,65 1,25 2 х 1,25 0,4
Техническая производительность, 1,6 2,4 2,5 4,7 1,0
Эксплуатационная произ- водительность, м3/ч 60-80 100- 130 100- 120 180-200 22
Расход сжатого воздуха при одновременной работе всех двигателей, м3/мин 50 100 80 150 50
Высота подъема грейфера, мм 10 10 10 10 8
Средняя продолжитель- ность цикла черпания, с 25-30 25-30 30 30 25-30
Общая установленная мощность пневмодвигате- лей, кВт 57,1 114,2 104,6 209,2 57,1
Диаметр грейфера, мм:
в раскрытом состоянии 2500 2500 2900 2900 2180
в закрытом состоянии 1600 1600 2100 2100 1440
Рекомендуемая вмести- мость бадьи, м3 2,5-4 3-5 5-6,5 5-6,5 2-3
Рекомендуемые условия применения:
глубина ствола, м 200- 800 200- 800 700- 1500 700- 1500 До 700
диаметр ствола вчерне, м 5-6,5 7-8 6,5-8 7,5 - 8,5 4-5
Масса погрузочной маши- ны, т 10 19,2 21,6 43,9 9,5
Погрузочные машины КС-IMA, 2КС-1МА и КСМ-2у имеют
аналогичную конструкцию с машиной КС-2у/40, они отличают-
36
ся друг от друга числом и вместимостью грейферов, производи-
тельностью погрузки и конструкцией отдельных узлов. Произ-
водительность погрузки породы по сравнению с машинами типа
КС-3 позволяет увеличить темпы проходки стволов в 2-2,5 раза.
Удельные затраты времени на погрузку породы с 1 м ствола
при проходке стволов со скоростью 50-60 м/мес. составляют 2,5-
3,5 ч, со скоростью 250-400 м/мес. - 1-1,5 ч.
Расчет производительности погрузочного оборудования и
времени погрузки породы. В первую фазу погрузку породы
производят машиной без применения ручного труда и
достигается максимальная производительность погрузки. Во
вторую фазу погрузку породы производят с применением
ручного труда - подкидка породы, зачистка забоя, разборка
«буненки». Время погрузки породы по второй фазе занимает 30-
35% от общего времени погрузки, а объем погруженной породы
составляет 10-13% [47].
Объем породы в первой фазе погрузки зависит от качества
взрыва, свойств породы, типа погрузочной машины. Высота
слоя породы второй фазы при погрузке породы машиной КС-3
обычно равна 0,15-0,2 м; при погрузке породы машиной КС-
2у/40 - 0,22-0,3 м; КС-1 м - 0,35-0,45.
Значения удельной высоты слоя породы первой и второй фаз
погрузки для различных погрузочных машин приведены в таб-
лице 1.24.
Таблица 1.24
Погру- зочная машина КС-3 КС-2у/40 КС-1м
Фаза погрузки породы: Удельная высота слоя породы
1-я 0,9 0,93 0,95 0,85 0,9 0,93 0,78 0,85 0,9
2-я 0,1 0,07 0,05 0,15 0,1 0,07 0,22 0,15 0,1
Производительность грейферной погрузочной машины (м3/ч)
в первой фазе погрузки
рпогр =-----Qrpkrp
ХЧЕР
37
где Тчер - продолжительность цикла черпания, принимаемая
равной при погрузке сланцев 20-30 с и при погрузке песчаников
35-38 с; qrP - вместимость грейфера, м3; кп> - коэффициент на-
полнения грейфера (для сланцев кГр = 1,1-1,2; для песчаников
кгр = 0,9-1,1).
Производительность, м3/ч, основных типов погрузочных ма-
шин по данным передовых проходок приведена в таблице 1.25.
Сменная производительность погрузчика (м3 в целике/смену)
с ручным вождением при погрузке породы с зачисткой без учета
времени на замену бадей равна [34]
Q __________Т ~ (п.з ~ _________
[1цкР1{Ук^ + 131{1ш^}]кот
где Т - продолжительность смены, мин; tn.3 = 100 мин - про-
должительность подготовительно-заключительных операций; 1Л
= 10 мин - личное время рабочего; ty = 0,75 - продолжитель-
ность цикла погрузки, мин; кР - коэффициент разрыхления по-
роды; V - объем грейфера, м3; к3 = 0,85 - коэффициент запол-
нения грейфера; t3 = 27,2 мин - время на зачистку 1 м2 площади
забоя на одного рабочего; /щ - глубина шпуров, м; т| - коэффи-
циент использования шпуров; кот - 1,12 - поправочный коэф-
фициент на отдых рабочего.
Таблица 1.25
Тип ма- шины Способ вождения грейфера, м3 Вмести- мость грейфера, м3 Производитель- ность при погруз- ке разрыхленной породы, м3/ч
КС-3 Ручной 0,22 14-20
КС-2у/40 Механизированный 0,6 60-75
КС-1М То же 1 ПО - 130
2КС-1м То же 1 180-200
Продолжительность (ч) первой фазы погрузки породы
,1Ф _ kPS{x\f. ш - к2ф )
/7ОГЛ рМАХ ,СР
ГПОГР К\Ф
38
где S - площадь сечения ствола в проходке, м2; Ь2Ф - высота
слоя породы во второй фазе погрузки; Р$$р- максимальная
производительность погрузки породы в первой фазе, м3/ч; к££ -
коэффициент средней производительности погрузочно-
подъемного оборудования в первой фазе.
Величина коэффициента к^ф принимается по усредненным
данным, полученным на основании анализа процесса по погруз-
ке породы, при работе без перецепки к\£ = 85-0,9, при работе с
перецепкой к^ф = 0,7-0,9.
Показатели усредненной производительности труда Р'2Ф
проходчика забойной группы во второй фазе погрузки породы
по данным практики приведены в таблице 1.26.
Продолжительность (ч) второй фазы погрузки породы
-г2Ф _ кр8Р1ф
Чюгр >
МУБР2А
где Муь - число проходчиков, занятых непосредственно в забое
на погрузке породы во второй фазе; Р^А - производительность
погрузки во второй фазе.
Полная продолжительность процесса погрузки породы (ч) в
проходческом цикле
'Т' - гр\ф Гр2Ф гр
1ПОГР 1ПОГР + 1ПОГР + 1ВСП ’
где ТВсп ~ 0,5-1 ч - продолжительность вспомогательных
операций.
Таблица 1.26
Коэффициент крепо- сти породы Способ зачистки забоя Р{ф, м3/ч
/=3-6 Пневмомонитором 2,6
Вручную 1,6
/=7-10 Пневмомонитором 1,9
Вручную 1,2
/=12-16 Пневмомонитором 1,3
Вручную 0,9
39
Пример 1.4. Определить продолжительность погрузки по-
роды при проходке вертикального ствола при следующих усло-
виях: диаметр ствола в свету 6 м, толщина крепи 400 мм, схема
проходки совмещенная, глубина шпуров 4,5 м, КИШ - 0,85, ко-
эффициент разрыхления породы - 2, два одноконцевых подъе-
ма, погрузочная машина КС-2у/40, ствол проходят по сланцам с
/ = 4 - 6 и песчаникам с / = 7 - 9.
Решение. Если диаметр ствола в проходке равен 6,8 м, то
площадь сечения ствола в проходке будет 36,3 м2 , высоту зоны
2-й фазы принимаем равной 0,3 м, среднюю производительность
одного проходчика во второй фазе погрузки при работе с пнев-
момониторами определяем по табл. 1.26 (по сланцам она равна
2,6 м3/ч, по песчаникам 1,9 м3/ч), число проходчиков при по-
грузке породы во второй фазе принимаем равным 4, производи-
тельность погрузочной машины по табл. 1.25 - 60 м3/ч, коэффи-
циент kio = 0,85, суммарную продолжительность вспомогатель-
ных операций - 0,5 ч.
Тогда продолжительность погрузки в первой фазе составит
^гюгр = 4,3 ч, а погрузки во второй фазе для сланцев Т^ГР =
2,2 ч, для песчаников - 3,6 ч. Общая продолжительность погруз-
ки для сланцев будет равна 7 ч, а для песчаников 8,4 ч.
Задачи для решения.
Задача 1. Определить продолжительность погрузки породы
при проходке вертикального ствола глубиной 1000 м и диамет-
ром в свету 4,5 м по совмещенной технологической схеме. Тол-
щина крепи 350 мм, глубина шпуров 4,5 м, КИШ равен 0,85, ко-
эффициент разрыхления пород - 2, для погрузки породы приме-
няют машину КС-2у/40, подъем двухконцевой, бадьи вместимо-
стью 2 м3. Ствол пересекает сланцы с / = 4 - 6 и песчаники с /
= 7-9.
Задача 2. Определить продолжительность погрузки породы
при проходке вертикального ствола диаметром в свету 7 м, ко-
торый проходят по совмещенной схеме с буровзрывной техно-
логией. Толщина крепи 500 мм, глубина шпуров 4,5 м, КИШ
равен 0,9, для погрузки породы применяют погрузочную маши-
ну КС-IMA, подъем породы осуществляют двумя одноконце-
выми подъемными машинами в бадьях вместимостью 5 м3. Пе-
ресекаемые породы: сланцы с f = 7 - 9 с коэффициентом раз-
40
рыхления 2 и песчаник с/=10-12с коэффициентом разрых-
ления 2,2.
Задача 3. Определить суммарную сменную производитель-
ность двух погрузочных машин КС-2у/40, входящих в состав
проходческого комплекса 2КС-2у, в стволе диаметром 8 м в све-
ту. Бурение шпуров производят установкой БУКС-1м (зачистка
забоя перед бурением обязательна); глубина шпуров 3 м; КИШ
0,9; коэффициент разрыхления породы 1,8.
Задача 4. Рассчитать сменную производительность стволо-
вой погрузочной машины
КС-IMA, входящей в состав комплекса КС-1м/6,2, в стволе
диаметром в проходке 6,2 м. Бурение шпуров глубиной 4 м про-
изводят установкой БУКС-1м; КИШ - 0,9; коэффициент разрых-
ления породы 2,0.
Задача 5. Определить число погрузчиков с ручным вождени-
ем грейфера и их суммарную производительность в стволе диа-
метром в проходке 4,5 м. Бурение шпуров глубиной 2 м произ-
водят перфораторами ПР-30; КИШ - 0,9; зачистка забоя необхо-
дима. Коэффициент разрыхления породы 1,8.
Задача 6. Рассчитать сменную производительность погруз-
чика КС-3 при уборке породы в вертикальной выработке диа-
метром в проходке 7,2 м. Бурение шпуров глубиной до 2,2 м
производят перфораторами ПР-30; КИШ - 0,87; коэффициент
разрыхления породы 2,0.
1.5. Проходческий подъем
При строительстве стволов применяют одно- и двухконцсвой
подъемы с временными и постоянными копрами и подъемными
машинами [43, 47].
Одноконцевой подъем с перецепкой бадей целесообразно
применять при глубине ствола, когда время погрузки породы
будет больше продолжительности полного цикла подъема ба-
дьи, т.е. когда исключаются простои погрузочной машины.
Двухконцевой подъем целесообразно применять при строи-
тельстве стволов большой глубины и значительной площади
поперечного сечения при использовании постоянной подъемной
машины. В этих условиях целесообразно также применять два
одноконцевых подъема с большой вместимостью бадей.
41
Оборудование подъема. К оборудованию горнопроходческо-
го подъема относят подъемные машины, копры, бадьи, прицеп-
ные устройства, направляющую рамку, подъемные канаты, на-
правляющие и подвесные канаты, сигнализацию, ляды с приво-
дом для их открывания и закрывания.
Подъемные машины. При строительстве стволов применяют
одно- и двухбарабанные подъемные машины типа ЦР и 2Ц с
диаметром барабанов от 4 до 6 м, а при строительстве с исполь-
зованием башенных копров - типа ЦШ.
Применяются также передвижные подъемные установки ти-
па ППМ и МПП разных модификаций. Применение передвиж-
ных подъемных установок позволяет снизить продолжитель-
ность строительства ствола за счет сокращения продолжитель-
ности монтажных работ по оборудованию подъема
Копры. При строительстве стволов используют временные
проходческие и постоянные копры. Наибольшее распростране-
ние получили временные проходческие копры конструкции
ВНИИОМШСа.
Проходческие копры изготавливают шести типов (табл. 1.27).
Копер подбирают в зависимости от глубины и размеров попе-
речного сечения ствола.
Таблица 1.27
Копер Максимальнаяглу- бина ствола, м Диаметр ствола в свету, м Размеры под- шкивной площад- ки в плане, м Расстоя- ние ме- жду опорами копра в плане, м Высота до под- шкивной площад- ки, м Масса копра, т
I 400 6 5,5 х 5,5 12x12 19 35,1
11 800 6,5 7,0 х 7,0 14x14 20,5 60
III 1100 7 7,0 х 7,95 12x7 22 80,2
IV 1400 9 8,0 х 8,56 14x8 22,5 93
«Север-1» 1200 8 8,0 х 8,0 15x15 22 90
«Север-2» 1600 9 9,0 х 9,0 16х 16 26 125
Проходческие бадьи. Подъем породы на поверхность, спуск
и подъем людей, материалов и инструментов при строительстве
42
стволов выполняют с помощью бадей. Используют два типа ба-
дей: самоопрокидные (БПС) и несамоопрокидные (БПН). Бадьи
БПС типизированы и имеют вместимость от 1 до 6,5 м3 (табл.
1.28).
Прицепные устройства. В зависимости от типа подъемных
канатов и статической концевой нагрузки применяют два вида
прицепных устройств - УПЗ и УПП.
Таблица 1.28
Пара- метры БПС -1 БПС -1,5 БПС -2 БПС -2,5 БПС -3 БПС -4 БПС -5 БПС -5,5 БПС -6,5
Вмест и- мость, м3 1 1,5 2 2,5 3 4 5 5,5 6,5
Диа- метр корпу- са, мм 1150 1300 1400 1600 1600 1800 1800 2050 2050
Высо- та корпу- са, мм 1100 1250 1350 1400 1450 1600 1750 1720 2200
Масса, кг 400 650 770 920 1050 1550 1680 1750 2050
Направляющие рамки
Рассто яние между кана- тами, мм 1350 1650 1830 1830 1830 1830 2300 2300 2300
Высо- та, мм 4020 5100 5200 4675 4675 4675 5700 5700 6350
Шири- на, мм 1420 1570 1724 1904 1904 1904 2428 2428 2428
Масса, кг 330 580 590 600 600 1000 1000 1000 1060
Подъемные канаты служат для подвески бадей, скипов,
клетей. Для проходческого подъема в стволах глубиной до 700 м
применяют малокрутящиеся круглопрядные канаты (ГОСТ
10828-75), в стволах большой глубины используют канаты за-
крытой конструкции (ГОСТ 10506-76). Диаметр подъемных ка-
натов 25-43,5 мм, запас прочности как минимум семикратный.
43
Для направляющих канатов применяют многопрядные мало-
крутящиеся канаты (ГОСТ-16827-81).
Для подвески проходческого полка, опалубки, ставов труб,
насосов, кабелей и другого оборудования используют шести-
прядные и многопрядные канаты (ГОСТ 16827-81; 16828-81;
10596-76), для подвески спасательной лестницы - многопряд-
ные закрытые канаты (ГОСТ 16828-81)
Расчет производительности проходческого подъема. Вы-
бор подъемной установки и определение вместимости бадьи.
При выборе проходческих подъемных установок надо иметь в
виду, что их суммарная производительность ЕРП должна на 15-
20 % превышать производительность погрузочных машин в за-
бое Рр без учета затрат времени на подготовительно-
заключительные, вспомогательные операции и простои, т.е.
LPn = (1,15 - 1,2) Рр.
При проходке глубоких стволов (свыше 700 м) необходимо
ориентироваться на преимущественное применение постоянных
подъемных машин и бадей большой вместимости.
Требуемую суммарную производительность подъемных ус-
тановок можно рассчитывать исходя из заданной технической
скорости проходки ствола.
ХРП = vT Snp ki kp / (t m),
где vT - заданная скорость проходки ствола, м/мес.; Snp - пло-
щадь сечения ствола в проходке, м2; к] = 1,15 - коэффициент
неравномерности работы подъема; кр - коэффициент разрыхле-
ния пород; t = 13-14 ч - продолжительность работы подъема в
сутки по выдаче породы; m - число рабочих дней в месяце по
проходке ствола.
Выбор и расчет проходческого подъема предусматривает
предварительный выбор подъемной машины и бадей с после-
дующим расчетом параметров подъемной установки и провер-
кой правильности выбора. Параметрами, по которым выбирают
подъемную установку, являются диаметр барабана, максималь-
ное статистическое натяжение и разность натяжения ветвей ка-
ната.
При выборе подъемной установки стремятся к обеспечению
непрерывной и производительной работы средств погрузки по-
роды в стволе, что может быть достигнуто при условии tu < t3arp,
44
где tu - продолжительность полного цикла подъема бадьи по
стволу; t3arp - время загрузки бадьи.
При tu > t3arp заранее предопределяют простои средств по-
грузки породы, что приводит к снижению возможных показате-
лей проходки ствола. Различают подъем без перецепки и с пере-
цепкой бадей. На современных проходках наиболее распростра-
нен подъем без перецепки бадей.
При возможности размещения в поперечном сечении ствола
двух бадей большой вместимости и отсутствии людей в забое
следует отдавать предпочтение двум установкам без перецепки
бадей.
На скоростных проходках стволов используют две однокон-
цевые подъемные установки, что увеличивает суммарную про-
изводительность подъема на 40-50%, однако требует примене-
ния двух мощных подъемных машин.
Вместимость бадьи определяется по продолжительности
цикла подъема бадьи по стволу и производительности подъем-
ной установки:
=...” "
6 3600 кб
где Рп - необходимая производительность подъемной установ-
ки, м3/ч; к6 = 0,9 - коэффициент заполнения бадьи.
Продолжительность цикла подъема бадьи определяют по
графику рис. 1.3. Максимальная скорость движения подъемного
сосуда рассчитывается по формуле:
vmax “ 0,6д/Я < 12 м/с,
где Н - глубина ствола, м.
Принятые бадьи необходимо проверить по условиям их раз-
мещения в поперечном сечении по таблице 1.27.
Таблица 1.27
Диаметр ство- ла в свету,м Возможное число ба- дей, размещаемых в сечении ствола Максимальная вместимость бадей, м3
5,5-6 2 3-4
6-6,5 2 5,5-6,5
>7 3 5,5-6,5
45
Рис. 1.3. К определению продолжительности полного цикла подъе-
ма по стволу tu при максимальной скорости
движения бадьи Ктах для подъемной установки: а - двухконцевой;
б — одноконцевой
Для определения диаметра барабана подъемной машины не-
обходимо выбрать канат. Вначале необходимо определить массу
1 м каната, по которой выбирают канат, а затем проверяют его
по запасу прочности.
Масса 1 м каната
Qi+Qc
--------------
<*/(ziYo)-#o
где Q2 - вес породы и воды в бадье, кН; Qc - вес бадьи с при-
цепным устройством и направляющей рамой, кН; о - предел
прочности материала каната на растяжение, принимают для гру-
золюдских подъемов равным 1500-1800, а для подвески обору-
дования - 1300-1600 МПа; у0 = 90 кН/м3 - фиктивный объем-
ный вес материала каната; Zi - запас прочности каната (для гру-
золюдских подъемов глубоких шахт Z] = 19); Но - максимальная
длина отвеса каната, м.
Q2 = Qnop + QB - v6 Уп + (Уб - v6 / kp) ув k3,
46
где V6 - вместимость бадьи, м3 ; уп - вес 1 м3 породы в разрых-
ленном состоянии, кН; ув - плотность воды, кН/м3; к3 = 0,5 - ко-
эффициент заполнения пустот водой.
Но = Нст + hK,
где Нст - конечная глубина ствола, м; hK - высота копра, м.
Для проходческих подъемов рекомендуется применять кана-
ты закрытой конструкции, имеющие о = 1300-1600 МПа и у0 ~
8 кН/м3, и некрутящиеся канаты с о = 1400-2000 МПа и у0 =
9 кН/м3.
Основные технические характеристики канатов приведены в
справочнике [37].
Запас прочности каната
z =________5________>z
g Q2+Qc+mkH0 ”
где ZFp - суммарное разрывное усилие всех проволок в канате,
кН.
Расчетный запас прочности должен быть не менее запаса,
допускаемого ПБ.
При проходке стволов, как правило, используют одноконце-
вые подъемы с однобарабанными подъемными машинами типа
Ц и ЦР (табл. 1.28), а также передвижные подъемные установки
типа МПП (табл. 1.29). Возможно применение двухконцевых
подъемов с двухбарабанными подъемными машинами типа 2Ц.
Иногда двухбарабанные машины используют как однобарабан-
ные, т.е. для одноконцевого подъема. Диаметр барабана подъ-
емной машины должен быть D6 > 60 dK, где dK - диаметр каната,
мм.
Максимальное статистическое натяжение каната
FcT.MAX = Qo + ГПкНст,
где Qo - суммарная концевая нагрузка,
Разность натяжения ветвей канатов для одноконцевого подъ-
ема
AFct = Q2 + nik (Нет + hp),
где hp - высота разгрузочной площадки, м.
47
Таблица 1.28
Типоразмер машины Размеры бараба- на, м Наибольшее ста- тическое натя- жение каната, кН Разность стати- ческих натяже- ний каната, кН Допустимая ско- рость подъема, м/с Маховой момент машины без ре- дуктора и элек- тродвигателя, кНм2
диаметр ширина Ширина отрезной У2СТИ
Ц-1,2x1 1,2 1 - 25 25 3 35
Ц-1,6x1,2 1,6 1,2 - 40 40 4 80
Ц-2х1,5 2 1,5 - 63 63 5 220
Ц-2,5х2 2,5 2 - 90 90 7 550
Ц-Зх2,2 3 2,2 - 140 140 8 1500
Ц-3,5х2,4 3,5 2,4 - 200 200 10 3200
ЦР-3,5хЗ,2/0,8 3,5 3,2 0,8 200 120 10 3400
ЦР-4хЗ/0,7 4 3 0,7 250 160 12 3000
ЦР-5хЗ/0,6 5 3 0,6 280 210 14 6800
ЦР-6хЗ/0,6 6 3 0,6 320 240 16 12000
ЦР-6x3,4/0,6 6 3,4 0,6 360 270 16 14000
Таблица 1.29
Типораз- мер ма- шины Размеры барабана, м Наибольшее стати- ческое натяжение каната, кН Разность статиче- ского натяжения каната, кН Допустимая ско- рость подъема, м/с Маховый момент машины без редук- тора и электродвига- теля, кНм2 Применяемый подъ- емный сосуд
диаметр ширина
МПП-6,3 2000 1500 61,7 61,7 5 ИЗ Бадья
МП! 1-9 2500 1350 88,3 88,3 7 440 «
МПП-17,5 2850 1550 171,7 171,7 8 705 «
МПП-17,5 2850 1550 221,7 221,7 8 705 Клети на вагонетку УВГ-2,5
По параметрам D6, Fct.max, AFct и ГОСТам предварительно
выбирают тип подъемной машины с ближайшим большим диа-
метром барабана и равными или большими значениями Fct.max
и AFCT-
48
Скорость подъема выбранной машины должна быть больше
или равна максимальной скорости движения бадьи.
Проверку выбранной подъемной машины производят сле-
дующим образом.
Диаметр барабана подъемной машины должен быть
D6 > 60 dK,
где dK - диаметр подъемного каната, мм.
Требуемая ширина барабана подъемной машины не должна
превышать ширины барабана машины, принятой к установке
в _ HCThP + h3 Vdk +
9
где hp - высота разгрузки, м; Ьз = 30-40 м - запас каната для ис-
пытаний (для машин, имеющих специальную бобину для этой
цели, h3 = 0); е = 2-3 мм - зазор между витками каната; 3 - число
витков трения для машин с деревянной футеровкой; z < 3 - чис-
ло слоев навивки.
Пример 1.5. Рассчитать производительность, выбрать про-
ходческую подъемную машину и вместимость бадьи для ствола
глубиной 500 м и диаметром в проходке 6 м, если ствол прохо-
дят по совмещенной схеме с применением погрузочной машины
КС-2у/40, скорость проходки ствола 100 м/мес, водоотлив бадь-
ями, диаметр каната 37 мм.
Решение. Принимаем производительность погрузочной ма-
шины КС-2у/40 равной 70 м3/ч. Тогда производительность
подъемной машины должна быть на 20% больше и составит ЕРП
= 1,2-70 = 84 м3/ч.
Ориентируемся на применение двух одноконцевых подъе-
мов. Максимальная скорость движения бадьи
3^ = 0.6^500 «13.2
м/с,
Принимаем 12 м/с. Продолжительность полного цикла подъ-
ема бадьи определяем. Она равна 360 с. Производительность
одной подъемной машины Рп = 84/2 = 42 м3/ч. Тогда V6 =
42 -360/(3600 -0,9) = 4,6 м3. Принимаем предварительно ба-
дью БПС-5 вместимостью 5 м3, но по условию размещения ба-
49
дей в сечении ствола, согласно табл*. 1.27, вместимость бадьи
должна быть не более 4 м3. Принимаем бадью БПС-4.
Зная диаметр подъемного каната, определяем диаметр барабана
подъемной машины D6 = 60•37 = 2,22 м.
Для определения максимального статического натяжения ка-
ната FCTmax определим суммарную концевую нагрузку:
Qo = (6800 + 1465 + 835) 9,81 « 90 кН.
Если высота проходческого копра 10 м, то вес каната тк Но =
5,7 • (500 + 10) • 9,81 = 29 кН. Тогда FCTmax = 90 + 29 = 119 кН.
Разность натяжений канатов при высоте разгрузочной пло-
щадки 5 м
AFCT = 6800 • 9,81 + 5,7 (500 + 5) 9,81 = 96,5 кН.
По диаметру барабана выбираем подъемную машину Ц 3 х
2,2 с D6 = 3 м, шириной барабана Вк = 2,2 м, FCTmax = 140 кН,
AFCT = 140 кН и допустимой скоростью подъема 8 м/с.
Наибольшее статистическое натяжение и разность натяжений
канатов принятой машины больше расчетных. Следовательно,
принятая машина подходит по всем параметрам для условий
примера.
Для выбора параметров подъема для проходки вертикальных
стволов с перецепкой бадей может быть использована методика
КузНИИшахтостроя [43]. По ней определяют оптимальный
подъем, необходимый только для проходки конкретного верти-
кального ствола.
Задачи для решения.
Рассчитать производительность, выбрать проходческую
подъемную машину и вместимость бадьи для ствола:
Задача 1. глубиной 600 м и диаметром в проходке 7 м, если
его проходят с применением погрузочной машины КС-1м, ско-
рость проходки ствола 150 м/мес., водоотлив осуществляют
бадьями, диаметр каната - 37 мм;
Задача 2. глубина ствола 700 м, диаметр в проходке 7,5 м, по-
грузочная машина КС-2у/40, скорость проходки 80 м/мес., при-
ток воды в ствол 6 м3/ч, диаметр каната выбрать по расчету;
50
Задача 3. взять условие конкретной строящейся шахты, соста-
вить по аналогии задачу и решить ее.
1.6. Возведение постоянной крепи при проходке
стволов
Общие сведения
Основным назначением крепи является поддержание пород-
ных стенок ствола от обрушения, сохранение необходимых раз-
меров поперечного сечения и поддержание ствола в рабочем
эксплуатационном состоянии.
Крепь должна занимать минимальный объем в поперечном
сечении ствола, обладать достаточной водонепроницаемостью,
минимальным аэродинамическим сопротивлением движению
воздушной струи. Остаточный приток воды в ствол глубиной до
800 м на угольных шахтах и рудниках не должен превышать 5
м3/ч, при большей глубине стволов допускается увеличение ос-
таточного притока не более 0,5 м3/ч на каждые 100 м глубины. В
стволах шахт горнохимической промышленности остаточный
приток воды не должен превышать 0,15 м3/ч независимо от
глубины ствола.
Отклонение стенки крепи ствола от вертикали на проектной
глубине ствола не должно превышать + 50 мм для бетонной
крепи и + 30 мм для тюбинговой.
Необходимо, чтобы технология возведения крепи соответст-
вовала условиям максимальной механизации работ и обеспечи-
вала минимальную трудоемкость. В общем объеме работ по
проходке ствола трудоемкость возведения крепи занимает до
40%, а стоимость составляет до 50% [44,47].
Возведение монолитной бетонной крепи. В практике
строительства стволов основным материалом крепи является
монолитный бетон. Так, в угольной и горнорудной промышлен-
ности объем применения монолитной бетонной крепи стволов
составляет 90-95%, в горнохимической промышленности - 40-
45%.
Состав бетонной смеси зависит от гидрогеологических усло-
вий и физико-механических свойств массива пород (табл. 1.30).
Бетонную смесь за опалубку подают по бетонопроводам.
Призабойные опалубки. Для возведения бетонной крепи раз-
работаны различные конструкции передвижных призабойных
51
опалубок: створчатая, секционная, с поддоном и без поддона,
шагающая без подвески, с ручным и механическим отрывом от
крепи.
Таблица 1.30
Состав Цемент Щебень Песок Вода
I 1 3 1,6 0,6
II 1 3,5 2 0,5
III 1 4 1,8 0,5
Примечание. Цифры указывают массовое соотношение со-
ставляющих в единице объема бетонной смеси.
Наибольшее распространение получили опалубки секцион-
ного типа.
Монолитную бетонную крепь при совмещенной схеме про-
ходки стволов возводят в следующей последовательности: взо-
рванную породу в забое убирают на высоту опалубки, а остав-
шуюся породу разравнивают; затем отрывают опалубку от кре-
пи, опускают на величину заходки и устанавливают в верти-
кальное положение; в карманы опалубки вставляют гибкий бе-
тонопровод и подают в заопалубочное пространство бетонную
смесь. Укладку бетонной смеси за опалубку осуществляют от-
дельными слоями высотой 50-70 см с последующим трамбова-
нием вибротрамбовками. После укладки бетона на высоту опа-
лубки заделывают, обычно вручную, «холодный» шов, прочи-
щают бетонопровод и возобновляют уборку оставшейся породы.
При возведении крепи погрузку породы на скоростных про-
ходках частично совмещают подачу бетонной смеси за опалубку
с погрузкой породы. После установки опалубки с поддоном ук-
ладывают слой бетонной смеси на высоту 0,5-0,7 м, затем в те-
чение 2-3 ч смесь затвердевает и начинают погрузку породы с
одновременной подачей бетонной смеси за опалубку. Отрыв и
перемещение опалубки выполняют через 6-8 ч после окончания
бетонирования, когда распалубочная прочность бетона на сжа-
тие составит не менее 0,8 МПа.
Введением добавок (ускорителей схватывания) можно уве-
личить интенсивность процесса набора прочности.
Продолжительность (ч) возведения бетонной крепи на высо-
ту опалубки
52
TK=t6+ tn,.
где t6 - продолжительность укладки бетонной смеси на высоту
опалубки, ч; tn.3 - продолжительность подготовительно-
заключительных операций, включая заделку «холодного» шва
(0,4-0,5 ч).
Продолжительность укладки бетонной смеси в заопалубоч-
ное пространство
, _ — ^вч )^0
-----р------
гб
9
где SB4 - площадь поперечного ствола вчерне, м2; ц - коэффи-
циент излишка сечения (КИС); h0 - высота опалубки, м;
Рб - производительность подачи бетонной смеси (6-8 м3/ч при
одном бетонопроводе, 10-12 м3/ч при двух бетонопроводах).
Подготовительно-заключительные операции включают в се-
бя выравнивание породы в забое, очистку торца бетонной стен-
ки, отрыв, опускание и установку опалубки, заделку холодного
шва. При использовании опалубки с поддоном в подготовитель-
ные операции входит также устройство, а затем демонтаж пике-
тажной перемычки, установка поддона. Время подготовитель-
но-заключительных операций принимают равным для опалубки
без поддона 2,5-3 ч, для опалубки с поддоном 3,5-4 ч.
Затраты времени (ч) на возведение 1 м крепи определяют по
формуле
, _ $вч№~ $еч , ?п.з
III, —--------1---
Рб %
При проходке стволов со скоростью 50-60 м/мес. затраты
времени на возведение 1 м крепи составляют 1,5-2 ч, со скоро-
стью 100-200 м/мес. - 0,5-1 ч.
Трудоемкость (чел.-ч) возведения монолитной бетонной кре-
пи
(Р2чц-£2)
Тб1[ = 0,75 к
где к - коэффициент, учитывающий высоту опалубки (табл.
1.31).
53
При увеличении высоты опалубки от 2 до 5 м трудоемкость
возведения 1 м бетонной крепи уменьшается в 1,8 раза, а ско-
рость проходки увеличивается на 5-6 м/мес. Оптимальная высо-
та составляет 3,5-4 м.
Таблица 1.31
h0, м 2 3 4 5
к 1,32 1,0 0,85 0,76
При последовательной и параллельной схемах проходки
стволов монолитную бетонную крепь возводят снизу вверх.
Сначала в нижней части звена демонтируют и выдают на по-
верхность одно или два кольца временной крепи, устанавливают
с полка инвентарную опалубку и слоями в 40-50 см укладывают
и трамбуют бетонную смесь. После этого подвесной полок под-
нимают на высоту опалубки и цикл работ повторяют. В слабых
породах времен-
ную крепь, как правило, оставляют как жёсткую арматуру.
При параллельной схеме проходки возведение крепи совме-
щают во времени с погрузкой породы и бурением шпуров. Рабо-
ты по выдаче породы и возведению постоянной крепи осущест-
вляют с помощью двух подъемных установок.
Расчет времени возведения постоянной крепи. Наиболее
экономичным и высокопроизводительным способом возведения
постоянной крепи в настоящее время является крепление ство-
лов монолитным бетоном с помощью призабойных передвиж-
ных опалубок при транспортировке бетонной смеси в ствол по
трубам.
Общая продолжительность процесса крепления каждой за-
ходки (ч)
л8(Рсд-8)
* kp Поп + tkp
Чбет
где DCB - диаметр ствола в свету, м; 8 - толщина крепи, м; q6eT
- суммарная производительность подачи бетона по трубам, м3/ч;
hon - рабочая высота опалубки, м; - продолжительность под-
готовительно-заключительных операций, ч.
54
Фактическая продолжительность укладки бетонной смеси за
опалубку зависит от объемов работ и производительности пода-
чи бетонной смеси в ствол (от производительности бетонного
узла, времени транспортирования смеси к стволу и пропускной
способности трубопроводов).
Продолжительность (ч) подготовительно-заключительных
операций при постоянном креплении на одну заходку приведена
в таблице 1.32.
Пример 1.6. Определить продолжительность постоянного
крепления ствола диаметром в свету 6 м с толщиной бетонной
крепи 400 мм, если рабочая высота опалубки 4 м, число бетон-
ных трубопроводов 1.
Таблица 1.32
Подготовительно-заключительные операции Продолжи- тельность, ч
Разравнивание породы в забое для установки опалубки 0,5- 1,5
Раскрытие створок, отрыв, спуск и центровка опалубки, включая подготовку и заключительные операции 1,5-2,5
Выдержка бетона при совмещении крепления с погрузкой породы 1
Решение. Средняя производительность подачи бетона по од-
ному трубопроводу и при доставке бетона в автосамосвалах
Чбет = 7 М3/Ч.
Продолжительность подготовительно-заключительных опе-
раций t^p = 3 ч. Тогда,
3,14-0,4(6-0,4)/| |V7
ч.
Задачи для решения.
Определить продолжительность постоянного крепления
ствола для следующих условий:
Задача 1. глубина ствола 1000 м, диаметр ствола в свету - 4,5
м, толщина бетонной крепи -350 мм, рабочая высота опалубки -
4 м, количество бетонопроводов - 1, высота укладки бетонной
смеси при остановленном забоя -4 м;
55
Задача 2. глубина ствола 1200 м, диаметр ствола в свету -7 м,
толщина бетонной крепи - 500 мм, рабочая высота опалубки - 4
м, количество бетонопроводов - 2, бетонирование производят
при прекращении работ в забое.
1.7. Графики организации работ при проходке стволов,
расчет скорости и продолжительности строительства и
определение сметной стоимости строительства
Расчет графиков организации работ выполняется в следую-
щей последовательности [32, 47]:
- выбирается режим работы;
- рассчитывается подвигание забоя за цикл по заданным
месячной скорости проходки ствола и продолжительности про-
ходческого цикла;
- рассчитываются продолжительности процессов проход-
ческого цикла;
- составляются графики организации работ проходческого
цикла и выходов рабочих, месячный график проходки ствола
Режим работы при проходке стволов принимают четырех-
сменным с продолжительностью смены 6 часов.
Подвигание забоя выбирают с учётом глубины шпуров, КИШ
и рабочей высоты опалубки. При ручном бурении рациональна
глубина шпуров 2,5-3,5 м, при механизированном - 3,5-4,5 м.
Ориентировочная продолжительность цикла (ч) рассчитыва-
ется по формуле
Тц = 241I(nM/vM,
где 1У - подвигание забоя за цикл, м; пм - число рабочих дней в
месяце по проходке ствола,
без учета монтажных и ремонтных работ; vM - заданная ско-
рость проходки ствола, м/мес.
Продолжительность механизированных процессов (бурения
шпуров бурильными установками и погрузки породы) опреде-
ляют по производительности проходческих машин, продолжи-
тельность бурения шпуров ручными перфораторами, наращива-
ния трубопроводов - по расчетной трудоемкости работ или при-
ближенно, по средним удельным затратам времени на 1 м ство-
56
ла. Продолжительность укладки бетонной смеси за опалубку
рассчитывают по пропускной способности бетонопроводов.
Продолжительность бурения шпуров установками БУКС и
СМБУ
Тб = (Пшп 1шп / Q6 ) + Т
п.з>
где пшп - число шпуров; 1Ш„ - средняя глубина шпуров в ком-
плекте, м; Тп,3 - время подготовительно-заключительных опера-
ций (спуск и подготовка установки к работе, выдача установки
из забоя на поверхность), мин; Q6 производительность буриль-
ной установки, м3/ч
Q6 = 60 (pn6kHv6yp/ (1 + £tB) ,
здесь ср - коэффициент одновременности работы бурильных ма-
шин; пб - число бурильных машин в установке; кв - коэффици-
ент надежности установки; v6yp - средняя механическая скорость
бурения шпуров, м/мин; - время вспомогательных операций
при бурении 1 м шпура, мин.
Рекомендуется принимать: Тпз = 40-60 мин; ср = 0,7-0,8; кв =
0,8-0,9; Xte = 2-4 мин в зависимости от глубины шпуров (/ш„ -
2,5-4,5 м). Скорость бурения v6yp шпуров диаметром 52 мм при-
нимать в зависимости от крепости пород /:
f До 6 7-9 10-12 12-14
v6yp, м/мин 1,2-0,8 0,8- 0,7 0,7-0,5 0,5-0,25
Скорость бурения шпуров диаметром 40-43 мм на 20% выше.
Время заряжания шпуров определяется по формуле
Т3 (пшп t3/ <pi N3 ) 4“ tn 3,
где t3 - время заряжания одного шпура, мин (Z3= 4+1,1 (pt =
0,7-0,85 - коэффициент, учитывающий занятость рабочих, уча-
ствующих в заряжании; N3 - число проходчиков, занятых на за-
ряжании шпуров; С.з = 20-30 мин - время подготовительно-
заключительных операций при заряжании.
Время проветривания забоя Тпров обычно составляет 20-
30 мин, время на спуск полка
и приведение забоя в безопасное состояние Тбс = 30-40 мин.
Время погрузки породы
57
Tn - т, + Tn + Tn 3,
где: Tj и Тц - время погрузки породы соответственно в I и II фа-
зах, мин; Тп.з - время на подготовительно-заключительные опе-
рации при погрузке, мин.
Продолжительность I фазы погрузки породы определяется по
формуле
Т aVkp ,
1 пгр Рт к k3Ve
где a = 0,8-0,95 - коэффициент, учитывающий объем породы в 1
фазе погрузки; V - объем взорванной породы (в массиве), м3; кр
= 1,8-2,0 - коэффициент разрыхления; пгр - число грейферов,
работающих в забое; Рт - техническая производительность од-
ного грейфера, м3/ч; к - коэффициент, учитывающий помехи
при одновременной работе машин (при п = 1 k = 1; при п = 2 к
= 0,75-0,8); tn = 30-60 с - время на перецепку бадьи; к3 = 0,9 -
коэффициент заполнения бадьи; Уб - вместимость бадьи, м3.
Продолжительность II фазы погрузки породы
Тц = <р2 V kp (1-a) / (Np Ру),
где ф2 ~ 1,0- 1,15- коэффициент, учитывающий неравномер-
ность работы; Np - число рабочих, занятых на разборке породы;
Ру - 1 - 1,4 м3/ ч - производительность одного рабочего на раз-
борке породы.
Время подготовительно-заключительных операций Тпз при
применении грузчиков ручного вождения составляет 0,25 - 0,3
ч, а при погрузке машинами КС-2у/40 - 0,5-0,8 ч.
Время на бетонирование одной заходки
Ткр ( ц SB4 SCB) h0 / Рб tBcn ,
где у. = 1,03 - 1,05 - коэффициент излишка сечения ствола; SB4 и
SCB - площадь поперечного сечения ствола вчерне и в свету, м2;
Р6 - производительность труда рабочих при подаче бетона за
опалубку, м3/ч (при одном бетоноводе Р6 = 6-8 м3/ч, при двух -
Р6 = 10-12 м3/ч; tBcn = 2-4 ч - время на выполнение вспомога-
тельных работ.
58
Время на наращивание трубопроводов принимается равным:
при навеске труб на бетонную крепь - 0,5-1,0 ч/м, при навеске
трубопроводов на канатах - 0,1-0,2 ч/м.
Целесообразно предусматривать в графике часовой перерыв
после заполнения бетонной смесью пространства за опалубкой
на высоту около 1 м, с тем чтобы обеспечить благоприятные
условия для схватывания и начала твердения бетонной смеси
(Ттв = 1 ч). Это время звено проходчикгов использует для нара-
щивания одного из трубопроводов и выполнения других вспо-
могательных работ. Остальные трубопроводы наращиваются в
специально отведенные для монтажных работ смены, поэтому
затраты времени на этот вид работ в расчетную продолжитель-
ность не входят.
На спуск-подъем рабочих затрачивается в смену по 0,25 ч:
Тс п = 0,25 Тц/Тсм.
При совмещенной схеме проходки ствола расчетная продол-
жительность цикла
тц = т6 + т3 + тпров + т6.с + тп + ткр + тта + тсп.
При параллельно-щитовой схеме проходки
Тц = Т6 + Т3 + Тпров + Тб.с + Тп + Тсп.
При проходке ствола по последовательной схеме с времен-
ной крепью
Тц = Тб + Тз + Тпров + Тб.с + Тп + Твк + Тсп,
где Тв к - время на возведение временной крепи, определяемое
по расчетной трудоемкости этого процесса
Тв.к = цТсм / (NnpkB ) ,
здесь q - нормативная трудоемкость возведения временной кре-
пи, чел.-смен [11]; Тсм - продолжительность смены, ч; Nnp - чис-
ло проходчиков, занятых креплением; кв - плановый коэффици-
ент перевыполнения норм выработки.
По полученному расчетному значению Тц и ранее определен-
ной ориентировочной продолжительности цикла подбирается
рациональная величина, кратная длительности смены. Предпоч-
тительна такая организация работ, при которой состав работ в
59
каждой смене остается постоянным. Обычно при совмещенной
схеме проходки Тц = 24-30 ч при параллельно-щитовой - 12-18 ч.
Продолжительность цикла корректируется путем изменения
продолжительности отдельных процессов, зависящих от числа
проходчиков и уровня организации работ (бурение шпуров пер-
фораторами, разборка породы во второй фазе погрузки, подго-
товительно-заключительные операции). Целесообразно выде-
лять в графике 0,5-1 ч на непредвиденные работы.
Если таким путем не удается получить продолжительность
цикла, кратную длительности смены, то следует изменить объем
работ за цикл, увеличив или уменьшив глубину шпуров и по-
вторить расчет.
Составляется график организации работ проходческого цик-
ла, планируется расстановка проходчиков по рабочим местам и
составляется график выходов рабочих.
Составляется месячный график проходки ствола, в котором
выделяются выходные дни, смены на планово-
предупредительные ремонты, наращивание труб, перемонтаж
опалубок, наращивание канатов и другие работы.
Пример 1.7. Ствол диаметром в свету 6 м с монолитной бе-
тонной крепью толщиной 0,35 м проводится в породах прочно-
стью 60 МПа по совмещенной технологической схеме комплек-
сом КС-2у (погрузочная машина 2КС-2у/40, бурильная установ-
ка БУКС-1 м, вместимость бадей 3 м3). Рабочая высота опалубки
-3,1 м. 53 шпура диаметром 52-53 мм. Время проветривания -
0,5 ч. Коэффициент использования шпуров - 0,9; коэффициент
излишка сечения - 1,05. Ствол оснащен двумя бетоноводами.
Все трубопроводы крепятся к стенкам ствола. Плановая ско-
рость проведения ствола - 80 м/мес. Число рабочих дней в меся-
це - 25, число рабочих смен в сутки - 4. Требуется определить
1) ориентировочную продолжительность цикла; 2) продолжи-
тельность основных проходческих операций; 3) рациональную
продолжительность проходческого цикла, а также выполнить
расстановку рабочих по работам местам и составить график ор-
ганизации работ.
Решение. Установим предварительно значения коэффициен-
тов, техническую производительность горнопроходческих ма-
шин и продолжительность подготовительно-заключительных
операций:
60
Ф = 0,75; LtB = 3 мин; кн - 0,9; v6yp = 0,8 м/мин; ф1 = 0,8;
N3 = 5 чел.; а = 0,9; кр = 1,8;
пгр = 1; к = 1; tn = 0,0166 ч; кЗ = 0,9; ф2 = 1,1; Np = 5 чел.;
Рт = 40 мЗ/ч; Рб = 10 мЗ/ч.
Продолжительность подготовительно-заключительных опе-
раций при бурении - 0,75 ч, при заряжании - 0,5 ч, при погрузке
- 0,5 ч, при бетонировании - 3 ч. Продолжительность перерыва
на твердение бетона - 1 ч, на приведение забоя в безопасное со-
стояние - 0,5 ч, на спуск-подъем смены - 1 ч. Затраты времени
на монтаж трубопроводов составляют 10% общего времени ра-
боты в течение месяца.
Подвигание забоя за цикл принимаем равным рабочей высоте
опалубки - 3,1 м. Тогда
средняя глубина шпуров с учетом КИШ равна 3,45 м.
Объем взорванной породы за цикл (в массиве)
о 1 д z' т2
V = pS f = 1,05--,---.°’/ 3,1 = 114,7
еч 4 4 з
м ,
Ориентировочная продолжительность цикла
242325^9 =20,9
80 ч.
Производительность бурильной установки
fe = 60.0,75.4.0,9.0,8 = зм
1 + 3 м/ч.
Продолжительность бурения шпуров
53 3 45
Т = +0,75 = 6,39
32,4 ч
Затраты времени на заряжание одного шпура
ta = 4 + 1,1 • 3,45 = 7,8 мин. = 0,13 ч.
61
Продолжительность заряжания шпуров
53-0,13
7 ---------+ 0 5 = 2 22 ч.
3 0,8-5
Продолжительность погрузки породы:
В I фазу
0,9-114,7-1,8 0,9-114,7-1,8-0,0167
71 =------------+---------------------= 5,79 ч;
1 1-40-1,0 0,9-3
во II фазу
(1,05-35,24-28,26)3,1 , 7_
10
общая продолжительность
Тп = 5,79 + 4,54 + 0,5 = 10,83 ч.
Продолжительность возведения монолитной бетонной крепи
(1,05-35,24-28,26)3,1+ [||
10
Расчетная продолжительность цикла при последовательном
выполнении работ
Тц = 6,39 + 2,22 + 0,5 + 0,5 + 10,83 + 5,71 + 1,0 + 1,0 = 28,15 ч.
Следует считать рациональной продолжительность цикла Тц
= 24 ч, поскольку в расчет заложен определенный резерв. Так,
много времени отведено на вспомогательные операции при бу-
рении, приняты минимальными производительность погрузоч-
ной машины, производительность труда проходчиков на раз-
борке породы, пропускная способность бетонопроводов; завы-
шена длительность подготовительно-заключительных операций
при бетонировании.
Проведем аналогичные расчеты при исходных данных EtB = 2
мин, Рп = 50 м3/ч, Ру = 1,2 м /ч; to = 2 ч.
Тогда получим Тб = 4,98 ч; Т| = 4,87 ч, Т„ = 3,78 ч, Тп = 9,15 ч,
Ткр = 4,71 ч.
Соответственно расчетная продолжительность цикла
62
Тц = 4,98 + 2,22 + 0,5 + 0,5 + 9,15 + 4,71 + 1,0 + 1,0 = 24,06 ч.
Принимаем окончательно для построения графика организа-
ции работ в забое:
Тб = 5,75 ч; Т3 = 2 ч; = 0,5 ч; Тб.с = 0,5 ч; Тп = 9,25 ч;
Ткр = 4 ч; Ттв = 1 ч; Тсп = 1 ч; Тц = 24 ч.
Месячная скорость проходки
v
м
24 • 3,1 • 25 • 0,9
24
= 69,75 « 70
м.
Заданную месячную скорость проходки (80 м/мес.) можно
достичь тремя способами:
1. сокращением продолжительности цикла за счет совер-
шенствования организации работ в стволе;
2. изменением объема работ за цикл путем увеличения глу-
бины шпуров;
3. переходом на непрерывную рабочую неделю.
Очевидно, первый способ требует существенной организаци-
онно-технической проработки. Во втором случае расчет графика
выполняется заново, при этом эффект достигается сокращением
удельных затрат времени на подготовительно-заключительные
операции, заряжание шпуров, разборку породы и перестановку
опалубки. Третий путь самый несложный. Для этого определяем
месячную скорость проходки при 30 рабочих днях в месяц (им =
0,9 • 30 = 27 сут)
24-3,1-30 0,9 оо„ ,
v =---------------= 83,7 м/ мес.
м 24
Расставляем проходчиков по рабочим местам. При бурении
требуется один машинист машины КС-2у/40, один рабочий - на
полке, три - на обслуживании буровой установки и один - на
откачке воды. Всего 6 чел. При погрузке породы в 1 фазе: один
машинист КС-2у/40, один рабочий - на полке, три - на приемке
и отправке бадей и один - на откачке воды. Всего 6 чел. При
бетонировании: один рабочий - на полке, пять - в забое и на
опалубке. При погрузке породы во II фазе: один машинист КС-
2у/40, один рабочий - на полке и четыре - в забое. При такой
63
расстановке сменные звенья проходческой бригады можно при-
нять равными по численности и избежать работы проходчиков
по вызову, что имеет место в случаях, когда число проходчиков
на разборке породы и ручном бурении шпуров увеличивают с
целью сокращения времени выполнения этих процессов. Итак,
число проходчиков на выход - 6 чел., за сутки - 24 чел.
Задачи для решения.
Задача 1. Ствол диаметром в свету 8 м с монолитной бетон-
ной крепью толщиной 0,45 м проводится в породах крепостью
/ = 7 по параллельно-щитовой технологической схеме. Ствол
оснащен погрузочной машиной 2КС-2у/40, двумя бурильными
установками БУКС-1м, бадьями вместимостью 5 м3, двумя бе-
тоноводами. Число шпуров диаметром 52-53 мм 70 шт., глуби-
на шпура 4,2 м. Время проветривания 0,33 ч. Коэффициент ис-
пользования шпуров - 0,87; удельный объем породы, погружен-
ной в 1 фазу, - 0,95, коэффициент излишка сечения - 1,05. Ожи-
даемая скорость проведения ствола 150 м/мес. Определить: 1)
продолжительность проходческих процессов; 2) продолжитель-
ность цикла; 3) скорость сооружения ствола.
Задача 2. Ствол диаметром в свету 4,5 м с монолитной бе-
тонной крепью толщиной 0,3 м проводится в породах крепостью
f = 6 по совмещенной технологической схеме. Ствол оснащен
двумя грузчиками с ручным вождением КС-3, ручными буро-
выми машинами ПР-24ЛУ, бадьями БПС-1,5, секционной под-
весной опалубкой с рабочей высотой 2,1 м. Число шпуров диа-
метром 43-44 м 46 шт., глубина шпура 2,4 м. Коэффициент ис-
пользования шпуров - 0,87; коэффициент излишка сечения -
1,03, удельный объем породы, погруженной в 1 фазу, - 0,9. Про-
изводительность грузчика КС-3 по разрыхленной породе 8 м3/ч.
Режим работы - 6 дней в неделю при четырех сменах в сутки.
Удельные затраты времени на наращивание трубопроводов - 1 ч
на 1 м длины ствола.
Расчет скорости и продолжительности строительства
стволов. Различают среднемесячную техническую, среднеме-
сячную календарную и календарную скорость строительства
ствола.
Среднемесячную техническую скорость vn определяют де-
лением общего объема проходки на истекший месяц на суммар-
ное число забое-месяцев.
64
IV смена | <ч
го
а > ч
»-М
Л
л
1 смена «о
1 IL
Ф т
ч?
е*> т
II смена
7
о
о»
40 J г
«ч ж J 1
1 смена ф
Ю
*
г>
<ч
-
Продолжи- тельность 1 операции 1 мин 1 222 1 S S я 6 О£'О Sl'O Я о о-эо $ <*> OO-i ? * 1<Ю |
Операции I о 5 о 5 Ф g С X О с О Спуск и подготовка к работе бурильной установки Висение шпиоов 1 Выдана буровой установки | ^Спуск ВМ 1 mnvnftfl Подъем людей Взоывание и пловетоияание Приготовлен, забоя к беэопас состоянию, спуск полка Г Подготовка оборудования I и погрузка 5 о 2 i g 2 r> с fe С 1 опалубки I Отрыв, спуск и I центрирование опалубки Укладка бетона в нижнюю честь заходки pLjnonw/a KoTAua | Наращивание трубопровода 1 Уклапка бетона I Погрузка породы, разборка 1 и зачистка забоя ' | Ремонт оборудования 1
Рис. 1.4. График организации работ при проходке ствола
3 Зак. 3836
65
Среднемесячную календарную скорость проходки ствола оп-
ределяют делением общей глубины ствола Н на суммарное
число календарных месяцев Ln, затраченных на проходку
ствола, без учета простоев (м/мес): - Н/Еп
Календарная скорость строительства ствола характеризует
общий уровень техники, технологии и организации работ, свя-
занных с сооружением ствола - проходкой технологического
отхода, монтажом горнопроходческого оборудования, проход-
кой ствола до проектной глубины, рассечкой сопряжений и
примыкающих к стволу камер и его армированием.
Календарная скорость строительства ствола
vc = H/Tc,
где Тс - общее календарное время строительства ствола, мес., Н
- проектная глубина ствола, м.
Календарное время строительства ствола без подготовитель-
ного периода
Тс = to + (Н - h0) / vn + tnc + Wc/ vc + tna + H / va,
где: to - время проходки технологического отхода и монтажа
оборудования в стволе, мес; Н - глубина ствола, м; h0 - глуби-
на технологического отхода, м; Wc - объем сопрягающихся со
стволом выработок, м3; vn - скорость проходки ствола, м/мес; vc
- скорость проходки сопряжения, м/мес; va - скорость армиро-
вания, м/мес; tnc, tna - продолжительность подготови-
тельных работ к рассечке сопряжений и армированию, мес.
to L-сц/ VT4 + tM ,
где L„ - глубина или объем технологической части ствола, м
или м3; vT4 - скорость проведения технологической части, м/мес
или м3/мес; tM - продолжительность монтажа проходческого
оборудования и его наладки, мес.
Vk = H/Ln
Календарная скорость строительства ствола характеризует
общий уровень техники, технологии и организации работ, свя-
занных с сооружением ствола - проходкой технологического
отхода, монтажом горнопроходческого оборудования, проход-
кой ствола до проектной глубины, рассечкой сопряжений и
примыкающих к стволу камер и его армированием.
66
Календарная скорость строительства ствола
Для вертикальных стволов (без допускается уменьшать на
25 %, армирования) нормативная скорость - 55 м/мес. [34].
При проходке стволов в породах с f > 8 нормативные скоро-
сти
Забое-месяц определяют делением числа календарных рабо-
чих дней, затраченных на проходку (исключая дни простоев за-
боя по причине внезапных выбросов, прорыва воды и плывунов
и другим непредвиденным причинам), на календарное число
рабочих дней данного месяца. Рабочим днем в забое считается
каждый календарный день, в течение которого хотя бы в одной
смене производили работы по проходке.
Пример 1.8. Рассчитать среднемесячную техническую ско-
рость проходки ствола и сравнить ее с нормативной скоростью,
если за прошедший месяц было пройдено 70 м ствола. В месяце
было 26 рабочих дней, а отработано на проходке 25 дней. Ствол
проходили по породам с f > 8.
Решение. В соответствии с коэффициентом крепости пород
нормативную скорость уменьшаем на 25 %, она составит 42
м/мес. Число забое-месяцев 25/26 = 0,96, тогда среднемесячная
техническая скорость будет 70/0,96 = 72,9 м/мес. Таким образом
ствол проходили в данном месяце с превышением нормативной
скорости на 74 % (72,4/42).
Пример 1.9. Рассчитать среднемесячную календарную и ка-
лендарную скорость проходки ствола глубиной 1000 м, если его
проходили без учета простоев 12 мес, а общее календарное вре-
мя его проходки равно 15 мес.
Решение. Среднемесячная календарная скорость проходки
ствола равна 1000/12 = 83,3 м/мес, а календарная скорость
1000/15 = 66,6 м/мес.
Пример 1.10. Рассчитать календарное время сооружения
ствола глубиной 800 м без учета подготовительного периода,
проходимого со среднемесячной технической скоростью 60
м/мес, если известно, что глубина технологического отхода рав-
на 60 м, скорость проходки его 20 м/мес, время монтажа про-
ходческого оборудования и его наладки - 1 мес, объем сопря-
гающихся со стволом выработок - 400 м3, скорость проходки
сопряжений - 200 м3/мес, скорость армирования ствола 150
67
м/мес, время подготовительных работ к рассечке и армирова-
нию по 10 дней.
Решение. Продолжительность проходки технологического
отхода и монтажа проходческого оборудования to = 60/20 + 1 =
4 мес. Тогда календарное время строительства ствола
Тс = 4 + (800 - 60)/60 + 0,33 + 400/200+0,33 + 800/150 = 24,4 мес.
Задачи для решения.
Задача 1. Рассчитать среднемесячную техническую скорость
проходки ствола и сравнить ее с нормативной скоростью, если
за прошедший месяц было пройдено 60 м ствола. В месяце было
26 рабочих дней, а отработано 25 рабочих дней.
Задача 2. Рассчитать среднемесячную календарную и кален-
дарную скорости проходки ствола глубиной 700 м, если его
проходили без учета простоев 10 мес., а общее календарное
время его проходки равно 12 мес. В месяце было 26 рабочих
дней, а фактически отработано 23 рабочих дня.
Задача 3. Рассчитать среднемесячную календарную и кален-
дарную скорости проходки: 1) ствола глубиной 700 м, если его
проходили без учета простоев 10 мес., а общее календарное
время его проходки равно 12 мес; 2) ствола глубиной 600 м, ес-
ли его проходили без учета простоев 8 мес, а общее время его
проходки равно 10 мес.
Задача 4. Рассчитать календарное время строительства ство-
ла глубиной 1000 м, проходимого со среднемесячной техниче-
ской скоростью 60 м/мес с учетом подготовительного периода
за 6 мес, если известно, что глубина технологического отхода
равна 30 м, который проходили со скоростью 15 м/мес, время
монтажа проходческого оборудования 1 мес, объем сопрягаю-
щихся со стволом выработок 300 м3, скорость проходки сопря-
жений 150 м/мес. Скорость армирования ствола 200 м/мес, про-
должительность подготовительных работ к рассчеке и армиро-
ванию составляет 15 дней.
Задача 5.. При строительстве шахты “Комсомолец Донбасса”
клетевой ствол глубиной 657 м с приствольными камерами в
объеме 2620 м3 в свету был пройден со среднемесячной техни-
ческой скоростью 74,7 м/мес и по камерам 405,3 м3/мес. Скипо-
вой ствол глубиной 633 м с приствольными камерами в объеме
3490 м3 в свету пройден при среднемесячной скорости по ство-
68
лу 101,8 м и по камерам - 412 м3. Среднемесячная скорость ар-
мирования клетевого ствола 90 м/мес, а скипового - 42 м/мес.
Технические отходы в каждом стволе глубиной 40 м сооружали
с учетом монтажа проходческого оборудования - по 3 мес каж-
дый, продолжительность подготовительных работ к проходке
приствольных камер и к армированию принять по 1 мес в каж-
дом стволе. Рассчитать календарное время проходки этих ство-
лов.
Определение сметной стоимости строительства ствола.
Стоимость проходки и крепления 1 м3 (1 м) ствола, сопряжения
или другой примыкающей выработки можно определить по
элементам затрат или по единым районным единичным расцен-
кам и графикам, приведенным в СНиП 1V-5-82.
Стоимость соответственно 1 м и 1 м3 ствола (руб.) по элемен-
там затрат:
- заработной плате рабочих
_ _ Halbl , ~ Ycijbj
'-'З.л , ^З.п ~ е .
/г) SCBlx\ .
- материалам
к^М^ _k3LMizi
~ ". <-м ~ ~ё ",
/т] ScbIt] .
> 5
- энергии
с =РЕИ2 с, _ рги;
/т] , SCB /11. w. = э. t k'i k'21 (iig);
- амортизационным отчислениям
„ _ E A, tj _ E A, tj
'~'OM , ,
/ T] SCB I n
J 9
где a; - тарифная ставка по каждому нормируемому процессу
проходческого цикла, руб./чел.-смену; Ь; - затраты на каждый
нормируемый процесс в течение проходческого цикла, чел.-
смен; Mj - объем расходуемых в забое материалов с учетом
полного или частичного переноса стоимости в каждом проход-
ческом цикле (взрывчатые вещества, крепежные материалы,
рельсы, шпалы, балласт и др.); Zj - цена единицы объема расхо-
69
дуемых в забое материалов в зависимости от их сортности, руб.;
кз - коэффициент неучтенных (малоценных) материалов; р - це-
на 3,6 МДж электроэнергии или 1 м3 сжатого воздуха, руб.;
Wj - затраты электроэнергии или расход сжатого воздуха каж-
дой забойной машиной за время ее работы в одном проходче-
ском цикле, 3,6 МДж или м3 3j- мощность машины или расход
сжатого воздуха каждым потребителем, установленным в забое,
кВт или м3/ч; tj - время работы каждого потребителя энергии в
течение проходческого цикла, ч; k'j , k'2 - коэффициенты ис-
пользования машины по мощности и во времени; т]д - КПД
электродвигателя (0,9), пневмодвигателя (0,5); А; - сумма амор-
тизационных отчислений по каждой машине, используемой в
забое выработки, учитывающая стоимость машины, затраты на
транспортирование от машинопрокатной базы до стройки и об-
ратно, монтаж и демонтаж, затраты на учитываемые виды ре-
монтов и материалы, необходимые для обслуживания машин,
руб./ч.
Затраты на энергию и амортизационные отчисления могут
быть учтены одним показателем - стоимостью эксплуатации
забойных машин:
kYB,tt , _ kYBiti
'v /п 'v SCBl^
5 5
где: Bj - полная стоимость эксплуатации забойной машины в
течение 1 ч, руб.
Стоимость 1 м или 1 м3 ствола (руб.) по прямым нормируе-
мым (забойным) затратам при однородных условиях
С = Сэ + См + Сэм или С'= С'э + С'м + С'эм -
Стоимость проведения ствола по породам различной крепо-
сти в связи с изменением норм времени и нормативов опреде-
ляют как сумму стоимостей по каждой породе в отдельности
п п
C = ^C‘h‘ C' = HCihi
*=| ;
где: Ci, с\ - стоимость 1 м или 1 м3 выработки на участках с
различными коэффициентами крепости пород, руб.; h’, - участ-
70
ки ствола по глубине, на которых следует учитывать соответст-
вующие стоимости, м или м3.
Средняя стоимость проведения 1 м ствола
_ с,й] + с2Л2 +... + cnhn
^ср —-----------—-------
Л] + Л2 +... + hn
Полная сметная стоимость 1 м или 1 м3 ствола
Сс Сср kog к„ кпл , С с ССр kog кн кпл / SCB,
где: коб , кн , кпл - соответственно коэффициенты общешахтных
расходов (услуг вспомогательных цехов), накладных расходов,
плановых накоплений (kH = 1,268; кпл = 1,08).
Коэффициент общешахтных расходов
^ = (1 +q/100),
где q = 90 — 120% - процент общешахтных расходов к прямым
нормируемым.
Для определения стоимости проходки и крепления по еди-
ным районным единичным расценкам пользуются сборником №
35 ЕРЕР. Вначале определяют по этому сборнику территориаль-
ный район и соответствующий ему процент общешахтных рас-
ходов, затем рассчитывают объемы работ отдельно на проходку
ствола по породе и отдельно по возведению крепи. Далее нахо-
дят соответствующие расценки на эти работы. Расчеты сводят в
таблицу.
При повышении скорости сооружения ствола стоимость ра-
бот снижается. Коэффициент снижения стоимости сооружения
ствола в зависимости от увеличения скорости можно установить
по формуле
К = А + ВТнорм / Тфакт,
где: А = 0,6 - коэффициент, учитывающий удельное значение
пропорциональных затрат в стоимости сооружения ствола; В =
0,4 - коэффициент, учитывающий удельное значение условно-
постоянных затрат; Т1|орм - нормативная месячная скорость со-
оружения ствола, м; Тфакт = фактическая месячная скорость со-
оружения ствола, м.
Пример 1.10. Определить полную сметную стоимость про-
ходки и крепления 1 м ствола диаметром в свету 6 м, если ствол
71
проходят по породам с f =12-13. Забойные затраты определить
по графику СНиПа IV-5-82 (рис. 1.6)
Решение. Пользуясь графиком (см. рис. 1.4) средние забой-
ные затраты на проходку и крепление ствола диаметром в свету
ф = 6 м, проходимого по породам с f =12-13, равны 265 руб./м.
Тогда приняв процент общешахтных расходов 90 %, наклад-
ных - 26,8 %, плановых накоплений - 8 %, полная сметная
стоимость 1 м строительства ствола определится по формуле
Сс = Ссркоб к„ кпл= 265 1,9 • 1,268 • 1,08 = 689,5 руб/м.
Рис. 1.6. Стоимость сооружения ствола в зависимости от диаметра ствола и
коэффициента крепости пород
Пример 1.11. Определить сметную стоимость проходки и
крепления протяженной части (без устья) вертикального ствола
диаметром в свету 5 м и глубиной 435 м, закрепленного моно-
литным бетоном класса В16, толщина крепи 350 мм, площадь
сечения в проходке 25,5 м2. Устье ствола имеет глубину 12 м.
Ствол ниже устья пересекает породы с /=5 и мощностью 34,5 м;
мощностью 103,5 м с /=9-20; мощностью 37,5 м; с / = 5; мощ-
ностью 112,5 м; с / = 9, мощностью: 16, 20; 33,75 м;
72
f = 5; мощностью 101,25 м; с / = 9, мощностью 16,20м. Расчет
произвести по единичным расценкам, территориальный район 6.
Общешахтные расходы - 45 %.
Решение. Расчет прямых нормируемых затрат (забойных за-
трат) ведем в ценах и нормах введенных 01.01.84 г. по сборнику
№35 ЕРЕР. Расчеты сводим в таблицу 1.33.
Пример 1.12. При скорости сооружения ствола 54 м/мес.
принятая по смете стоимость 1 м ствола равнялась 2112 руб.,
фактически сооружение ствола проводили со скоростью 220
м/мес. Определить коэффициент снижения стоимости сооруже-
ния ствола.
Решение. Коэффициент снижения стоимости сооружения
ствола определяется по формуле к = А + В Тн/Тф, к = 0,6 + 0,4 х
54/220 = 0,61, т.е. на 61 % снижает стоимость сооружения ство-
ла.
Таблица 1.33
Обоснова- ние приня- той расцен- ки Наименование работ и затрат Ед. изм. Коли- чество Сметная стои- мость, руб.
единицы общая
1. Проходка ствола при глубине до 150 м - 34,5 м, при коэффициенте кре- пости пород 5, толщине крепи 350 мм, бетон В15
35-9 Проходка по породе Mj 776 7,56 5866
35-1964-1 Возведение крепи из бетона при секцион- ной опалубке м5 100 48,33 4833
При коэффициенте крепости пород 9, 16 и 20 - 103,5 м
35-10 Проходка по породе Mj 2329 9,3 21657
35-1967-1 Возведение крепи из бетона м’ 300 49,13 14739
11. Проходка ствола при глубине 150-300 м - 35,7 м При коэффициенте пород 5
35-9 Проходка по породе Mj 956 7,56 7227
35-1964-1 Возведение крепи из бетона (48,33x1,01) Mj 221 48,81 10787
При коэффициенте крепости пород 9, 16, 20 - 112,5 м
35-10 Проходка по породе Mj 2869 9,3 26682
35-1967-1 Возведение крепи из бетона (49,13x1,01) Mj 664 49,62 32948
111. Проходка ствола при глубине 300-500 м При коэффициенте крепости пород 5-33,75 м
35-9 Проходка по породе м3 861 7,56 650
73
Продолжение таблицы 1.33
35-1964-1 Возведение крепи из бетона (48,33x1,02) й3 199 49,30 9,81
При коэффициенте крепости пород 9, 16, 20- 101,25 м
35-10 Проходка по породе м3 2582 9,3 24011
35-1967-1 Возведение крепи из бетона (49,13x1,02) и3 597 50,11 29916
Итого прямых затрат 144983 В ценах 1989 г.
74
2. СТРОИТЕЛЬСТВО ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ
И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТОК
Общие сведения
Под условиями строительства понимается совокупность гор-
ногеологических (прочность, абразивность, газовость, водопри-
ток и др.) и горнотехнических (площадь поперечного сечения,
протяжённость, угол наклона, вид крепи, коэффициент присечки
пород, скорость проведения выработки и др.) факторов, которые
определяют выбор способов и проходческого оборудования для
проведения выработки.
Буровзрывная или комбайновая технологии проведения вы-
работки, сплошная или уступная формы забоя, последователь-
ность выемки полезного ископаемого и породы в выработке со
смешанным забоем должны обеспечить достижение расчётных
технико-экономических показателей. Эффективными областями
применения проходческих комбайнов избирательного действия,
в сравнении с буровзрывной технологией проведения вырабо-
ток, по критерию «приведённые затраты» являются для комбай-
нов лёгкого типа (4ПУ, ПК-ЗР, ГПКС) - скорость проведения
более 170 м/мес. При протяжённости выработки более 150 м;
для комбайнов среднего типа (4ПП-2, 4ПП-2м, ГПК-2) - ско-
рость более 230 м/мес. При длине выработки более 200 м. По-
процессные модели проведения горных выработок позволяют
обосновать рациональную технологию [11].
Уступная форма забоя (вертикальная, горизонтальная) харак-
терна для выработок большого поперечного сечения, а также
проводимых с раздельной выемкой полезного ископаемого и
породы. Проведение выработки с раздельной выемкой угля и
породы целесообразно при коэффициенте подрывки породы ме-
нее 0,8. При углах залегания угольного пласта до 12° рекомен-
дуется применять подрывку почвы пласта; 12-25° - вид подрыв-
ки не имеет значения; 25-50° - подрывку кровли и почвы пласта;
более 50° - подрывку почвы пласта.
Скорость проведения выработки и режим работы проходче-
ского забоя (продолжительность смены, количество проходче-
ских смен и рабочих дней в месяц) определяют продолжитель-
ность проходческого цикла и их количество в сутки, величину
заходки.
75
2.1. Выбор проходческого оборудования
для проведения горных выработок
Методические указания
Задача выбора комплекта проходческого оборудования
включает три этапа:
• отбор проходческих машин, технические характеристики ко-
торых наиболее соответствуют условиям проведения выработ-
ки;
• формирование альтернативных (конкурирующих) комплектов
проходческого оборудования;
• выбор рационального комплекта оборудования.
На первом этапе для каждой операции проходческого цикла
выбираются средства механизации бурения шпуров (табл.2.1),
погрузки породы (табл.2.2), возведения крепи (табл.2.3) [18, 37].
Таблица 2.1
Показатели Усло- вия прове- дения Средства механиза- ции
- , . ...
Пределы применения по: площади поперечного сечения, м2 высота х ширина, м Зона параллельного бурения шпуров: высота х ширина, м Угол наклона выработки, градусы Коэффициент крепости пород Максимальная глубина бурения шпуров, м Количество буровых машин Тип ходовой части: гусеничная, колёсно-рельсовая Колея рельсового пути, мм Вид используемой энергии: электрическая, пневматическая Техническая производительность бурения, шпм/ч
Для механизации бурения шпуров рекомендуется в породах с
крепостью f < 4 применять ручные электросверла; f < 10 - ко-
лонковые сверла; f > 5 - ручные и колонковые перфораторы; f <
8 - бурильные установки вращательного бурения; f < 14 и f < 18
- установки соответственно вращательно-ударного и ударно-
вращательного бурения с электроприводом; f < 20 - бурильные
76
установки ударно-поворотного бурения с пневматическим при-
водом.
Таблица 2.2
Показатели Условия прове- дения Средства механизации
Пределы применения по: площади поперечного сечения, м2 высота х ширина, м Угол наклона выработки, градус Коэффициент крепости горных пород Высота разгрузки, м Фронт погрузки, м Максимальный размер погружаемых кусков породы, мм Допустимое удельное давление на почву выработки, МПа Количество погрузочных машин Тип ходовой части: колёсно-рельсовая, гусеничная Колея рельсового пути, мм Вид используемой энергии: электрическая, пневматическая Техническая производительность, м3/ч
Таблица 2.3
Показатели Условия прове- дения Средства механизации
Пределы применения: по площади поперечного сечения, м2 высота х ширина, м Угол наклона выработки, градус Грузоподъёмность, кН Максимальная высота подъёма, м Максимальная дальность подачи смеси по горизонтали х вертикали, м Тип ходовой части: колёсно-рельсовая, гусеничная Колея рельсового пути, мм Вид используемой энергии: электрическая, пневматическая Техническая производительность
77
Количество буровых средств принимается из расчёта один
перфоратор или электросверло - не менее чем на 2 м2 площади
забоя выработки и на каждые три рабочие буровые машины -
одну резервную; одну бурильную установку - не менее чем на
9 м2 площади забоя [34]. Целесообразность использования
большего количества средств бурения определяется скоростью
проведения выработки.
Количество погрузочных машин определяется возможностью
их размещения в сечении выработки из расчета одна машина
при площади поперечного сечения выработки до 14 м2, при боль-
шей площади - две [34]. Соотношение между шириной выработ-
ки по почве и фронтом погрузки для погрузочных машин на
рельсовом ходу принимается не более 1,2. Погрузочно-
транспортные машины и самоходные вагоны выбираются по
рекомендациям СНиПа [34].
Составляются альтернативные схемы призабойного транс-
порта (табл.2.4). При проведении выработок протяженностью до
500 м с углом наклона до 30° применяется одноконцевая канат-
ная откатка и вагонетках, свыше 30° - в скипах вместимостью 4-
6 м3. Двухконцевая откатка эффективна при наличии двух по-
грузочных машин в выработке протяженностью свыше 500 м и
обмен вагонеток производится на приемной площадке уклона
или вблизи забоя с помощью одной замкнутой или двух тупико-
вых разминовок. В последней схеме применяется дополнитель-
ная маневровая лебедка.
Практика проведения выработок показывает, что удельные
продолжительности процессов по отношению к продолжитель-
ности проходческого цикла составляют (проценты):
Процесс Угольные шахты Рудники
Бурение шпуров 30-50 25-30
Заряжание и взрывание 15-20 10-15
Уборка породы 15-35 35-40
Крепление 20-50 10-30
Вспомогательные работы 5-10
При заданной продолжительности i-ro процесса t , = Тц р ,
эксплуатационная производительность средства механизации
должна быть
> м*
” N„ Тц Pi
78
Таблица 2.4
Вспомогательный транспорт _ призабои- по выработке г г ныи монорельсовая дорога, что при эксплуатации выработки монорельсовая дорога, г самоходный что при эксплуатации r J вагон выработки рельсовый рельсовый рельсовый напочвенная дорога рельсовый
Транспорт горной массы призабойный скребковый конвейер, перегружатель самоходный вагон скребковый конвейер, перегружатель рельсовый, путевые обменные устройства рельсовый, путевые обменные устройства перегружатель рельсовый, тупиковая разминовка
по выработке конвейер, что при эксплуата- ции выработки конвейер, что при эксплуата- ции выработки конвейер, что при эксплуата- ции выработки электровозная откатка электровозная откатка - ... . .. ленточный телескопический проходческий конвейер концевая откатка
Оборудование при эксплуатации выработки ленточный конвейер и монорельсовый транспорт ленточный конвейер и рельсовый путь рельсовый транспорт
79
Продолжение таблицы 2.4
Вспомогательный транспорт призабойный рельсовый самоходный вагон монорельсовая дорога, что при экс- плуатации выработки рельсовый, тупиковая разминовка рельсовый монорельсовая или напочвенная дорога самоходный вагон рельсовый монорельсовая или напочвенная дорога рельсовый
по выработке
Транспорт горной массы призабойный рельсовый, путевые пбмрнные гстпойства самоходный вагон перегружатель рельсовый, тупиковая разминовка перегружатель рельсовый, путевые обменные устройства скребковый конвейер скребковый конвейер
по выработке электровозная откатка самоходный вагон ленточный телескопический проходческий конвейер концевая откатка ленточный телескопический проходческий конвейер электровозная откатка
Оборудование при эксплуатации выработки Л сс С с Q. С С 5: С дорога напочвенная дорога не оборудуется транспортом
80
где WMj - месячный объём работ i-ro процесса; Ыц - количество
рядами, параллельными плоскости обнажения. Первый ряд про-
ходческих циклов в месяц; р; - удельная продолжительность i-ro
процесса.
При требуемой эксплуатационной производительности проход-
ческих машин гарантируется выполнение процессов проходче-
ского цикла в заданный срок. Расчётная эксплуатационная про-
изводительность оборудования определяется известными мето-
дами [2, 33, 37, 47]. Из перечня оборудования (см. табл. 2.1-2.3)
отбираются средства механизации, расчётные эксплуатацион-
ные производительности которых близки требуемым парамет-
рам.
Информация о проходческом оборудовании сосредотачива-
ется в табл.2.5, где перебором проходческих машин формиру-
ются комплекты проходческого оборудования Матрица облег-
чает процедуру формирования комплектов оборудования, по-
зволяет контролировать количество возможных сочетаний про-
ходческих машин. Известные комплекты проходческого обору-
дования также могут рассматриваться как альтернативные.
Таблица 2..5
Комплекты проходческого оборудования Средства бурения шпуров Средства по- грузки 1 породы Схема призабойного транспорта Средства возведения крепи Средства механизации вспомогательных работ
БУЭ-1 БУР-2 ППН-1 В1 -з,з; наклад- ной КПМ-8 ДКН-2
БУР-2; ППН-1; ВГ-3,3; КПМ-8; ДКН-2; накладной съезд
БУЭ-1; ППН-1; ВГ-3,3; накладной съезд. +
БУЭ-1; ППН-1; ВГ-3,3; КПМ-8; накладной съезд. +
81
Оценка комплектов оборудования начинается с построения
схемы наиболее неблагоприятного их взаимного расположения
в выработке (построение «контрольного габарита») с учётом
габаритов размещаемых в выработке путевых обменных уст-
ройств, маневровых лебедок, мест складирования материалов и
стоянок проходческого и транспортного оборудования.
Технологическая совместимость оборудования в комплекте
оценивается общей областью их применения по параметрам:
крепость пород, площадь поперечного сечения и угол наклона
выработки, тип ходовой части и вид используемой энергии,
возможность и протяжённость маневров в призабойной зоне,
производительность проходческих машин.
Рациональный комплект оборудования выбирается на основе
принятых для данного конкретного случая критериев: макси-
мальная скорость проведения и производительность труда, ми-
нимум приведённых затрат и др. [2, 41].
Коэффициент готовности проходческой машины характери-
зует надёжность и оценивает вероятность её работоспособного
состояния
= 1°
kri to + t
(2.1)
где t0 - средняя продолжительность работы машины между дву-
мя последовательными отказами (наработка на отказ); tB - сред-
нее время устранения одного отказа (время восстановления).
Модели t0; tB; к„ приведены в табл.2.6. Проходческие маши-
ны объединяются в комплект оборудования наложением на них
последовательных и параллельных технологических связей.
Последовательная технологическая связь предусматривает по-
следовательную во времени работу проходческих машин и па-
раллельная - одновременную работу. В структурных моделях
надёжности они обозначаются символами —> и | |.
Для расчета коэффициента готовности комплекта оборудова-
ния составляется структурная модель надежности. Например,
комплекту оборудования, состоящему из бурильной установки
(Б), погрузочной машины (П), перегружателя (П*), вагонеток
(В), электровоза (Э), соответствует модель
Б—>П | | П* | | В | | Э .
Коэффициент готовности N проходческих машин, состав
ляющих последовательную технологическую цепочку равен
N
где к„ - коэффициент готовности i-й проходческой машины.
Если проходческие машины, механизирующие определённую
операцию проходческого цикла, составляют две параллельные
технологические цепочки, то коэффициент готовности равен
Kr(||)=l-n(l-krj) , (2.2)
где k rj - коэффициент готовности оборудования, составляюще-
го j-ю технологическую цепочку.
Таблица 2.6
Проход- ческое оборудо- вание Область примене- ния Наработка на отказ, l0 Время восстановле- ния, te Коэффи- циент готовно- сти, kzi
Бурильные установки
ЭБГП-1 4<f< 10 -1,707 + 83,485 / f - 0,162 + 0,177f формула (2.1)
КБМ-3 4 < f <10 1,216 + 37,423 / f 0,133-0,14f -//-
БКГ-2М 4<f< 12 0,207 + 36,083 / f 0,39 + 0,181f -//-
БУ-2 4 < f <12 0,088 + 18,905 / f -0,05+ 0,1 Ilf -//-
БУР-2 4<f < 12 1,183 + 7,467/f 0,315 + 0,058f -//-
СБУ-2М 4<f< 12 0,354+ 11,721 If 0,055 + 0,075f -И-
Погрузочные средства
ППМ-4э 4<f< 10 1,938 + 7,525 / f 0,7 + 0,If 0,912- -0,03 If
1ППН-5э ППМ-4М 4<f< 12 2,0 + 8,076 / f 0,66 - 0,06f формула (2.1)
1ППН-5П ППМ-5М 4<f< 12 - - 0,869- -0,017f
ШНБ-2 2<f<8 2,345 + 11,077/f 0,857 + 0,427f 0,959- - 0,069f
2ПНБ-2 4<f< 10 0,01+ 20,084 / f - 0,118 + 0,262f 1,103- - 0,066f
82
83
Продолжение табл. 2.6
мпк-з - 18,6 0,56 0,971
ППБ-1 - - - 0,935
Транспортные средства
Перегружатели ПШ1-1, УПЛ-2 М - 14,5 0,8 0,948
Ленточный конвейер 1ЛТ-80 - - - 0,950
Скребковый конвейер СР-70М f <6 2,35 0,94 0,714
Электровозы: 8 АРП-900 13 АРП-900 - 5,0 7,77 0,38 0,42 0,929 0,949
Самоходный вагон 5ВС15 f <6 - - 0,868
Примечание: - коэффициенты готовности ручных средств бурения, ваго-
неток принимаются равными единице.
Например, две параллельные погрузочно-транспортные ли-
нии
{ П | | П*| | В | | Э } | |{ П | | П*| I В | | Э}
или две одновременно работающие бурильные установки
{Б | | Б}.
Комплект оборудования с большим коэффициентом готовности
(с большей надёжностью) предпочтителен.
Комплексной оценкой можно считать коэффициент эффек-
тивности комплекта проходческого оборудования:
V2 П1 С1 Кг2
Vi Иг Сг Кп
где О], t>2 - скорости проведения выработки комплектами обо-
рудования №1 и №2, м/мес.; П], п2 - количественный составы
проходческих бригад, обслуживающих комплекты №1 и №2; С]
и С2 - стоимость комплектов №1 и №2, руб. [29].
При Кэ < 1 комплект оборудования №1 предпочтительнее ком-
плекта №2 и наоборот.
84
Численность проходческого звена определяется расстановкой
проходчиков по рабочим местам с учетом следующих рекомен-
даций: крепление выработки вручную крепью типа КПМ - 3 м2
площади забоя на человека; бурение ручными сверлами и пер-
фораторами - 2,5 м2 площади поперечного сечения на сверло и 3
чел. на 2 сверла; бурение колонковыми сверлами 3,5 м2 на свер-
ло и 3 чел. на 2 сверла; бурильными установками 6-9 м2 площа-
ди забоя на бурильную головку; погрузка горной массы: вруч-
ную - 2 м2 на человека, погрузочными машинами без перегру-
жателя - 3-4 человека и с перегружателем - 4-5 человек; настил-
ка одноколейного рельсового пути 2 м на человека, двухколей-
ного -1,2 м на человека.
Пример 2.1. При проведении выработки шпуров бурятся бу-
рильными установками БУР-2 (2 единицы) или СБУ-2М (2 еди-
ницы). Погрузка породы - погрузочными машинами ШНБ-2
или 2ПНБ-2. Транспортирование породы в вагонетках ВГ-3,3
электровозом 8АРП. Крепь ГТК возводится тюбингоукладчиком
ТУ-2. По критерию надёжности выбрать рациональный ком-
плект проходческого оборудования.
Решение. Сформируем комплекты проходческого оборудо-
вания (табл. 2.7) и составим их структурную модель надёжности
{ БИБ } => { ПИВИ Э} =^Т,
где Б - бурильная установка; П - погрузочная машина; В - ва-
гонетки; Э - электровоз; Т - тюбингоукладчик.
Таблица 2.7
№ № Комплекты оборудования БУР-2 СБУ-2М ШНБ-2 2ПНБ-2 Средства транспорта Средства возведения крепи
1 БУР-2 (2шт.); ШНБ-2; ГУ-2; ВГ-3,3; 8АРП + + ВГ-3,3; 8АРП ТУ-2
2 БУР-2 (2шт.); 2ПНБ-2; ТУ-2; ВГ-3,3; 8АРП
3 СБУ-2М(2шт.); ШНБ-2; ТУ-2; ВГ-3,3; 8АРП +
4 СБУ-2М(2 шт.); 2ПНБ-2; ТУ-2; ВГ-3,3; 8АРП +
Коэффициент готовности бурильной установки БУР-2 опре-
деляем по формуле (2.1) (см. табл. 2.6):
85
to = 1.183 + 7.467 / 6 = 2.428 ч; tB = 0,315 + 0,058 • 6 = 0,663 ч;
kr = 2,428 I (2,428 +X),663) = 0,786.
Тоже для СБУ-2М:
t0 = 0,354 + 11,721/6 = 2,308 ч; tB= 0,055 + 0,075 • 6 =0,505 ч;
kr = 2,308 / (2,308 + 0,505) = 0,820.
По формуле (2.2) коэффициенты готовности двух одновре-
менно работающих бурильных установок равны
БУР-2 kr = 1 — ( 1 — 0,786 )2 = 0,954;
СБУ-2М kr = 1 - ( 1 - 0,802 )2 = 0,961.
Коэффициенты готовности погрузочно-транспортных линий:
1ПНБ-2; ВГ-3,3; 8АРП кг = 0,545 • 0,93 = 0,507;
2ПНБ-2; ВГ-3,3; 8АРП кг = 0,707 0,93 = 0,657 ,
здесь коэффициенты готовности приняты равными: вагонетки
ВГ-3,3 - 1,0; 1 ПНБ-2 и 2ПНБ-2 соответственно 0,545 и 0,707 (см.
табл. 2.6).
Учесть надёжность работы тюбингоукладчика ТУ-2 не пред-
ставляется возможным из-за отсутствия моделей характеристик
надёжности. Так как ТУ-2 присутствует во всех комплектах
проходческого оборудования, то при сравнительной оценке
комплектов надёжность ТУ-2, как и 8АРП, ВГ-3,3 можно не
учитывать.
Определим коэффициенты готовности комплектов проходче-
ского оборудования (см. табл. 2.7):
комплект №1 к и = 0,954 • 0,507 = 0,484;
комплект №2 к гг = 0,954 • 0,657 = 0,627;
комплект №3 к Гз - 0,961 0,507 = 0,487;
комплект №4 кгд = 0,961- 0,657 = 0,631.
Наиболее надёжны комплекты №2 и №4. Количество про-
ходчиков, обслуживающих оборудование одинаково и при за-
данной скорости проведения выработок v>]=u2 коэффициент эф-
фективности оборудования
К э = к Г4 С2 / к Г2 С4 = 0,631 (10,9) / 0,627 (11,4) = 0,986,
где С2; С4 - стоимости соответственно БУР-2 и СБУ-2М [29],
Комплекты 2 и 4 практически равноценны, но более предпочти-
телен комплект оборудования №2.
Задачи для решения (табл. 2.8). Выбрать рациональные
комплекты проходческого оборудования.
86
Таблица 2.8
Номер задачи 10 8J 8,7 набрызгбетон 1 юо 1 о 0,42 0,28 о СЧ оЛ 5125 2106 1 750 м2 (37,5 м3)
Os О т 1 00 О 0,53 0,16 0,14 8678 СЧ ич 1155 м2 (98,2 м3)
оо КО 22 10,7 0£1 Os ОО гч o' о” 0,22 6211,1 3005 1 1131 м2 (56,5 м3)
г- ТГ Г- 20,6 тюбинги ГТК 1 1 ОО 0,20 0,39 13490 7398 I 228 арка
ко оо 9EI S‘6 0,20 0,15 [ 0,35 ГЧ о 10729 5884 I 181 арка
тГ ко 22,6 КМП-АЗ, ж.-б. затяжка | 150 | 120 о 00 0,19 0,33 0,39 0,34 11834 10759 7125 1 5696 I 300 230 рам рам
со О оо о" 0,34 О 8678 4746 I ° § сч сх
гч •е т 20,0 монолитный бетон 9,5 0,20 | 0,25 о VS О ОО о о 5250 1 770 м3
г—< ОО а К£ 8,4 О OS О 1 0,20 'ГГ о 3600 1733 145,8 м3
Условия задачи 1 Коэффициент крепости пород & 2 а с. с С с Й а с с. С С 1-1 £ г С | 1 pivn к и HV11VJ/V 111V> V V-W IV11I1Z1 выработки в свету/вчерне, м2 Крепь I Скорость проведения, м/мес. Продолжительность проходиеского цикла, ч Удельная продолжительность: бурения шпуров уборки породы крепления Месячный объём работ: бурение шпуров, шпм уборка породы, м3 крепление
Примечания: 1. Объём работ по креплению набрызгбетоном дан без учёта потерь от отскока; 2. Тип крепи: КПМ-АЗ - крепь по-
датливая, металлическая, арочная, трёхзвенная; ГТК - гладкостенная тюбинговая крепь.
87
2.2. Буровзрывные работы при проведении
выработок по однородным породам
Методические указания
При выборе взрывчатого вещества (ВВ) руководствуются
требованиями безопасного производства работ [12, 24]. В усло-
виях. Наиболее распространены колонковые сплошные и рас-
средоточенные конструкции заряда ВВ. Обратное инициирова-
ние заряда повышает коэффициент использования шпуров на 8-
15% и качество дробления породы, уменьшает её разброс по
выработке.
Длина забойки и заряда ВВ в шпурах оценивается коэффици-
ентом заряжания (заполнения) шпуров
а = £ 3 / £ ш>
где £3- длина заряда ВВ; £ш- длина шпура.
Величины коэффициента заряжания шпуров в шахтах, опас-
ных и неопасных по газу и пыли, приведены соответственно в
табл. 2.9, 2.10.
Таблица 2.9
Диаметр патрона ВВ, мм Коэффициент крепости породы
3- 9 более 9
24; 28 0,35 - 0,75 0,75 - 0,85
32; 36 0,30- 0,60 0,60- 0,85
40 0,30 - 0,50 0,50 - 0,75
Таблица?. 10
Работоспо- собность ВВ, см3 Коэффициент крепости породы
до 3 3-6 6- 10 более 10
200-300 0,42- 0,48 0,48-0,54 0,54-0,60 0,60 - 0,64
300 - 400 0,38 - 0,44 0,44-0,50 0,50 - 0,56 0,5 - 0,60
400-460 0,36- 0,42 0,42- 0,46 0,46-0,50 0,5-0,54
Минимальная длина забойки шпуров в шахтах, опасных по
газу или пыли, регламентируется [12]: при глубине шпуров 0,6-
1,0 м - не более половины длины шпура; при глубине шпуров
88
более 1 м - не менее 0,5 м; при применении скважин - не менее
1,0 м.
Удельный расход ВВ определяется по таблицам или расчё-
том
q = q0kckoreu , (2.3)
где qo - нормальный удельный расход ВВ, кг/м3; ко - коэффици-
ент, учитывающий опасность забоя выработки по взрыву газа
или пыли; v - коэффициент зажима породы;. еч - коэффициент,
учитывающий относительную плотность и энергию цилиндри-
ческих зарядов ВВ; кс - коэффициент структуры породы
(табл.2.11).
Таблица 2.11
Характеристики породы кс
Монолитные, однородные, вязкие 1,05
Монолитные, однородные 1,0
Средней трещиноватости при проведении выработки вдоль основной системы трещин 0,93
Средней трещиноватости при пересечении при пересе- чении выработкой основной системы трещин 0,85
Трещиноватые при проведении выработки вдоль основ- ной системы трещин 0,87
Трещиноватые при пересечении выработкой основной системы трещин 0,72
Дислоцированные, характеризующиеся наличием (зер- кал скольжения) или прослоек слабых пород или угля мощностью менее 0,3 м, когда массив в основном пред- ставлен прочными породами 0,65
Нормальный удельный расход ВВ, кг/м3
+ (2.4)
40 ^3 V 3 J
Коэффициент, учитывающий степень опасности забоя выра-
ботки по взрыву газа или пыли принимается равным:
Ко=1,08 -если применяются предохранительные ВВ не ниже III
класса и Ко=1,0 - если непредохранительные ВВ и предохрани-
тельные ВВ ниже III класса.
89
Коэффициент зажима породы, характеризующий сопротив-
ление массива отрыву, при одной обнаженной поверхности за-
боя горизонтальной и наклонной выработок рекомендуется оп-
ределять по соответствующим формулам
(2-5)
где £ш - глубина шпуров, м; SB4 - площадь поперечного сечения
выработки вчерне, м , v =1,1-1,4 - при двух обнаженных по-
верхностях (меньшая величина - для больших площадей сече-
ний).
Коэффициент относительной эффективности цилиндриче-
ских зарядов равен
68,87
Сц
(2.6)
где у; 6 - плотность ВВ в патронах (кг/м3) и теплота (энергия)
взрыва ВВ (МДж/кг).
Оптимальная глубина шпуров, которая является важнейшим
организационно-техническим параметром, зависит от большого
количества факторов и, обычно, определяется из условия мини-
мальной стоимости и трудоёмкости проведения выработки, с
учетом напряжённо-деформированного состояния горного мас-
сива, технических и технологических параметров проведения
выработки [37,47, 48].
Исходя из требуемой скорости, заданного режима проведе-
ния выработки и принимаемой продолжительности проходче-
ского цикла глубина шпура определяется из выражения
иТц
ш ,
Пр tp Т)
(2.1)
где и - скорость проведения выработки; Тц- продолжительность
проходческого цикла; Г] - коэффициент использования шпуров
(КИШ); tp - число часов в сутки по проведению выработки; пр -
число рабочих суток в месяце.
Средняя глубина шпуров (£ш) равна сумме длины заряда ВВ
(£3) и длины зоны растягивающих напряжений в центре забоя:
90
(0,2 4-0,3) R пр + е з,
- приведённый радиус выработки. Забои шпу-
(2-8)
где Rnp
ров также не должны выходить за границу максимальных сжи-
мающих напряжений, расположенной на расстоянии (0,4 ^0,6)В
от плоскости забоя. Здесь В - ширина выработки вчерне по поч-
ве.
Глубина заходки обычно принимается кратной расстоянию
между рамами крепи, ширине тюбинга, опалубки и т. п., но не
менее 0,6 м. Глубина шпуров должна соответствовать величине
хода автоподатчика бурильной установки. Длина врубовых
шпуров увеличивается на 10-15% по сравнению со средней дли-
ной шпура.
Количество шпуров равно:
„ 12,7 qSB4
£ М dn ky
где $ - коэффициент заряжания шпуров; р - плотность ВВ в
патронах; dn - диаметр патрона ВВ; ку - коэффициент уплотне-
ния ВВ в шпуре при заряжании; ку = 1,1 - для обычных патро-
нов, ку = 1,2 - для патронов с разрезанной вдоль образующей
оболочкой.
Для разработки водоотводной канавки взрывным способом
расчётное количество шпуров увеличивается на 1-2 шпура.
Конструкция и параметры вруба определяются прочност-
ными и структурными характеристиками горного массива, воз-
можностями бурового оборудования (табл. 2.12) [37, 41]. При
выборе наклонного вруба необходимо убедиться в возможности
его реализации [37]. Вруб, как правило, размещается в центре
забоя или несколько смещается к почве выработки.
Отбойные шпуры ориентируются перпендикулярно плоско-
сти забоя, реже под углом 75-85°. Устья шпуров размещаются
на контурах подобных очертанию поперечного сечения выра-
ботки. Первый ряд отбойных шпуров отстоит от врубовой по-
лости на расстоянии не более её диаметра или величины наи-
меньшего сопротивления (л. н. с.):
Wort =
32 dn ч
VF
Q
3561
(2-9)
n
91
где n - количество поверхностей обнажения; dn - диаметр па-
трона ВВ, мм; f - коэффициент крепости пород; Q - теплота
(энергия) взрыва ВВ, кДж/кг
Таблица 2.12
Типы врубов Шахтная атмосфера
невзрывоопасная | взрывоопасная
Коэффициент крепости пород
до 9 более 9 до 9 более 9
Клиновые + - + +
Двойные клиновые - + - +
Прямые + - + -
Сложные прямые (ярусные, спиральные, шагающие и др.) - -1- - -
Комбинированные - + - -
Расстояние между отбойными шпурами в ряду определяется
при коэффициенте сближения шпуров 0,8-1,0.
Расположение оконтуривающих шпуров определяется гра-
фически (рис.2.1). Угол скола массива (градусы) на контуре вы-
работки в породах с 1,3 < f < 13 изменяется от 2° до 20°:
Д =-------------!------------ , (2.10)
0,004 f2 - 0,049 f + 0,608
Обычно Р = 2-20°. Значение угла Р увеличивается или уменьша-
ется на 2° соответственно монолитных и трещиноватых поро-
дах.
Возможное приближение оси буровой штанги к крепи со-
ставляет 8 см для бурильных установок БУ-1, БУР-2, СБУ-2М и
12 см для БУЭ-1, БУЭ-2, БУЭ-3, БКГ-2.
Расстояние между оконтуривающими шпурами свода выра-
ботки при - (0,74-0,9) Wot6, между оконтуривающими шпурами
по почве (почвенные шпуры) - (0,64-0,7) Wot6.
При построении схемы расположения шпуров необходимо
учитывать параметры зоны параллельного бурения бурильных
установок и руководствоваться требованиями правил безопас-
ности: в шахтах опасных по газу или пыли минимальное рас-
92
стояние между шпуровыми зарядами 0,45 м в породах с f < 7 и
0,3 м - с f >7.
Средняя величина шпурового заряда равна
= SB4 1ш q
чш N
где N - количество шпуровых зарядов (без учёта шпуров под
водоотводную канавку).
Рис. 2.1. Схема к определению положения оконтуривающих шпу-
ров: 1ш - глубина шпура; к] - КИШ; (3 - угол скола породы; X - отстоя-
ние устья шпура от проектного контура выработки; t, 1отс - толщина и
отставание крепи от забоя; Нш - высота зоны параллельного бурения;
Ьш - отстояние шарнира манипулятора от забоя; m - допустимое при-
ближение оси буровой штанги к крепи выработки; d - максимальное
линейное отклонение фактического контура выработки от проектного
(табл.2.13).
Величина заряда во врубовом шпуре увеличивается на 15-
20%, в оконтуриваклцем шпуре уменьшается на 10-15% или
принимается равным заряду отбойного шпура (средней величи-
не шпурового заряда). Заряд углового почвенного шпура обыч-
но равен заряду отбойного шпура. Шпуровой заряд для устрой-
ства водоотводной канавки определяется с учётом её площади
поперечного сечения. В шахтах, опасных по газу или пыли, рас-
чётные величины зарядов округляются до значения кратного
массе патрона ВВ. Длина заряда ВВ проверяется по минимально
допустимой длине забойки Расчётный расход ВВ на заходку
определяется суммированием масс шпуровых зарядов.
Последовательность взрывания зарядов назначается из усло-
вия перпендикулярности л.н.с. шпурового заряда к большей оси
формируемой полости. Взрывание одной и той же ступенью за-
медления симметричных относительно врубовой полости двух
93
групп зарядов отбойных шпуров (2-4 заряда в группе) улучшает
качество дробления и снижает разброс породы по выработке.
Заряды оконтуривающих шпуров взрывают одновременно, а
при ширине выработки более 4,5 м - сначала заряды в боках,
затем у кровли и почвы выработки. С учётом последовательно-
сти взрывания зарядов выбираются электродетонаторы с необ-
ходимым интервалом замедления. Между взрывами комплектов
врубовых, отбойных и оконтуривающих шпуров интервал за-
медления принимается 25-100 мс (большее значение для креп-
ких пород).
Таблица 2.13
Площадь поперечного сечения выработки 2 вчерне, м Коэффициент крепости пород
до 2 2- 10
до 8 1,05/6 1,1 /11
8-15 1,04/5,5 1,09/11
более 15 1,03 /5,5 1,05/9
Примечание: числитель - значение коэффициента перебора попе-
речного сечения; знаменатель - максимальное линейное отклонение от
проектного контура, см.
Расчёт электровзрывной сети состоит в проверке соот-
ветствия силы постоянного тока, проходящего через электроде-
тонаторы (ЭД), его гарантированному значению. Выбор схемы
соединения ЭД определяется количеством и однородностью их
характеристик. Гарантийный ток при количестве ЭД до 100
штук равен 1,0 А, а при взрывании ЭД до 300 штук - 1,3 А.
Магистральные провода должны иметь площадь сечения не
менее 0,5 мм2, а в опасных условиях - 0,75 мм2. Соединитель-
ные провода, обеспечивающие монтаж взрывной сети, сечением
более 0,2 мм2, а в опасных условиях - более 0,5 мм2.
В шахтах, опасных по газу или пыли, электродетонаторы со-
единяют последовательно при их количестве до 100 штук. В
шахтах, не опасных по газу или пыли, разрешается параллель-
ное соединение электродетонаторов. При последовательном со-
единении ЭД должно выполняться условие
I = U / (т гд+ 1к гк+ 1сгс+ 1м гм) > [1 А], (2.11)
где U - напряжение на зарядном конденсаторе взрывного при-
бора [24]; гд - сопротивление электродетонатора; гк, гс, гм - со-
94
противления 1 м соответственно концевых, соединительных и
магистральных проводов; 1К, 1С, 1м - длины соответственно конце-
вых, соединительных и магистральных проводов.
Организация буровзрывных работ. Основными показателя-
ми эффективности взрыва являются: подвигание забоя за цикл,
удельный расход ВВ, величина разброса и дробимость породы,
КИШ и др.
Допустимое увеличение площади поперечного сечения выра-
ботки вчерне:
^пр Ц SB41
где р. - коэффициент излишка сечения (см. табл. 2.13).
Вероятная длина разброса породы с f = 2-10 в горизонталь-
ной выработке при числе ступеней взрывания:
до 4 Lp = д/о,184f2 1 19,09f -60,63 ;
более 4 LP = 7 0J5f2 + 99,3f-60,63 .
Продолжительность бурения шпуров равна суммарной про-
должительности несовмещаемых частей работ процесса «Буре-
ние шпуров»:
T6 = T6m + W6/P6r + Tnp ,
где Т5пз - продолжительность подготовительно-заключительных
работ; W6 - объём буровых работ; РбТ - техническая производи-
тельность бурильного оборудования; Тпр -продолжительность
простоев буровых средств.
Техническую производительность бурового оборудования
также можно определить по эмпирическим зависимостям. Для
бурильных установок
БУР-2, СБУ-2: Ртб = I О4 (1,49f2 + f + 57)'* , шпм./ч;
БУЭ-2: Рбт = 0,761* - 6,35f +186,8 , шпм./ч.
Эксплуатационная производительность бурового оборудова-
ния рассчитывается как
P63 = W6/T6
или определяется по эмпирическим зависимостям [2, 37,41].
Например, эксплуатационная производительность бурильных
установок, шпм./ч
95
рб = 0,6 p®D - 0,856 асж + 2 £ш + SB4
(2.12)
где Рбт - техническая производительность бурильной установки
при бурении шпуров в породах прочностью дсж - 2 МПа: бу-
рильные установки БУР-2; СБУ-2 - 150 шпм./ч; БУЭ-2; 2ПНБ-
2Б - 170 шпм./ч; ЭБГП - 140 шпм./ч; БКГ-2 - 190 шпм./ч. Об-
ласть применения формулы: осж =204-100 МПа; SCB = 104-30 м2;
£шп =24-2,7 м.
Эксплуатационную производительность бурильных устано-
вок можно рассчитать из зависимости:
Рэ = кРБт , (2.13)
где РБТ- техническая производительность бурильной установки;
k-коэффициент, учитывающий затраты времени на подготови-
тельно-заключительные и вспомогательные работы (табл. 2.14).
Таблица 2.14
Бурильная установка f РБт, шпм /ч к
БУ - 1 4-6 120-90 0,32- 0,42
6-8 84- 60 0,40- 0,57
8-10 60- 48 0,53 - 0,66
10-12 48 - 36 0,58- 0,78
БУР-2, СБУ -2М 4-6 120 - 90 0,36- 0,47
6-8 84 - 60 0,44- 0,62*
8-10 60 - 48 0,58- 0,72
10 - 12 48 - 36 0,64- 0,85
ЭБГ 4-6 120 - 90 0,26- 0,33
6-8 96 -72 0,91 - 0,42
8-10 72 0,31
10-12 48 0,33
Примечание: * - 0,72 для СБУ - 2м
Продолжительность бурения шпуров можно рассчитать по
экономико-математическим моделям трудоёмкости работ [41,
47].
Пример 2.2. Составить паспорт буровзрывных работ для
проведения наклонной выработки с площадью поперечного се-
чения в свету 15,4 м2, вчерне 19,6 м2 по породам средней тре-
щиноватости (4 трещины на 1 м) с пределом прочности на одно-
96
осное сжатие осж = 40-60 МПа. Трещины ориентированы парал-
лельно плоскости забоя. Крепь - монолитный бетон, отставание
возведения крепи от забоя 10 м. Временная крепь - сталеполи-
мерные анкера длиной 1,5 м (4 анкера в кровлю выработки по
сетке 1x1 м). Скорость проведения выработки 70 м/мес. Режим
работы: четыре 6-часовые проходческие смены в сутки, пр = 25
рабочих суток в месяц. Продолжительность проходческого цик-
ла Тц = 24 ч. Категорийность шахты - II.
Решение. С учётом газового режима шахты и прочности
породы применяем предохранительное ВВ АП-5ЖВ в патронах
диаметром dn = 36 мм и массой 300 г, плотностью у = 1,1 г/см3 ,
работоспособностью 330 см3. Колонковая сплошная конструк-
ция заряда, инициирование - прямое, забойка - песчано-
глиняная смесь и гидроампулы.
Определяем глубину шпуров, обеспечивающую заданную
скорость проведения выработки при КИШ = 0,9, по формуле
(2.7):
Из условия напряжённо-деформированного состояния масси-
ва пород впереди забоя выработки
1Ш = (0,4 -0,6)В = (0,4-0,6) -5,95 = 2,38-3,57 м,
здесь В = 5,95 м.
Принимаем к расчёту среднюю глубину шпуров 3,1 м.
q = 0,1 •(-+ = 0,575 кг/м3.
3 V 3
Нормальный удельный расход ВВ по формуле (2.4)
Коэффициент зажима породы для наклонной выработке по
формуле (2.5) равен
’/IT
v = 10 * = 3,29.
W
Коэффициент относительной эффективности цилиндриче-
ских зарядов ВВ по формуле (2.6)
е ц
68,87
V’,1 • 3497
= 1,Н,
4 Зак. 3836
97
здесь в = 3497 кДж [14].
Удельный расход ВВ по формуле (2.3)
q = qokcK, v ец = 0,575 -1,08 -3,29 -1,11 = 1,927 кг/м3,
где кс= 0,85 (см. табл. 2.3); ко= 1,08.
Количество шпуров по формуле (2.8)
N =
12,7 1,927 -19,6
1100 0,49 0,036 2 1,1
= 62,4 = 63 шпура,
здесь £ = 0,49 (см. табл. 2.4); ку= 1,1.
Определяем положение оконтуривающих шпуров (см.
рис.2.1). При d = 90 мм (см. табл. 2.13) и угле скола породы на
контуре выработки
0 =----------------------=------------------------= 11°
0,004 f2 - 0,049f + 0,608 0,004 5 - 0,049 • 5 + 0,608
получим расчётное расстояние устья шпура до проектного кон-
тура выработки X = 40 мм и угол наклона шпура а = 88°. С учё-
том минимального отстояния оси буровой штанги до проектного
контура выработки (120 мм) и возможных неровностей пород-
ной поверхности принимаем X — 200 мм и а = 85°.
Определяем линию наименьшего сопротивления по формуле
(2.9) для врубовых и отбойных шпуров соответственно
32-36 г- /3,497
WBD = —-vH--------------= 756,5 = 757 мм ;
V5 V 3,561
Wot6 = = Ю69,9 = 1070 мм.
V5 V 3,561
Расстояние в ряду между шпурами, оконтуривающих верх-
ний свод и почву выработки, соответственно
аотб = 0,9 = 0,9 -1070 = 963 мм;
апо = (0,6 - 0,7) Wot6 = (0,6 - 0,7) 1070 = (642 - 748) мм.
Расстояние в ряду между отбойными и врубовыми шпурами
соответственно равны
аотб = (0,8 - 1,0) = (0,8 - 1,0) 1070 = (856 - 1070) мм;
авр = (0,8 - 1,0) WBp = (0,8) -757 = 600 мм.
Для рассматриваемых условий наиболее предпочтительно
применение прямого вруба. Составляем схему расположения
шпуров (рис. 2.2), приняв для врубовых шпуров WBp = 750 мм,
авр = 600 мм, пвр = 6 шпуров; отбойных шпуров I ряда WOT6 = 800
мм, аотб = 500 мм, пот6 =11 шпуров; II ряда = 800 мм, аотб =
98
450 мм, потб =16 шпуров; оконтуривающих шпуров верхнего
свода аок = 450 мм, X = 200 мм, пок = 23 шпура; почвенных окон-
туривающих шпуров апок= 700 мм, X" = 200 мм, пп ок = 7 шпуров.
Всего 63 шпура. Под водоотводную канавку дополнительно бу-
рится шпур 64.
Определяем расчётную массу ВВ на заходку
М = q SB41ш = 1,927- 19,6-3,1 = 117,08 = 117 кг. .
Масса заряда отбойного шпур тотб = M/N = 117/63 = 1,8 кг;
масса врубового шпура твр = (1,1 -И,2) тотб = 1,151,8 = 2,07 кг;
масса оконтуривающего шпура
тОк = (0,8 =0,9) тотб = = 0,85-1,8 = 1,53 кг.
Массы зарядов под приямок левого бока выработки и под
водоотводную канавку соответственно равны
тв = 0,2- 0,3 • 1,927 = 0,116 кг; тк = 0,4 -0,7-1,927 = 0,540 кг.
Тогда величины зарядов в шпурах 36,56 и 64 соответственно
равны 1,8 + 0,116 = 1,916 кг; 1,8+ 0,240 = 2,0 кг; 0,54-0,24 = 0,3 кг.
Фактическая масса заряда шпура составит:
Шпуры Масса заряда, кг Число патронов ВВ
Врубовые 1-6 2,1 7
Отбойные 7-33 Оконтуривающие: 1,8 6
35-55, 57-63 1,5 5
34, 56 2,1 7
64 0,3 1
Тогда фактическая масса ВВ на заходку:
М = пвр твр + потб тотб + nOK ток =
= 6- 21 + 27 -1,8 + 28- 1,5 + 2,1 + 2,1 + 0,3 = 107,7 кг.
Определим длину забойки (песчано-глиняная смесь, гидро-
ампула длиной 300 мм) при длине патрона ВВ 270 мм и коэф-
фициенты заряжания шпуров.
Шпуры /, м к3
Врубовые 1-6 3,25-7- 0,27 = 1,36 м 7-0,27/3,25 = 0,58
Отбойные 7-33 3,1-6- 0,27= 1,48 м 6-0,27/3,1=0,52
Оконтуривающие:
35-56, 57-63 3,1-5- 0,27= 1,75 м 5-0,27/3,1=0,44
34, 56 3,1-7- 0,27= 1,21 м 7-0,27/3,1 =0,61
64 3,1-1- 0,27 = 2,83 м 1-0,27/3,1 = 0,09. Коли-
чество гидроампул 64. Объём песчано-глиняной смеси 3,14-
0,0422- (1,18-27+1,06-6+1,45-28+0,91-3+2,53)/ 4 = 0,12 м3. Расчёт
99
электровзрывной сети при последовательном соединении элек-
тродетонаторов, применении взрывного прибора ПИВ-100М,
длине соединительных проводов ВП-0,5 20 м, магистральных
проводов ВП-0,8 300 м:
I = 610/(64-3+2-2-64- 0,093+20 0,093+300-0,037) = 2,87А > [1,0 А].
Паспорт БВР приведены на рис. 2.2.
2.2.1. Особенности буровзрывных работ при
проведении выработок с подрывкой породы
При одновременном взрывании зарядов по углю и породе па-
раметры БВР рассчитываются по методике обычного взрывания
по однородной породе. В соответствующие формулы расчётных
параметров буровзрывных работ вводится усреднённый коэф-
фициент крепости пород и угля
У f,s,
f = ,
S вч
где fi - коэффициент крепости i-ro слоя площадью S„ распола-
гаемый в поперечном сечении выработки.
При раздельной выемке угля и породы расход ВВ и количе-
ство шпуров в угольном забое определяются при условии одной,
а в породном забое - двух обнажённых поверхностей. При мощ-
ности угольного пласта до 0,8 м шпуры располагаются в один
ряд с прямым, прямым ступенчатым или веерным врубами. Рас-
стояние между зарядами - не менее 0,6 м. По породной части
забоя шпуры обычно располагаются равномерно по площади,
рядами, параллельными плоскости обнажения. Первый ряд
шпуров отстоит от поверхности обнажения на расстоянии 0,5 м
по углю и по породе 0,3 м. Глубины шпуров по углю и породе
рассчитываются из условия кратности заходок по углю и поро-
де. Обычно
tn = 2 ,
где ?jn = 0,9-l,0; Tjy = 0,8-0,9 - КИШ соответственно по породе
и углю; £у; t„ - глубины шпуров по углю и породе.
Угольный забой опережает породный не менее чем на 1 м.
В шахтах, опасных по газу и пыли, суммарное время замед-
ления электродетонаторов не должно превышать 135 мс.
Задачи для решения (табл. 2.15).
100
101
Таблица 2.15
о t—< 11,1 1 ная ГТК) О О 60-80 С тГ */"
О\ •—< 14,6 j 1 Гладкостей тюбинговая ( СЧ о 80-100 С
о© 1—< 13,6 1 О 120 50-70 С TJ
tr СЗ г- III 9,9 гч 09 90 1
со V© 15,4. 1 20,9] энолитш бетон о o' 70 70- с Т!
а Си о 1—< 14,2 I 18,2 j 09 40-60
о к ТГ t—1 17,2 1 20,8 ароч- 43 130 -90 С гз 1
СП 111 14,5 L JU J эдатливая ая КМП-. 120 70
сч (—< 12,8 1 15,9 ическая п< грёхзвенн! 2,0 О 09-( 1Г
г— 1 О 1 13,0 Металл ная' 100 тг С
Условия проведения Категорийность шахты Площадь поперечного сечения в свету вчерне, м2 Конструкция крепи Отставание возведения крепи от забоя, м Скорость проведения выработки, м/мес. Прочность пород на одноосное сжатие, МПа Количество трещин на 1 м выработки
102
2.3. Проветривание при проведении выработок
Методические указания
При проведении выработки применяется, в основном, нагне-
тательную схему подачи воздуха к забою. Всасывающая и ком-
бинированная схемы целесообразны при проведении выработок
по силикозоопасным породам и сильном пылеобразовании.
Вентиляторы ВМ-4, ВМ-5, ВМ-6, ВМ-12 используются для
проветривания выработок длиной до 500 м, а при их последова-
тельном соединении более 500 м. Центробежные вентиляторы
ВЦ-7, ВМЦ-8, ВЦ-9 - в выработках протяжённостью до 2000 м
[7, 30, 31]. В особо опасных условиях применяются вентиляторы
типа ВМП и ВКМ.
Наиболее распространены вентиляционные гибкие трубы
диаметром 0,3-1,2 м и длиной звеньев 5, 10 и 20 м. Металличе-
ские и стеклопластиковые трубы диаметром 0,3-1,2 м с длиной
звеньев 3, 3,5, 4 м применяются в протяжённых выработках при
наличии большого метановыделения, запылённости и при про-
ведении выработок по пластам опасным по внезапным выбро-
сам угля и газа [30, 31].
Расчёт проветривания при проведении выработок состоит в
выборе вентиляторной установки и вентиляционного трубопро-
вода и выполняется в следующей последовательности:
- выбираются тип и диаметр вентиляционного трубопровода
из возможности размещения в поперечном сечении выработки.
Предпочтение отдаётся большему диаметру трубопровода, так
как с увеличением диаметра прямо-пропорционально уменьша-
ются затраты на электроэнергию;
- рассчитываются количества воздуха, которые надо подавать
в забой по факторам газовыделения, разбавления газов после
ведения взрывных работ, количеству одновременно находящих-
ся в выработке людей, тепловому и пылевому факторам, сум-
марной мощности работающих дизельных двигателей самоход-
ного оборудования, минимальной скорости движения воздуш-
ной струи;
- определяются требуемые параметры вентиляторной уста-
новки: производительность
(подача) и депрессия;
- выбираются ближайшие типоразмеры вентилятора местного
103
проветривания;
- проверяется соответствие проектируемой вентиляторной
установки условиям проведения выработки;
- определяются предельные длины вентиляционного трубо-
провода, при которых необходимо изменение угла поворота ло-
паток вентилятора, установка дополнительного вентилятора или
замена действующего вентилятора на более производительный.
Расход воздуха по фактору метановыделения (выделению
углекислого газа) определяется из выражения
Q = Q3n + Qc,
где Q3n - количество воздуха в призабойном пространстве выра-
ботки [31]; Qc - количество воздуха для разбавления метана, вы-
деляющегося из стенок выработки [31].
Количество воздуха для разжижения газов после взрывных
работ:
Q = 31 (2 14)
t У kyScs
где t - продолжительность проветривания; QBB — масса одновре-
менно взрываемого ВВ; В - газовость ВВ; при взрывании по уг-
лю - 100 л/кг, по породе - 70 л/кг; 1р - длина проветриваемой
части выработки; к0 - коэффициент, учитывающий обводнён-
ность выработки (табл. 2.16); ку - коэффициент утечек воздуха
для вентиляционного трубопровода [30, 31].
Таблица 2.16
Условия проведения выработки ко
По сухим породам («сухая» выработка) 0,8
Участками по водоносным породам («влажная» выработ- ка) 0,6
По водоносным породам или с применением водяных заслонов («обводнённая» выработка) 0,3
Длина проветриваемой части выработки (£р) принимается
равной фактической длине (Ьф), если Ьф< Ькр, если Ьф> LKp, то
£ = I
р ^кр .
Критическая длина тупиковой выработки протяжённостью
более 500 м равна
104
L„=12'5^"B кт. (215)
ky S„
где кт - коэффициент турбулентной диффузии струи воздуха
[30,31].
Расход воздуха по количеству людей в выработке
Q = 6 п ,
где б м3/мин. - норма воздуха на одного человека; п - наиболь-
шее число людей в выработке.
Расход воздуха для обеспечения минимально допустимой
скорости движения воздуха (umin):
Q 60 Vmin Scb »
где Vmin = 0,25 м/с, vmin = 0,15 м/с -соответственно в газовых и
негазовых шахтах [27].
Расход воздуха по суммарной мощности одновременно рабо-
тающих дизельных двигателей проходческого оборудования
Q = 7 Е М; ,
где 7 м3/кВт мин. - норма расхода воздуха на 1 кВт мощности
двигателя; ЕМ,— суммарная мощность двигателей, кВт.
Подача вентилятора местного проветривания рассчитывается
по максимальному расходу воздуха, подаваемого в забой
(Qi max)-
Qb = ky Q, max . (2.16)
Количество воздуха, поступающего к вентилятору, должно
удовлетворять условию [27]:
QBC>i,43QB. (2.17)
Депрессия вентилятора на расчётную длину гибкого трубо-
провода:
Hb = RtpQb2+ £hM =1,2 RQ? ,
где Rrp - аэродинамическое сопротивление трубопровода с учё-
том потерь воздуха [31, 37]; £hM - сумма потерь давления на
местные сопротивления [30, 31].
Расчётная точка с координатами QB, Нв должна размещаться в
поле аэродинамической характеристике вентилятора местного
проветривания с электродвигателем при его коэффициенте по-
105
лезного действия не менее 0,5. Проверка соответствия типораз-
мера вентилятора условиям проветривания заключается в по-
строение аэродинамических характеристик вентиляционного
трубопровода и вентилятора. По произвольно задаваемым зна-
чениям Q„i определяют значения Нв; и строят аэродинамические
характеристики трубопровода различной длины. Координаты
точек пересечения характеристик вентилятора и вентиляцион-
ного трубопровода определяют диапазон работы вентилятора
при различных длинах тупиковой части выработки.
Для совместной работы используют не более двух вентиля-
торов одного типоразмера. Депрессии последовательно рабо-
тающих вентиляторов суммируются при одних и тех же количе-
ствах подаваемого в забой воздуха. Производительности парал-
лельно работающих вентиляторов суммируются при одних и тех
же депрессиях.
Длина трубопровода, при которой требуется изменение угла
поворота лопаток вентилятора, установка второго вентилятора
или замена на более производительный вентилятор определяет-
ся графоаналитическим способом. Для рассматриваемых вари-
антов вентиляторных установок строятся графики зависимости
QB = <I>(L).
Предельные длины трубопровода определяются абсциссами то-
чек пересечения кривых QB = Ф(Ь) с прямой QBmax, параллель-
ной оси абсцисс «Ь».
Пример 2.3. Выбрать вентиляторную установку для провет-
ривания выработки с площадью поперечного сечения в свету
11,6 м2, длиной 600 м. Выработка проводится буровзрывным
способом по обводнённым породам («обводнённая» выработка).
Шахта III категории. Масса взрываемого ВВ 48 кг. В выработке
работают 5 человек. Трубопровод размещается у кровли посере-
дине ширины выработки. Применяется нагнетательная схема
проветривания. Воздух подаётся по гибким вентиляционным
трубам ЧЛХВ диаметром 0,6 м с длиной звеньев 20 м.
Решение. Критическая длина выработки, согласно формуле
(2.15), равна
LKp = 12,5- 48- 40- 0,496 / 1,352 11,6 = 563 м ,
где кт =0,496 - коэффициент турбулентной диффузии свободных
струй воздуха; ку = 1,35 - коэффициент утечек воздуха вентиля-
ционного трубопровода длиной 600 м; QBB = 48 кг - масса ВВ; .
106
в = 40 л/кг - газовость ВВ при взрывании по породе; SCB =11,6
м2 - площадь поперечного сечения выработки в свету.
Критическая длина выработки меньше её проектной длины.
За длину проветриваемой части выработки принимаем значение
критической длины LKp = £р = 563 м.
Рассчитываем количество воздуха, которое необходимо по-
давать в забой. Расход воздуха для разжижения газов после
взрыва определяем по формуле (2.14)
q=2’25: "’63^ = 3 58 м’/с
25 V 1,352 -11,6
где t = 25 мин. - продолжительность проветривания; LKp = £р =
=563 м - длина трубопровода; к0 = 0,3 - коэффициент, учиты-
вающий обводнённость выработки (см. табл. 2.17);
Расход воздуха по количеству находящихся в выработке лю-
дей
Qn = 6 -5 = 30 м3/мин. = 0,5 м’/с.
Расход воздуха по фактору минимальной скорости движения
воздуха
Qc = 0,25-11,6 = 2,9 м3/с ,
где v)min = 0,25 м/с - минимально допустимая скорость движения
воздуха в выработках в шахт, опасных по газу и пыли.
Условиями задачи другие факторы не обозначены, поэтому
наибольший расход воздуха определяем из трёх рассчитанных
величин, т. е. Qmax = Qr = 3,58 м3/с.
Подача (производительность) вентилятора местного провет-
ривания рассчитывается по формуле (2.16)
QB = 1,35-3,58 =4,83 м3/с.
Депрессия вентилятора по формуле (2.17)
Нв= 1,2 140-4,832 = 3919 Па,
где RT =140 Н с2/м8 - аэродинамическое сопротивление вентиля-
ционного трубопровода типа ЧЛХВ, диаметром 0,6 м и длиной
600 м.
По сводным графикам областей промышленного использова-
ния вентиляторов местного проветривания, расчётным значени-
ям производительности и депрессии выбираем вентилятор ВМ-
6. Проверим его соответствие условиям проветривания наложе-
нием в системе координат «депрессия-производительность вен-
тилятора» аэродинамических характеристик ВМ-6 и вентиля-
ционного трубопровода ЧЛХВ диаметром 0,6 м. По произволь-
но задаваемым значениям Q„ вычисляем по формуле (2.17) соот-
107
ветствующие значения Нв для участков выработки длиной 300,
400, 600 м и строим их аэродинамические характеристики
(рис. 2.3).
Рис. 2.3. Проверка соответствия вентилятора ВМ-6 условиям про-
ветривания:
I-V - индивидуальные характеристики ВМ-6 при углах поворота лопа-
ток —45, -20, +20, и 45° соответственно; VI-VII - аэродинамические
характеристики трубопровода длиной 300,400 и 600 м соответственно;
1-15 - точки пересечения аэродинамических характеристик вентилято-
ра и трубопровода; А, В и С - области значений КПД вентилятора
0,75; 0,7 и 0,6 соответственно.
Координаты точек пересечения характеристик вентилятора и
вентиляционного трубопровода определяют рациональный диа-
пазон работы вентилятора ВМ-6 с коэффициентом полезного
действия не менее 0,6 (см. рис. 2.3).Определим количество вен-
108
тиляторов ВМ-6, обеспечивающих проветривание выработки.
При требуемой производительности вентиляторной установки
4,83 м3/с необходимую депрессию 3919 Па могут обеспечить
3919 / 2200 = 1,78 = 2 последовательно установленных вентиля-
тора ВМ-6. Здесь h2 = 2200 Па - значение депрессии вентилято-
ра с углом поворота лопаток (-20°), при котором частное наибо-
лее близко к целому числу и не превышает 3 (см. рис. 2.3).
Рис. 2.4. Аэродинамическая характеристика венти-
лятора ВМ-6 (1), вентиляторной установки из двух
последовательно соединённых вентиляторов ВМ-6
при угле поворота лопаток -20° (2) и трубопровода
длиной 600 м (3)
На рис. 2.4
приведена аэ-
родинамическая
характеристика
вентиляторной
установки из
двух последова-
тельно установ-
ленных венти-
ляторов ВМ-6.
Здесь же строим
характеристик
вентиляционно-
го трубопрово-
да для проект-
ной длины вы-
работки. Точка
А пересечения
характеристик
трубопровода с
перпендикуля-
ром, восстанов-
ленным от ко-
ординаты QB = 4,83 м3/с, определяет депрессию, обеспечиваю-
щую подачу в забой требуемого количества воздуха. Точка рас-
положена между характеристиками одного и двух последова-
тельно установленных вентиляторов ВМ-6, что подтверждает
правильность выбора вентиляторной установки.
Определим длины трубопровода, при которых необходимо
изменять угол поворота лопаток при работе одного вентилятора
и монтировать второй вентилятор. По координатам точек 1-15
(см. рис. 2.3) для различных углов поворота лопаток вентилято-
ра строим семейство кривых QB = Ф(Ь) (рис. 2.5). Из точек пере-
109
сечения кривых QB = Ф(Ь) с прямой QB = 4,83 м3/с параллельной
оси «L» опускаем перпендикуляр и получаем искомые значения
длин трубопровода. Из рис. 2.5 следует, что вентилятор ВМ-6
проветривает выработку длиной до 520 м, далее необходимо
последовательно подключить второй вентилятор ВМ-6. При
проветривании выработки одним вентилятором ВМ-6 до длины
290 м угол поворота лопаток должен быть —45° (кривая I), от 290
м до 375 м - угол -20° (кривая II), от 375 м до 420 м - 0° (кривая
III), от 420 м до 490 м - +20° (кривая IV), от 490 м до 520 м - +45°
(кривая V).
Рис. 2.5.
График
выбора
рационального
режима
работы
вентилятора
ВМ-6
Задачи для решения (табл. 2.17).
ПО
Таблица 2.17
ра задач 10 III «обводнённая», полевая 15,4 О ЧП 74 1,2 у стенки посередине высоты или ширины выработки Г-
и 14,2 55 V©
оо 12,8 о о 68
г- III «влажная», полевая 14,5 62 О > м
чО ►—< ьч 9,9 о о 75 т
Номе] »—( 17,2 800 78 1,2 в верхнем или нижнем углах выработки г-
тГ 1 14,5 700 55 ч©
еп III «сухая», полевая 12,8 68
СЧ o' 500 44 0,8 -3-
«-I. 8,5 400 40
Параметры Категорийность шахты Характеристика выработки Площадь поперечного сечения выработки в свету, м2 Протяжённость выработки, м Масса взрываемого ВВ, кг Максимальный диаметр вентиляционной трубы, м Месторасположение вентиляционного трубопровода в сечении выработки Максимальное количест- во людей в выработке
111
2.4. Процесс «Уборка породы»
при проведении выработок
Технико-экономические показатели уборки породы зависят
от компактности развала и кусковатости породы после взрыва,
технической производительности средств погрузки, схемы при-
забойного транспорта и других факторов. Наибольшая эффек-
тивность уборки породы достигается при непрерывной работе
погрузочного средства. Выполнение этого условия возможно
при реализации основных принципов проектирования схем при-
забойного транспорта:
- целесообразное сочетание призабойного транспорта с участ-
ковым и возможность использования при эксплуатации выра-
ботки;
- рациональное сочетание средств откатки породы с вспомо-
гательным транспортом (доставка материалов, оборудования и
т. п.);
- технологическая совместимость средств погрузки и транс-
портного оборудования: пропорциональность производительно-
стей проходческого оборудования, составляющих последова-
тельную технологическую цепочку призабойного транспорта;
взаимоувязка параметров технологически связанных единиц
оборудования (соответствие высот разгрузки погрузочного и
транспортного средств; грузоподъёмности путевых обменных
устройств и массы транспортных средств и др.); равные надёж-
ности отдельных элементов схемы призабойного транспорта;
- минимальная трудоёмкость работ обеспечения эксплуата-
ционного состояния призабойного транспорта (устройство путе-
вых обменных устройств; наращивание конвейерного става,
рельсового пути; зачистка почвы выработки и др.);
- непрерывность погрузки объёма породы от заходки в транс-
портные средства.
Проектирование процесса «Уборка породы» состоит в обос-
новании эффективной схемы обмена гружёных транспортных
средств на порожние, основных технологических и организаци-
онных параметров:
- объёмы работ;
- тип и количество вагонеток в партии, в составе;
- тип и количество тяговых (локомотив, маневровые лебёдка
112
или тележка) и транспортных (вагонетки, конвейера, самоход-
ные вагоны и др.) средств;
- типы и количество путевых обменных устройств, шаг их
переноса или устройства;
- длина откатки и продолжительность цикла обмена гружёных
транспортных средств на порожние;
- численность проходчиков;
- продолжительность процесса «Уборка породы»;
- основные технико-экономические показатели.
Эксплуатационная производительность погрузочных машин
рассчитывается по различным методикам [2, 37, 47, 48]. Право-
мерность использования методики определяется соответствием
области её применения рассматриваемым условиям проведения
выработки. В табл. 2.18 приведены модели эксплуатационной
производительности погрузочных машин в горизонтальных вы-
работках для различных схем транспортирования породы. При
Таблица 2.18
Средства транспорта Погрузочные машины
ковшовые машины типа ППН
Отдельные вагонетки ! f—+— [LVPt VTk3j (l-Ot)p' а + - — ПрРр _ кдф}'
Перегружатель, партии вагонеток - 71 А 1 . tn “Г кРт VBnB кз у а + 3 — Пр Рр кд
Призабойный конвейер Я (1 - а ) <8 {|а Р т + Л — n р Р р кд
Отдельные вагонетки машины непрерывного действия типа ПНБ
< — + — \РТ V, k3J (!-а) а + - к Рт _ кд <р}“’
Перегружатель, партии вагонеток < []_\ — + - чРт "Vв Пв кз U ( / 1-а) кРт кд (рГ
Призабойный конвейер к Рт {[(к - 1)а + 1] кд <Р Г’
113
Продолжительность цикла обмена гружёных транспортных
средств на порожние определяется по схеме призабойного
транспорта. По данным практики средние скорости движения
порожних (ип) и гружёных (иг) транспортных средств при откат-
ке: вручную ип = 0,6 м/с, иг = 0,5 м/с; локомотивом; маневровой
тележкой одиночных вагонеток ип = иг = 1,1-1,3 м/с, то же для
партий (составов) вагонеток иип = игп = 0,9 -1,0 м/с; на участках
20 м от забоя и разминовки и„ = иг = ипп = игп = 0,5 м/с; скорость
откатки маневровой лебёдкой определяется её типом ип = иг =
= 0,25-0,7 м/с; tj = 0,4 мин. - продолжительность отцепки и
прицепки вагонетки к погрузочной машине; t2 - время переста-
новки транспортных средств на путевых обменных устройствах:
врезные стрелки и съезды до 0,2 мин.; вагоноперестановщик ...
0,5 мин; замкнутые разминовки в однопутевых выработках ...
0,5 мин; незамкнутые разминовки в однопутевых выработках ...
0,3 мин; перекатные платформы роликовые, накладные стрелки
и съезды ... 0,3-0,5мин.
Рис. 2.6. Номограмма
для определения
удельного объёма
породы (а), подле-
жащей механизиро-
ванной погрузке, в
зависимости от коэф-
фициента крепости (f)
и длины разброса (L)
породы после взрыва:
1, 2 - при количестве
ступеней замедления
взрывания соответст-
венно до и более 4;
ключ номограммы
показан пунктир-
ной линией.
Удельный объём породы с f <10, подлежащий механизиро-
ванной погрузке, определяется из выражения
0,24 f2 - 0,114 f + 25,7
114
при f > 10 а = 0,85-0,9 или определяется по номограмме (рис.
2.6).
Эксплуатационная производительность уборки породы в вы-
работке SB = 10-30 м2, пройденной в породах с f - 2-10 при вме-
стимости транспортных средств 2,5-30 м3 определяется по эм-
пирической формуле, м3/ч:
р’ = 0,5 р" + 0,22 Sc. - 1,5 f + 3,36 VTC ~ 2 Туд ,
где Рт - техническая производительность погрузочной машины;
Vтс - суммарная вместимость непрерывно загружаемых транс-
портных средств, м3; Туд - удельные трудозатраты на обмен
транспортных средств, чел. мин./м3: стрелочный перевод - 13,6;
плита-разминовка - 12,4; перекатная платформа - 10,2; перегру-
жатель - 8,8; вагон ВПК - 8,6; призабойный конвейер - 7,5.
Эксплуатационная производительность уборки породы в го-
ризонтальных выработках может определяться корректировкой
технической производительности погрузочной машины коэф-
фициентами, учитывающими основные горнотехнические и
технологические параметры:
Рэ = п ко кг кр кд кс кт Рт , (2.18)
где Рт - техническая производительность погрузочной машины;
п - число одновременно работающих машин; К, - коэффициент
одновременности работы погрузочных машин; при n = 1, ко =
1,0; п = 2, ко = 0,85; кг - коэффициент готовности погрузочной
машины (см. табл.2.6); кр - коэффициент разброса породы после
взрыва; кр = 0,85 для машин типа ПНБ; кр = 0,7 для машин типа
ППН; кд - коэффициент дробимости; для алевролитов и аргил-
литов принимается равным 1,0, для песчаников 0,7; 1q - коэф-
фициент, учитывающий площадь поперечного сечения выработ-
ки в свету (табл. 2.19); кт - коэффициент, учитывающий вид
призабойного транспорта (табл. 2.20).
Таблица 2.19
Плошадь поперечного сечения выработки в свету, м2 К
7- 10 0,75
11-12 1,00
12-23 0,92
Методики расчёта эксплуатационной производительности
скреперных установок, погрузочных машин в сочетании само-
115
ходными транспортными средствами, погрузочно-транспортных
машин приведены в [6, 33, 48].
Таблица 2.20
Транспортные средства кт
Одиночные вагонетки, электровоз 0,51 - 0,78
Одиночные вагонетки, перекатная платформа 0,65
Перегружатель, вагонетки, электровоз 0,75- 0,88
Конвейерный транспорт 0,89- 1,00
Эксплуатационная производительность погрузочной машины
при уборке породы в наклонной выработке равна
Рэ п ко кр кд кд кд kL Рт ,
где ко, kL - коэффициенты, учитывающие угол наклона и длину
откатки породы; остальные обозначения, что и ранее. Для ков-
шевых погрузочных машин при а < 13° .... k„=1,0;
а = 13 - 30° ка = 0,77. Для погрузочных машин непрерывного
действия:
а, градус 0 0-5 5-10 10-15 15-20 20-25
ка 1,0 0,92 0,76 0,58 0,33 0,14
При длине откатке (L) породы в одиночных вагонетках или
скипах (числитель), конвейером (знаменатель):
L, м 0-150 151-300 301-500 501-699 700 более 700
kL 0,74/- 0,34/1,0 0,28/1,0 0,23/0,95 0,92/- 0,16/-
При одноконцевом подъёме транспортных средств вмести-
мостью (V) со скоростью (v) эксплуатационная производитель-
ность уборки породы может быть определена по следующим
зависимостям:
для погрузочной машины ППМ-4У при погрузке в вагонетки
(скип) при Snp = 10-16 м2; f = 2-10; а = 0-18°; V = 3-6 м3; L -
100-1100 м; v = 2-3,3 м/с:
Рэ = 0,32 Рт - 0,17 Snp - 0,15 f- 0,59 а + 4,9 V - 0,02 L + 2,87 и ;
для погрузочных машин 1ПНБ-2У, 2ПНБ-2У ;
при погрузке в вагонетки (скип) при S„p = 10-20 м2; f = 2-6;
а = 0-18°; V = 3-6 м3; L = 100-1100 м; и = 2-3,3 м/с:
Рэ = 0,2Рт + 0,2 - 0,12 f-0,3 а+ 3,8 V- 0,018 L + 5,8 v ;
при погрузке на конвейер при Snp= 10-20 м2; f = 2-6; а. = 0-18°:
116
Рэ = 0,62 Рт + 0,88 Snp - 0,95 f- 2,75 а+ 27,7.
Пример 2.4. Обосновать рациональную схему призабойно-
го транспорта и параметры процесса «Уборка породы» при про-
ведении выработки арочной формы поперечного сечения пло-
щадью в свету 17,2 м2, вчерне 20,6 м2, закреплённой тюбинговой
крепью ГТК. Выработка проводится по породе с пределом
прочности на одноосное сжатие 60 МПа. Величина заходки 13 =
2,25 м. Погрузка породы производится погрузочной машиной
2ПНБ-2, откатка породы - в вагонетках ВГ-3,3 электровозом
АМ8Д-2 и маневровой лебёдкой ЛВД-24.
Решение. Проектирование технологической карты процесса
«Уборка породы» начинаем с конструирования схемы обмена
гружёных вагонеток на порожние (рис. 2.7). Требуемое количе-
ство вагонеток для размещения объёма породы от заходки:
n = SB4 kn • кр I3 / VB к3 = 20,6- 1,05- 2- 2,25 / 3,3-0,9 = 32,8 =
= 33 вагонетки,
где кп = 1,05 - коэффициент излишка сечения (см. табл. 2.13);
кр = 2 - коэффициент разрыхления породы; 13 = 2,25 м - величи-
на заходки; VB = 3,3 м3, к3 = 0,9 - вместимость и коэффициент
заполнения вагонетки.
Применим два симметричных стрелочных перевода и два
односторонних съезда. С учётом габаритов транспортного обо-
рудования определяем расстояние между путевыми обменными
устройствами при условии разделения состава из 33 вагонеток
на три партии по 11 вагонеток (рис. 2.7,а). Например, длина уча-
стка выработки, где размещена первая партия вагонеток, равна
1Г 3,46 + 5,5 = 43,56 = 45 м, где 3,46 м; 5,5 м - длины вагонетки
ВГ-3,3 и электровоза АМ8Д-2.
Согласно схеме (рис. 2.7,a-ж) продолжительность обмена ва-
гонетки в партии
13* = [ (0,5- А + 90) / иг] + [ (0,5 -А + 30) / оп] + [ ( А + 90) / ир],
где А - шаг переноса путевых обменных устройств; иг, ип = 1,2
м/с - средняя скорость движения гружёной и порожней вагоне-
ток; Up = 2 м/с - скорость движения электровоза резервом (без
вагонеток).
Продолжительность замены партии из 11 вагонеток
t Зп = (50 / игп) + [ (0,5 -А +150)/ опп],
где игп = ипп =1,0 м/с - средняя скорость откатки партий
гружёных вагонеток.
117
Рис. 2.7. Схема обмена вагонеток:
1 - погрузочная машина; 2 - бурильная установка;
3 - электровоз; 4 - маневровая лебедка; 5; 6 - груженая
и порожняя вагонетки;
а;.... ж - этапы обмена вагонеток.
118
Приведённая (условная) продолжительность цикла об-
мена вагонетки при замене двух партий вагонеток
t3 = t3’ + m- t3n I n = [ (0,5 -A + 90) / 1,2] + [ (0,5- A + 30) / 1,2] +
+ [ ( A + 90) / 2] + 2[(50 / vrn) + (0,5 -A + 150) / vnn] / 33 =
= 1,363-A + 157,1.
При шаге переноса путевых обменных устройств А = 30 м
t3= 1,363 30+ 157,1 = 198 с = 0,055 ч.
Эксплуатационная производительность процесса “Уборка
породы” (см. табл. 2.19)
Р3= {[(1/150+ 0,055/3,3- 0,9)0,83+(1- 0,83)/0,2-150]-1,15-1,15}-’=
= 27,8 = 27 м3/ч,
здесь а= 1 - 6 / (0,24- 62 -0,114- 6 + 25,7) = 0,83.
Продолжительность уборки породы
Ту = SB4- кп • кр-13 / Р3 = 20,6-1,05- 2 2,25 / 27 = 3,6 ч.
Проведя аналогичные расчёты, построим графики зависимос-
тей Рэ = Ф(А) и Р3 = (Ту), позволяющие выбрать требуемые па-
раметры уборки породы (рис. 2.8).
Рис. 2.8. Зави-
симость эксплуа-
тационной произ-
водительности
уборки породы
(Р) от шага пере-
носа (А) путевых
обменных уст-
ройств (1)и про-
должительности
(Т) уборки
породы (2).
Согласно расстановки проходчиков по рабочим местам, ра-
боты по уборке породы выполняет проходческое звено числен-
ностью 5 человек (рис. 2.9). Проходчики 1, 2 подключают, оп-
робуют погрузочную машину и подгоняют её к штабелю поро-
ды. Проходчики 3, 4, 5 в это время устанавливают предохрани-
тельную крепь. Расстановка проходчиков во время уборки по-
роды: проходчик 1 - управляет погрузочной машиной; проход-
чик 2 - следит за положением кабеля, водяного шланга и загруз-
кой вагонеток; проходчик 3 - управляет электровозом; проход-
чик 4 - управляет маневровой лебёдкой, выполняет сцепку-
119
расцепку вагонеток; проходчик 5 - растягивает канат лебёдки,
выполняет сцепку-расцепку вагонеток. После окончания уборки
породы проходчики 1, 2 отгоняют погрузочную машину к месту
стоянки. Проходчик 3 отгоняет состав гружёных вагонеток за
пределы выработки. Проходчики 4, 5 выполняют работы, на-
пример, по подноске элементов крепи, затяжке боков выра-
ботки, устройству водоотводной канавки, навеске вентиляцион-
ной трубы и др.
(0,5А+10) м 25 м 45 м 55 м
Рис. 2.9. Расположение оборудования и расстановка проходчи-
ков по рабочим местам при выполнении процесса «Уборка поро-
ды»: 1 -5 - условные номера проходчиков
Основные технико-экономические показатели процесса
«Уборка породы» при шаге переноса путевых обменных уст-
ройств 30 м (числитель) и 100 м (знаменатель) следующие:
Количество проходчиков 5
Продолжительность уборки породы, ч 3,6 / 4,5
Трудоёмкость уборки породы, чел. ч, 18 / 22,5
на 1 м3 породы (в целике) 0,37 / 0,46
на 1 м3 выработки в свету 1,05/1,31
Производительность труда, м3 (в целике)/ чел. 2,7 /2,17
м3 выработки в свету / чел. 2,15 /1,72
Эксплуатационная производительность
уборки породы, м3 / ч 27/21
Коэффициент использования
погрузочной машины (P/PT), % 18/14
Удельная продолжительность процесса
(от продолжительности проходческого цикла) 0,48 / 0,60
Продолжительность простоев
погрузочной машины, ч 1,8/2,7
Удельная продолжительность простоев
погрузочной машины 0,5 / 0,60
120
Задачи для решения приведены в табл. 2.21. Для заданных
условий проведения горизонтальной выработки с рельсовой от-
каткой:
• определить параметры погрузочно-транспортной линии,
обеспечивающие требуемые
- продолжительность процесса «Уборка породы»;
- эксплуатационную производительность; продолжительность
замены гружёных транспортных средств на порожние;
- шаг переноса путевых обменных устройств;
• построить зависимости:
- «эксплуатационная производительность уборки породы -
шаг переноса путевых обменных устройств»;
- «эксплуатационная производительность уборки породы -
продолжительность обмена гружёных вагонеток на порожние».
2.4. Крепление горных выработок
Конструкция крепи предопределяет технологию её возведе-
ния [3, 15, 16, 23, 46].
Сборная рамная крепь. Трудоёмкость возведения сборной
рамной крепи может быть определена по нормам времени (вы-
работки) или моделям трудоёмкости работ [8-10, 37, 41]. Можно
воспользоваться также эмпирической формулой производитель-
ности возведения вручную крепи КМП-АЗ с железобетонной
затяжкой (м/ч):
Рэ = 0,27 п — 0,12 m — 0,02 Snp ,
где п - количество проходчиков; m - количество арок на 1 м вы-
работки.
Применение подвесных крепеустановщиков уменьшает тру-
доёмкость крепления выработки на 30%. Удельные трудоёмко-
сти работ по возведению крепи КМП-АЗ (% от общей трудоём-
кости) тремя проходчиками с применением крепеустановщика
КПМ-8:
сборка перекрытия...............................8
доставка перекрытия в забой..................2
установка перекрытия в проектное положение.. 1
установка стоек и соединение элементов крепи.40
затяжка межрамного пространства и забутовка.. 45
наращивание монорельса.......................1
121
Таблица 2.21
Номера задач О — СП 00 сю О о of 00 о 9Z-9HL1Z БМ-60 •S‘Z-J0
о о 14,4 1 17,8 О со 04 04 о IE-CA9 £>111W 1 £-0dV !£‘£-J0
0© <п 04 40 О 04 — оГ ( хш г) г-алд ( хш z) S-HI1LII ТУ-2 H-LldV !£‘£-J0 П-ЮП
г- о (хш z) И-АЯЭ (хш z) г-днпг ТУ-2 I H-UdV ;£‘£-J0
40 00 Os o' о СП 04 04 IE-CA9 Z-9HUZ 1 Z.-0dV •£‘£-J0
ю, 40 17,3 . 22,6 V") 'о 04 □С о: (хш z) Z?dA9 (•хш z) S-HLILII H-IIdV ;£‘£-J0 П-Ю11
Т 'О 40 04 о ( хш г) Fi-АЯЭ ( хш Z) г-днпг H-LIdV ;£‘£-J0
СП О 1-А9 ^-dA9 (•хш Z) S-HUUI л
сч 13,5 04 «X о о 40 04 | 0,85 Z-dA9 KWMUII 1 £l-V0If IldVS !S‘Z-J0
т—« о_ сю 10,2 I 04 04 I-A9 Э1-1ШП 1
Параметры Коэффициент крепости породы Площадь поперечного сечения выработки, м2 в свету вчерне Скорость проведения, м / мес. Глубина шпуров, м КИШ Бурильные установки Погрузочные машины Средства крепления Транспортные средства
122
Тюбинговая крепь. Состав работ по возведению тюбинговой
крепи: устройство приямков; монтаж и расклинка тюбинговой
арки; забутовка закрепного пространства. Трудоёмкость уста-
новки одного тюбинга ГТК составляет в среднем 0,65 чел.ч., а
эксплуатационная производительность (тюбингов/ч) тюбинго-
укладчика ТУ-2Р, шахтного крана К-1000М:
Рэ = ^4,82 Snp - 0,12 Snp -17>34
Тюбинговая арка возводится по последовательной или пара-
лельной схемам [33].
Монолитная бетонная крепь. Схема производства работ
при возведении монолитной бетонной крепи (параллельная, по-
следовательная, совмещённая) определяется возможностью со-
вмещения выполнения основных операций проходческого цикла
с креплением выработки. При использовании механизированной
опалубки ОМП в составе бетоноукладочных комплексов БУК-1,
БУК-2, БУК-3 производительность (м3/ч) укладки бетонной сме-
си равна
Р, = 0,128 Рт + 0,034 Snp + 0,0064 <тСж , (2.19)
где Рт - техническая производительность бетоноукладочной ма-
шины, м3/ч.
Перестановку секции опалубки ОМП выполняют три про-
ходчика в среднем за 60 мин., а набор торцевой опалубки - за 40
мин.
Необходимое количество секций опалубки ОМП определяет-
ся временем набора бетоном разопалубочной прочности (tp) и
скоростью проведения выработки (о)
где (с = 1м- длина секции опалубки ОМП.
Демонтаж опалубки производится по достижению бетоном
75% проектной прочности, т. е. через 4-7 суток после укладки
бетонной смеси за опалубку, при применении ускоряющих
твердение добавок - через 1-2 суток.
123
Набрызгбетонная крепь. Состав работ по возведению на-
брызгбетонной крепи включает подготовку поверхности выра-
ботки, приготовление и загрузку в набрызгбетонную машину
бетонной смеси, подготовку ускоряющих твердение добавок,
набрызгбетонирование и уход за набрызгбетонной поверхно-
стью. Продолжительность возведения набрызгбетонной крепи
(мин.) с учётом загрузки набрызгмашины и других вспомога-
тельных работ:
F h kc ко
t = ti +-------
Рт кн г
где ti = 10-20 мин. - продолжительность подготовки породной
поверхности к набрызгбетонированию; F - площадь поверхности
набрызгбетонирования, м2; h - толщина набрызгбетонного по-
крытия, м; г = 0,69 - коэффициент выхода набрызгбетона; кс -
коэффициент качества оконтуривания выработки; принимается
равным 1,1 - при контурном и 1,2-1,3 - при обычной технологии
взрывания; кн = 0,7-0,8 - коэффициент использования машины
во времени; ко = 1,15-1,25 - коэффициент, учитывающий про-
цент отскока набрызгбетона; Рт - техническая производитель-
ность машины для набрызгбетонирования, м3/мин.
Пример 2.5. Проверить возможность совмещения во времени
процессов «Бурение шпуров» и «Подача бетонной смеси за опа-
лубку» в выработке с площадью поперечного сечения в проход-
ке 20 м2. Крепь возводится с отставанием от забоя 50 м. Про-
должительность обуривания забоя 6 ч. Выработка проводится по
породе с пределом прочности 60 МПа. Расход бетона 3,4 м3 на 1
м выработки. Монолитная бетонная крепь возводится с приме-
нением бетоноукладочного комплекса БУК-3 в комплекте с опа-
лубкой ОМП-1.
Решение. Эксплуатационная производительность подачи бе-
тонной смеси за опалубку по формуле (2.19)
Рэ = 0,128- 5 + 0,034- 20 + 0,0064 -60 = 1,7 м3/ч.
При полном совмещении процессов «Бурение шпуров» и
«Подача бетонной смеси за опалубку» объём уложенного за
опалубку бетона составит W6 = 1,7 • 6 = 10,2 м3. Продолжитель-
ность подачи бетонной смеси за одну секцию опалубки (1м)
составит 3,4/1,7 = 2 ч. Совмещение операций «Бурение шпу-
124
ров» и «Подача бетонной смеси» возможно при заходке бетони-
рования 10,2/3,4 = 3 м.
Пример 2.6. Определить длину опалубки ОМП-1 и продол-
жительность возведения монолитной бетонной крепи с приме-
нением бетоноукладочного комплекса БУК-2 в выработке с
площадью поперечного сечения в проходке 15,7 м2. Выработка
проводится со скоростью 75 м/мес. по породе с пределом проч-
ности 40 МПа. Режим работы проходческого забоя: 25 рабочих
дней в месяц, три 6-часовые проходческие смены в сутки, про-
должительность проходческого цикла 12 ч. Расход бетона 2,64
м3 на 1 м выработки. Срок демонтажа опалубки - 7 суток.
Величина заходки при скорости проведения 75 м/мес.
75 • 12 / 3 • 6 • 25 = 2,0 м.
Требуемая длина опалубки ОМП-1 из секций длиной 1 м
7- 75/30= 17,5= 18 м
Эксплуатационная производительность подачи бетонной
смеси за опалубку по формуле (2.19)
0,128 • 5 + 0,034 • 15,7 + 0,0064 40 = 1,43 = 1,4 м3/ч.
Продолжительность подачи бетонной смеси за опалубку на
заходку 2 м
2 • 2,84/1,4= 4,06 ч.
Продолжительность возведения монолитной бетонной крепи
на заходку 2 м
2-1,0 + 0,67 + 4,06 = 6,73ч ,
где 1,0 и 0,67 - продолжительность соответственно перестанов-
ки секции ОМП и набора торцевой опалубки.
Пример 2.7. Проверить возможность применения комплекта
опалубки ОМП-1 из 20 секций при скорости проведения выра-
ботки 100 м/мес. Время набора бетоном разопалубочной проч-
ности 5 суток.
Решение. Для достижения скорости проведения 100 м/мес.:
необходимое количество секций опалубки 5 • 100/30 = 16,7 = 17,
то есть основание для применения 20 секций опалубки имеется.
Возможно увеличение скорости проведения выработки при
длине опалубки 20 м до 30 20/5 = 120 м/мес. или срока де-
монтажа опалубки 30 • 20 / 100 = 6 суток.
Задачи для решения приведены в табл. 2.22.
• Определить затраты времени на возведение вручную и с
125
применением крепеустановщика КПМ-8 крепи КМП-АЗ с желе-
зобетонной затяжкой в горизонтальных выработках.
• Построить график зависимостей продолжительности (трудо-
ёмкости) возведения вручную крепи КМП-АЗ с железобетонной
затяжкой от:
- расстояния подноски элементов крепи от места складирова-
ния до забоя;
- количества проходчиков на подноске элементов крепи;
- площади поперечного сечения выработки.
________________________________________________Таблица 2.22
Параметры Номера задач
1 2 3 4 5 6 7
Площадь поперечного се- чения выработки в свету, ,,2 м 11,6 12,2 12,7 13,5 13,8 16,4 17,3
Количество проходчиков, человек 4 6
Расстояние от места скла- дирования до места возве- дения крепи, м 40 50 30
Количество арок на 1 м выработки 1,0 1,33 1,0 1,33 1,0
Предел прочности пород, МПа 40-60 60-80
2.6. Организация работ при буровзрывной
технологии проведения горных выработок
Высокий уровень организации проходческих работ - эффек-
тивное направление достижения высоких технико-экономичес-
ких показателей проведения горных выработок.
Режим работы забоя должен соответствовать режиму работы
других общешахтных служб (подъёма, транспорта, водоотлива и
т. д.) горного предприятия. Рациональным является прерывный
режим работы. Возможны трёх и четырёхсменный режимы ра-
боты забоя соответственно при 5 и 6 рабочих днях в неделю.
При трёхсменном режиме работы забоя и продолжительности
проходческой смены 6 и 7 ч (7,2 ч) организуется ремонтно-
подготовительная смена или устраиваются три одночасовые
126
перерывы между сменами. При четырёхсменном режиме работы
ремонтно-подготовительные работы выполняются в выходной
день.
Объёмы работ по уборке породы, возведению сборных и мо-
нолитной бетонной крепей рассчитываются с учётом норматив-
ного излишка площади поперечного сечения выработки (см.
табл. 2.7).
Продолжительность проходческого цикла зависит от степени
совмещения во времени выполнения проходческих работ. При
заданных режиме работы забоя, глубине шпуров и скорости
проведения выработки продолжительность цикла
Тц = 1ш к] m tc I v ,
где 1Ш и т] - глубина и коэффициент использования шпуров; m и
tc - число дней в месяце и часов в сутки по проведению выра-
ботки со скоростью V.
2.6.1. Расчёт графика организации работ проходческого
цикла по нормативной трудоёмкости работ
Методические указания
Работы проходческого цикла делятся на нормируемые и не-
нормируемые. Трудоёмкость i-й нормируемой операции:
qi= Wi • Н,вр= W, / HjBb,p,
где Wj - объём работ i-й операции; Нвр и Н1ВЬ|р - нормы времени
и выработки [8-11].
Длительность i-й операции, которую выполняют п, проходчи-
ков,
tj q, • а / щ knH .
Здесь a - ( Тц - £tj )/Тц - удельная продолжительность выполне-
ния нормируемых операций (от продолжительности проходче-
ского цикла); tj - продолжительность j-й ненормируемой работы
проходческого цикла; принимается по данным передового опы-
та проведения горных выработок на отечественных горных
предприятиях.
Расчётная численность проходчиков, выполняющих работы
проходческого цикла
127
np = ( Eq.)/T„,
где £ q i - суммарная трудоёмкость работ проходческого цикла.
Если выполняется один цикл в смену (tCM), то численность про-
ходческого звена равна
Чзв— ( £ q i) / ten
Расчётные величины пр и пзв округляются до целого числа в
меньшую сторону.
При определении количества проходчиков, исходя из их рас-
становки по рабочим местам, рекомендуется ориентироваться на
следующие показатели:
Бурение шпуров:
ручными свёрлами, пере-
носными перфораторами
колонковыми свёрлами
бурильными установками
Погрузка породы:
вручную
погрузочными машинами:
без перегружателя
с перегружателем
Крепление горной выра-
ботки вручную крепью ти-
па КМП
Настилка рельсового пути:
одноколейного
двухколейного
Разработка и крепление
водоотводной канавки
2,5 м2 забоя на единицу;
3 человека на 2 единицы
оборудования
3,5 м2 забоя на свёрло;
Зчеловека на 2 свёрла
6-9 м2 забоя на буровую
машину
2 м2 забоя на человека;
3-4 человека,
4-5 человек.
3 м2 забоя на человека.
2 м на человека
1,2 м на человека.
2 м на человека.
Коэффициент перевыполнения нормы времени (выработки)
1
кп Пр Пр ’
где Пр1 -расчётное количество проходчиков, округлённое до це
128
лого числа. На практике величина кп изменяется в диапазоне
значений 1,02-1,15.
Квалификационный состав проходческой бригады устанавли-
вается в соответствии с уровнем механизации работ с учётом
рекомендаций [8-11].
При проектировании совмещения выполнения работ вначале
задаются технологически возможной длительностью совмеще-
ния (tc) и количеством проходчиков (nJ для выполнения этой
части работ. Длительность несовмещаемых частей работ рас-
считывается по недовыполненной трудоёмкости и количеству
проходчиков (пнс), заканчивающих их выполнение
_ 4i ~ Пс tc
tuc ,
Пне
где qj - трудоёмкость f-й операции.
График организации работ изображает технологически целе-
сообразную последовательность выполнения работ проходче-
ского цикла, обеспечивающую достижение проектируемых тех-
нико-экономических показателей. Последовательность выпол-
нения работ определяется их технологией и трудоёмкостью.
Выполнение наиболее трудоёмких работ следует планировать в
начале смены. Должны быть соблюдены равномерная загрузка
проходчиков в течение смены и чередование периодов работы и
отдыха. Продолжительность непрерывной работы находится в
обратной зависимости от тяжести её выполнения.
При продолжительности проходческой смены 6 ч на проход-
чика допустима нагрузка с расходом энергии 5440 КДж при
средней затрате физической энергии за 1 мин. работы в течение
смены не более 17,6 КДж (табл. 2.23).
Из основных процессов проходческого цикла рекомендуется
выделять входящие в их состав подготовительно-
заключительные работы (разметка и очистка шпуров от буровой
мелочи, манёвры проходческого оборудования, подноска, заго-
товка элементов крепи и др.). Работы, которые выполняются не
в каждом цикле (удлинение коммуникаций, устройство водоот-
водной канавки и др.), рекомендуется объединять в группы с
одинаковой суммарной трудоёмкостью и продолжительностью
выполнения.
Количество проходчиков, выполняющих вспомогательные
работы, принимается таким, чтобы суммарное время выполне-
5 Зак. 3836
129
ния вспомогательных i работ было меньше или равнялось про-
должительности выполнения основных процессов проходческо-
го цикла. Регламентированный отдых планируется одновре-
менно для всего проходческого звена или разновременно в увяз-
ке с технологией производства работ. Допускается корректиров-
ка расчётной продолжительности выполнения работ в диапазоне
±5%.
Таблица 2.23
Наименование работы Затраты физической энергии, КДж/мин.
Бурение перфораторами с пневмоподдержки 9,6 ± 2,1
Бурение колонковыми электросвёрлами 12,1 ±2,4
Бурение ручными свёрлами 18,4 ± 1,2
Погрузка породы вручную в вагонетку 36,8 ±2,1
на конвейер 17,1 ±2,1
Управление погрузочной машиной 14,6 ± 1,6
Подкатка порожних вагонеток вручную 27,6 ± 2,9
Откатка гружёных вагонеток вручную 35,1 ±2,4
Зачистка почвы выработки вручную 30,9 ±3,2
Зачистка рельсового пути вручную 14,2
Укладка шпал рельсового пути 13,8
Крепление выработки крепью КМП-АЗ 7,5 ± 0,8
деревянной крепью 11,3 ±2,9
Забутовка закрепного пространства 16,3 ± 3,2
Для основных процессов проходческого цикла составляются
технологические карты. Технологическая карта состоит из схем
размещения оборудования и расстановки проходчиков по рабо-
чим местам при выполнении проходческого процесса и тексто-
вой части, описывающей производство работ. Проходческое
оборудование изображается схематично. Например, проходчик
может изображаться геометрической фигурой (круг, треуголь-
ник, прямоугольник), внутри которой проставляется присваи-
ваемый каждому проходчику условный номер. В тексте указы-
вается какие работы выполняет каждый проходчик.
130
2.6.2. Экономико-математическое моделирование
трудоёмкости работ проходческого цикла
Методические указания
Экономико-математическая модель (ЭММ) трудоёмкости
процесса проходческого цикла - экспериментально-аналитичес-
кая зависимость, выявляющая основные закономерности реали-
зации этого процесса и воздействие различных факторов на тру-
доёмкость его выполнения. Расчёт по ЭММ повышает досто-
верность графика организации работ проходческого цикла, по-
зволяет определять скорость проведения выработки в зависимо-
сти от численности проходческого звена.
Каждый процесс проходческого цикла разделяется на меха-
низированные и ручные работы. Трудоёмкость i-й механизиро-
ванной работы равна
___ Пм1
“"p^FIki
i=l
где n м i - количество проходчиков, обслуживающих машину; PTi
- техническая производительность средства механизации; П к, ~
произведение коэффициентов, учитывающих воздействующие
факторы.
Трудоёмкость ручных работ (др1) определяется нормативом
трудозатрат (NJ и рассчитываются с учётом организационных
факторов (количество одновременно работающих проходчиков,
степень совмещения работ):
4pi Nj к орГ j к гг i 5
где к орг. i и к гг / - коэффициенты влияния организационных и
горногеологических факторов.
Тогда трудоёмкость выполнения единицы объёма i-ro про-
цесса проходческого цикла равна
qs = ( —+ Нkop- k m) Д i, (2.20)
Priflki
i=l
где gi =1,11-1,17 - коэффициент, учитывающий длительность
отдыха проходчиков (меньшее значение соответствует менее
тяжёлой работе); к расчёту обычно принимается равным 1,15; 04
- коэффициент приведения размерности трудоёмкости i-ro про-
131
цесса к единой размерности «чел.мин./! м3 выработки в свету»:
процесс «Бурение шпуров» аб = We/SCB; процесс «Уборка по-
роды» а у = Wy/SCB; процесс «Крепление» а к = WK/SCB; SCB -
площадь поперечного сечения выработки в свету; We; Wy и WK -
объёмы работ на 1м выработки соответственно по бурению
шпуров, уборке породы и креплению выработки.
В табл. 2.24-2.28 приведены модели трудоёмкости работ про-
ходческого цикла. Для расчёта трудоёмкости работ «Заряжание
шпуров и взрывание шпуровых зарядов» и потерь от технологи-
ческих перерывов используются следующие данные:
Подготовительно-заключительные работы:
трудоёмкость, чел.мин./цикл 11,9
Заряжание и взрывание шпуров длиной
1ш=1,8м: 1,16
трудоёмкость, чел.-мин./м
коэффициент кш, учитывающий изменение 0,44 +1,01/1Ш
дли ны шпура 1ш
Потери трудовых затрат, чел.-мин./цикл
из-за простоя проходчиков, не участвующих в
заряжании и взрывании шпуровых зарядов п3, Б ( пзв - Щ)
из-за простоя проходчиков в период провет-
ривания выработки 1пр пзв
Здесь t3; tnpH n3B - соответственно продолжительности заряжания
шпуров, проветривания выработки и численность звена проход-
чиков
Для определения максимальной численности проходческого
звена и диапазона изменения скорости проведения выработки
анализируется структура работ проходческого цикла. Работы
распределяются по четырём категориям, если принят режим
проведения выработки три проходческие и ремонтно-
подготовительная смены в сутки. Если все четыре смены про-
ходческие, то по трём категориям.
Категория «А» - работы с регламентированной численно-
стью проходчиков и не совмещаемые друг с другом во времени.
Это, как правило, механизированные работы.
Категория «Б» - работы, не совмещаемые друг с другом и с
работами категории «А». Работы категории «Б» выполняют все
132
Модели трудоёмкости работ процесса «Бурение шпуров»
ООО
3
§
СО
Ё
£
г!
е
ж
стЗ
X
о
S
э
а х л
а
« г s 5
5 5^ 3 Й 2 г 3 S О а*
03 § £ *3 О КО 2 « С* °- й
г Й 4
Z ё s| И о 5, о, со 2 г» К О R « О Q, <© С £ о §
5
о
£
а
я
S
S
133
Продолжение таблицы 2.24
kf 0,02 + 0,063f + 0,01 If2 0,02 + 0,063 f+0,01 If2 0,02+ 0,063f+0,01 If2
Замена буровых штанг и коронок: трудоёмкость при f = 7, чел.-мин./шпур kf 1,98 0,398+ 0,079f +0,00 If2 0,535 0,391 + 0,08f + 0,001f2 0,535 0,391 + 0,08f + 0,001f2
Переход от шпура к шпуру: трудоёмкость, чел.-мин./шпур, при бурении: с колонки с манипулятора 3,42 1,81 — —
Раскайловка и зачистка почвы для бурения почвенных шпуров: трудоёмкость при f = 7, чел.-мин./шпур kf 0,755 0,314+ 0,112f - 0,002f2 0,54 0,314+ 0,112f-0,002f2 0,54 0,314+ 0,112f - 0,002f2
Очистка шпуров: трудоёмкость, чел.-мин./шпм 0,367 0,367 0,367
Примечания: * - для одной буровой машины; ** - для БУЭ-ЗТ и БУР-2Б
Таблица 2.25
Модели трудоёмкости работ процесса «Уборка породы»
Виды работ, параметры, коэффициенты Погрузочные машины
1ППН-5 ШНБ-2; 2ПНБ-2
Механизированные работы Погрузка машиной: техническая производительность при f =7, м3/мин. к„ kf Ручные работы Подготовительно-заключительные работы: трудоёмкость, чел.-мин./цикл Оборка забоя: 0,7 0,9 1,54 - 0,138f + 0,006f2 8 0,45 1,47 0,7 1,559-0,137f+0,005 2 0 S™ 1?
трудоёмкость при f =5, чел.-мин./цикл 0,145+ 0,206f +0.007f2
кг Передвижка предохранительной крепи:** 0,27
трудоёмкость, чел.-мин./цикл Зачистка почвы и подкидка породы к погрузочному органу машины: трудоёмкость при f =5, чел.-мин./м3 к, Раскайловка негабаритов породы: трудоёмкость при f =5, чел.-мин./м3 kf 2,45 0,12 + 0,221f-0,009f2 0,' 0,16 + 0,208 1,55 0,117 + 0,219f -0,009f2 71 f - 0,008f2
Продолжение таблицы 2.25
Обмен одиночных вагонеток (п 0-2 человек, L <40 м, 6=5, V=1 м3): трудоёмкость, чел.-мин./цикл коэффициент ку, учитывающий уровень организа- ции работ коэффициент kL , учитывающий длину откатки L kf коэффициент кв, учитывающий вместимость вагонетки Укладка и передвижка выдвижных рельсов временного пути (времянок): трудоёмкость, чел.-мин./цикл коэффициент кр, учитывающий количество рельсовых путей 3,07 0,81+0.091 п0 + 0,002 п 02 L/40 0,92 + 0,006 f + 0,002 f2 0,59 + 0,41 / V 9,43 1, k0=l - для одно-; k„=2 - для двухпутевых выработок
Примечания: * если на уборке породы занято больше 4 чел., то суммарную трудоёмкость работ “Погрузка машиной”
, “Зачистка почвы и подкидка породы к погрузочному органу машины ”, “Раскайловка негабаритов породы”, ’’Обмен
одиночных вагонеток” определяют из выражения: q = (qM I nM + q0 / i\,) (nM + п,), где qM; q0 - трудоёмкости механизи-
рованной погрузки породы и обмена вагонеток; пм и п0 - число проходчиков, занятых соответственно обслуживанием
погрузочной машины и обменом гружёных вагонеток на порожние.
** при использовании крепеустановщика типа КПМ предохранительная крепь отсутствует.
при использовании электровоза для обмена вагонеток трудоёмкость обменно-транспортных работ равна
Яо ~ 2 L nip / (и 13 SCB).
При упрощённом расчёте: q0 = 10 mp / (13 SCB), здесь mp - число рейсов для транспортирования горной массы от за-
ходки; 13 - величина заходки; и - средняя скорость движения транспортных средств.
Таблица 2.26
Модели трудоёмкости работ по уборке породы погрузочной машиной МПК-3
Виды работ, параметры, коэффициенты Средства транспорта
вагонетки конвейер 1ЛТ-80 Скребковый конвейер
Механизированные работы Погрузка машиной: техническая производительность при 6=5, Lo=20 м, м3/мин. kf 1 2,05 ,305-0,0696+0,001
^Lo l,56-0,032Lo + 0,0002Lo2
Трудоёмкость транспортирования породы .машиной, чел.-мин./м 4,91 (при Lo=20m, Lh=8m, т=6ваг.) 2,29 (при Lo=20m) 2,9 (при Lo=20m, L„=5m)
коэффициент kLo, учитывающий изме- нение расстояния пробега машины в зависимости от расстояния отброса по- роды от забояЬо 0,563 + 0,022Lo - 0,08 + + 0,054Lo 0,31 +0,0354Lo
коэффициент kL„, учитывающий изме- нение расстояния пробега машины в зависимости от шага наращивания LH транспортных коммуникаций 0,96 + 0,005L„ 0,957 + 0,0086L„
коэффициент km, учитывающий изме- нение пробега машины в зависимости от количества вагонеток в партии m 0,664 + 0,056т »»»
Продолжение таблицы 2,26
Ручные работы Подготовительно-заключительные работы: 8,0
трудоёмкость, чел.-мин./цикл Оборка забоя: трудоёмкость при f=5, чел.-мин./цикл kf 0,15 S„p 0,145+0,206 f 1, - 0,007f2
Расчистка транспортных коммуникаций: трудоёмкость, чел.-мин./ м3 0,367 (при Lo=30m; L„=8m; f=5; 8^=12,8м2) ..... 0,153 (при Lo=30m; L„=5m; f=5; 8пр=12,8м2)
коэффициент к], учитывающий измене- ние объёма расчистки транспортных коммуникаций в зависимости от раз- броса породы Lo (46.05 / Lo) - 0,535 (36.871 Lo) - 0,229
коэффициент к„, учитывающий измене- ние объёма расчистки транспортных коммуникаций в зависимости от шага наращивания транспортных коммуни- каций LH L„/(8,984 -0,123LH) L„/ (5,4 - 0,08LH)
коэффициент к„ учитывающий измене- ние объёма расчистки транспортных коммуникаций в зависимости от попе- речного сечения выработки в проходке Snp 2,124-0,12 S„p+ 0,0026 S^2 2,124 - 0,12 S„p++0,0026 S„p2
kf 0,12 + 0,221 f-0,009 f2 0,12 + 0,221 f- 0,009 f2
Продолжение таблицы 2.26
Раскайловка негабарита породы: трудоёмкость, чел.-мин./ м3 kf Обмен партий вагонеток: 0,29 0,16 + 0,208 f-0,008 f2
трудоёмкость (при Ь=40м; г\,=2чел.; f=6; m=6; V=2m3), чел.-мин./ м3 Коэффициент ку, учитывающий уровень 6,46 ....
организации работ 0,5 По .... ....
kL L/40 .... ....
кщ 6 / m .... ....
кв 2/V .... ....
kf 0,786 + 0,037 f ....
Примечание: При использовании конвейера 1 ЛТП-80 расстояние пробега МПК-3 принимается равным расстоянию
отброса породы от забоя
Таблица 2.7
Модели трудоёмкости возведения крепи КМП-АЗ
Виды работ, параметры, коэффициенты Трудоёмкость, чел.-мин./арку
Доставка крепёжных материалов при использовании затяжки: железобетонной деревянной [5 + b( S„p + 4)] L/20 b(S„p+ 8.75)L/20
Продолжение таблицы 2.27
металлической решётчатой (0,76 S„p + 4,26) L / 0
Выравнивание боков и кровли выработки Установка верхняка Установка стоек Соединение элементов крепи Расклинивание арки Устройство лунок Заготовка и подготовка элементов крепи Устройство подмостей Затяжка кровли выработки при использовании затяжки железобетонной, деревянной, металлической решётчатой Затяжка боков выработки при использовании затяжки железобетонной, деревянной, металлической решётчатой Забутовка кровли выработки Забутовка боков выработки Монтаж-демонтаж секции монорельса 13,25 (0,364 + 0,06 S„p) (0,216 + 0,167 f- 0,07 О 1,96 ( S„p-2,85 ) 2,1 (S„p-3,15) 21,9 10,35 12,0 4,4 2,7 0,095 [7,4 (S^-0,91 ) - 3,52 ] / d 0,143[7,4(Snp-0,91)-3,52]/d 0,28 [7,4 (S„p-0,91 )-3,52]/d 0,42 [7,4 (S„p-0,91 )-3,52]/d 20/d
Примечания: L-расстояние подноски крепёжных материалов, м; Ь-длина затяжки, м; d - количество арок на 1 м
выработки;
* - при использовании крепеустановщика КПМ трудоёмкость возведения крепи определяется умно-
жением суммарной трудоёмкости при креплении вручную на коэффициент 0,7.
д Я X 54 2 1 Г § i ! 2 ёёН Г 2 & П о f 8 i I 1 s § Н ! i s i i I fJ 11 s h § h n s rH * S2§ ИI g i u.| | И 1 f § §>1 f I a J “ i 5. * 15. 1 5. a * | § g § ® 1 g «Н si § 2 а E 2 -£22Ь2Е2*яЕб 5 g • ж X |< ? I I i 1 | i | 1 i | s 1 4 I §, s s 2 2 « 2 <2 ° s в> я 1 коэффициенты 1 Виды работ, параметры,
-° bJ o чо о Tj 3л ". ж- OO +-* th T> KJ -° Й s О a ® E ' Д ъ < x 4- lu к э Ch ^3 tj О LJ о о £ Ъ о * <* о о О 2 7> о о Q | ? ю о |®еок>£ ~~~ .°v' а ©'—' Е 2 1 еэ о о © я 5 о 1 S й м 3 1 ° -ъ я я Чь 1 рудоемкость
проходчики звена (установка и соединение элементов крепи,
затяжка кровли выработки и т. п.).
Категория «В» - работы, выполняемые параллельно с рабо-
тами категории «А» и обязательно в проходческую смену (на-
стила времянок, установка предохранительной крепи и др.).
Категория «Г» - работы, выполняемые в ремонтно-
подготовительную смену, которые можно вынести за пределы
проходческого цикла. Например, крепление водоотводной ка-
навки, затяжка боков выработки с забутовкой закрепного про-
странства, наращивание коммуникаций. Они одновременно яв-
ляются «резервными» работами, которыми можно заменить ра-
боты категорий «А», «Б», «В» в случае невозможности их вы-
полнения. Если режим работы забоя не предусматривает ре-
монтно-подготовительную смену, то работы категории «Г» счи-
таются работами категории «В», т. е. всего три категории.
Рассчитываются суммарные трудоёмкости работ категорий
«А», «Б», «В», «Г», чел. мин. /м3 в свету:
Яа 5^ Ча i ’ Яб 5^ Яб i » Я» 5^ Я» I ’ Яг X Яг i •
Далее определяется максимальная численность проходческо-
го звена. Считается, что работы категории «Б» выполняют все
члены звена. Тогда продолжительность проходческого цикла
равна суммарной продолжительности работ категорий «А» и
«Б». При полном совмещении работ категорий «А» и «В» име-
ем:
ta tB , Тц (ta 4“ tg) SCB 5 Пб ГЦв Пв ,
где Тц - продолжительность проходческого цикла; ta ; t6 ; tB -
время выполнения работ категорий «А», «Б», «В»; па, п6 , пв -
количество проходчиков, выполняющих работы категорий «А»,
«Б», «В»; пзв - максимальная численность проходческого звена;
13 - величина заходки. Рассчитываются продолжительности
работ категорий «А» и «Б», мин.:
ta = Hqai / Па) ; t6 = ( £q6i)/ (na+ nB) .
Количество проходчиков, выполняющих работы категории
«В»
142
Пв - (Sbi У ta , а при отсутствии ремонтно-подготовительной
смены
Пв = (1Яв1+ Dbi ) I ta •
Количество проходчиков, выполняющих работы категории
«Г» в ремонтно-подготовительную смену, и минимальная чис-
ленность проходческого звена определяются расстановкой про-
ходчиков по рабочим местам
Минимальная и максимальная скорости проведения выра-
ботки (м/смену) соответственно равны
U min
Тц tpn зв
7 X Пшш
Via + Чб + Чв/§СВ
_ Тц tpn
(ta + t6)ScB'
И
Здесь Тсм - продолжительность проходческой смены; tpn^0 мин.
- длительность регламентированного перерыва.
Продолжительность работы проходческого цикла
t> = qi/ni ,
где П; - число проходчиков, которые выполняют i-ю работу тру-
доёмкостью q;.
Значения расчётной трудоёмкости работ проходческого цик-
ла корректируются поправочным коэффициентом К. Для выра-
боток, забои которых отнесены к опасным по метану К=1,1, к
особо опасным - К=1,2. При выделении воды из почвы выра-
ботки К=1,05, при сильном капеже К=1,15.
При проведении наклонных выработок принимают следую-
щие значение К:
угол наклона выработки, градус при проведении выработки: < 10 11 - 16 > 16
сверху вниз 1,1 1,2 1,25
снизу вверх 1,0 1,1 1,15
2.6.3. Расчёт графика организации работ проходческого
цикла по эксплуатационной производительности
оборудования
Методические указания
Продолжительность механизированной операции определя-
143
ется из выражения
tiM = WiM/P31mjkic ,
а выполняемые вручную - на основе норм времени (выработки)
и количества проходчиков (rij), выполняющих эту работу:
t,p = W,p HjB₽ / п;.
Здесь P3i - эксплуатационная производительность средства ме-
ханизации i-й операции проходческого цикла; т; - одновремен-
но работающих машин; к'с - коэффициент, учитывающий сни-
жение эксплуатационной производительности при совместной
работе машин в забое; кбс = 0,95 - для бурильных установок с
двумя буровыми машинами, кпс = 0,85 - для двух погрузочных
машин; W" и WjP - объёмы соответственно механизированной и
ручной работ.
Расчёт графика организации работ проходческого цикла про-
изводится в следующей последовательности:
- Вычисляются по эмпирическим зависимостям эксплуатаци-
онная производительность проходческих машин;
- определяется численный состав звена проходчиков;
- определяются продолжительности операций и проходческо-
го цикла в целом;
- после корректировки расчётной продолжительности опера-
ций проходческого цикла строится график организации работ.
Численность проходчиков на механизированных операциях
принимается по расстановке проходчиков по рабочим местам,
для немеханизированных работ - по затратам труда, наиболее
рациональному использованию рабочего места и т. п. Количест-
во проходчиков, выполняющих вспомогательные работы, реко-
мендуется принимать из условия совмещения выполнения этих
работ с основными операциями проходческого цикла. Числен-
ность проходческого звена с учётом машинистов электровозов,
не должно превышать 10-12 человек.
При последовательном выполнении основных операций и
параллельном с ними выполнении вспомогательных работ про-
должительность проходческого цикла равна
тц= Etyn+ EtoCH ,
где Е tyn - время выполнения основных условно-постоянных
работ; £ tOCH - продолжительность выполнения основных опера-
ций. Здесь
Е tyn tnc "t" ts N,„ I n3 + tBn + tn36 + t Kp ,
144
где tnc = 0,2 ч/смену - продолжительность приёма-сдачи смены;
t3 = 0,05 ч/шпур - средняя продолжительность заряжания одного
шпура; Nlu и п3 - количество шпуров на цикл и проходчиков,
занятых заряжанием шпуров; tBn = 0,5 ч - продолжительность
взрывания и проветривания выработки; trr,6 = 0,2 ч - продолжи-
тельность приведения забоя в безопасное состояние; £ t0CH = t6 +
tn + tKp , где t6; tn и tKp - продолжительности соответственно бу-
рения шпуров, уборки породы и возведения крепи; t’Kp = 0,2 ч -
продолжительность установки предохранительной крепи;
Продолжительность основных механизированных опе-
раций проходческого цикла корректируется коэффициентами,
учитывающими организационные факторы:
• крГ, = 1,11-1,17 - коэффициент, учитывающий регламентиро-
ванные перерывы;
• корГ - коэффициент, учитывающий уровень организации ра-
бот; при скоростном проведении выработок корг = 1,0; для выра-
боток критического пути строительства горного предприятия
корг = 0,81; при проведении выработок нормативными темпами
корг = 0,73;
• kgp - коэффициент, учитывающий профессиональную подго-
товку и специализацию членов проходческой бригады; при под-
боре бригады для проведения выработки в скоростном режиме
kgp = 0,97; для магистральных протяжённых выработок кбр =
0,83; при комплектовании новых бригад или переведённых с
других видов горных работ к6р = 0,68;
• кч - коэффициент, учитывающий изменение численности
проходческого звена, регламен-
тированной по сравнению с расстановкой проходчиков из усло-
вия нормальной эксплуатации проходческих машин; кч = 0,94 -
при уменьшении численности звена проходчиков на одного че-
ловека и кч = 1,06 - при увеличении на одного человека.
Тогда продолжительность основных механизированных опе-
раций определяется из
выражения
t" = (W,M / Рэ i mi k‘c) (kpn / kopr k6p k4).
Расчётная продолжительность проходческого цикла
Тц — ( £ tyn + £ t0CH) ксовм ,
где kcOBMOCH - коэффициент совмещения основных операций;
ксовм00” = 1 - (Е tci / Е к), tci - продолжительность совмещаемой
части i —й работы; tj - продолжительность выполнения i-й рабо
145
ты.
Расчётная скорость проведения выработки составит
Up £ ш 1 п m tCM /Ту ,
где п - количество рабочих дней в месяце; tcM - продолжитель-
ность проходческой смены; m - количество смен по проведению
выработки в сутки; £ш; 7] - глубина и коэффициент использова-
ния шпура.
Пример 2.8. Определить основные организационно- техно-
логические параметры и построить график организации работ
по проведению горизонтальной выработки с рельсовым транс-
портом при следующих исходных данных: прочность пород 40-
60 МПа; площадь поперечного сечения выработки в свету 17,3
м2, вчерне 22,6 м2; крепь КМП-АЗ с железобетонной затяжкой,
расстояние между арками 0,5 м; средняя глубина шпуров 2,5 м;
КИШ 0,9; количество шпуров 71; продолжительность проходче-
ского цикла 13 ч; режим работы забоя: четыре 6-часовые про-
ходческие смены в сутки, 25 рабочих дней в месяце.
Применяется комплект проходческого оборудования: бу-
рильные установки БУ-1 и БУР-2; две погрузочные машины
1ППН-5. Порода транспортируется в вагонетках ВГ-3,3 электро-
возом АРП-14. Крепь КМП-АЗ возводится крепеустановщиком
КПМ-8. Временный рельсовый путь настилается из рельс Р-24
на деревянные шпалы с расстоянием между ними 0,7 м; посто-
янный рельсовый путь - рельсы Р-33.
Решение. Рассчитываем объёмы работ проходческого цикла:
величина заходки 2,5 0,9 = 2,25 м; бурение шпуров 71-2,5 =
177,5 = 178 шпм; погрузка породы 22,6-2,5-0,9-1,05 = 53,4 м3 (в
целике); количество арок крепи 2,5 0,9/0,5 = 4,5 арки.
Составим перечень нормируемых работ проходческого цикла.
Определим на основании норм времени их трудоёмкость и про-
должительность выполнения (табл. 2.29). Приняты следующие
значения коэффициента уменьшения продолжительности вы-
полнения нормируемых операций а- [13 - (0,417 + 0,5)]/13 = =
0,92 и количества проходчиков, выполняющих работы проход-
ческого цикла, п = 100,24/13 = 7,71 чел., где 0,417 ч =
71-2,5/(7-60) - продолжительность заряжания и взрывания 71
шпура при средней продолжительности заряжания шпура 2,8
мин; 0,5 ч - продолжительность проветривания выработки;
100,24 чел.-ч - суммарная трудоёмкость нормируемых работ
проходческого цикла (см. табл. 2.29).
146
Таблица 2.29
Продол- житель- ность, мин. О о сч гч 220 237 24 ко 118 44 LV чО оо
Кол-во про- ходи., чел. сч СП О Г* сп СЧ сч СЧ сч сч СЧ
Трудо- ёмкость, чел. -ч 8,36 12,56 35,24 33,08 1,55 0,65 4,73 КО г—< ок т—“И сч o' | 8£‘О 100,24 j
Обоснование нормы времени Е36-1-44; 1,г Е36-1-44;2,г Е36-1-50 E36-I-67; табл.З, ,д; j Е36-1-116; табл. 1,2,6 Е36-1-117, 3,в Е36-1-116, табл.2, 3,г Е36-1-113, табл.1,2,в Е36-1-113, табл.4 сз сч" o' ок •—“И ко 2 Е37-2-49 | 1 Итого:
Норма време- ни 1,3 1,1 0,66 10,5 69‘0 0,29 2,1 оо o' 0,85 МП о" | 91‘0
1 Объём работ 64,2 113,8 53,4 4,5 2,25 2,25 2,25 2,25 мп <4 сч 1 2,25
Ед. изм. 10 шпм । арка S S 2 ж Юм
Операции, работы Бурение шпуров бурильными установками: БУ-1 БУР-2 Уборка породы двумя погрузочными машинами ШПН-5 Крепление выработки с применением крепеустановщика КПМ-8 (70% от норматива) Укладка временного рельсового пути Снятие временного рельсового пути Укладка постоянного рельсового пути Разработка водоотводной канавки Крепление канавки сборными железобетонными лотками Наращивание вентиляционного става Наращивание водоводных труб
147
Е си - Л 17 __1
| II смена Часы СЧ >—<
>—<
о »—и
o> — 1
ОО
Г-
I смена чо
мп г —
тГ Г' —
СП ___.
сч
г~
ним ‘чхэон -Ч1ГЭ1ИЖ -ifotfodjj 210 МП СЧ о СП 220 240 МП о СЧ СЧ 120 5 о о МП СЧ о СП
flOMHhtfoxodij ОЯ1ЭЭНИИО}} МП г- 1 Г- Г- СП СЧ СЧ СЧ СЧ СЧ г-
xogrd 178 »—и 1 4,5 2,25 2,25 МП МП сч^ сч^ ci сч 2,25 2,25 1
dawE irg 1 шпм —„— шпур 1 арка 2 2 s S 2 1
Операции, работы Бурение шпуров Заряжание и взрывание шпуров Проветривание Уборка породы Крепление Настил временного рельсового пути Снятие временного рельсового пути Настил постоянного рельсового пути Удлинение вентиляци- онного става Устройство водоотвод- ной канавки Удлинение энергетических коммуникаций Отдых
Рис. 2.10. График организации работ проходческого цикла
148
Принимаем к расчёту 7 человек при коэффициенте перевыпол-
нения норм времени kn = 7,71 / 17 = 1,10.
График организации работ представлен на рис. 2.10. В пер-
вую смену звено численностью 7 человек в течение 210 мин.
выполняют работы по бурению шпуров (5 чел.), снятию вре-
менного (2 чел.) и настилу постоянного (2 чел.) рельсовых пу-
тей, устройству водоотводной канавки (2 чел.). После выполне-
ния взрывных работ и проветривания выработки звено проход-
чиков выполняет операцию «Уборка породы». Машинисты и
помощники машинистов (4 чел.) управляют погрузочными ма-
шинами, двое проходчиков работают на обмене гружёных ваго-
неток на порожние вагонетки, перекидывают породу от боков
выработки к ковшу погрузочной машины. Электровоз АРП-14
формирует состав гружёных вагонеток.
Во вторую проходческую смену заканчивают уборку породы
и возводят четыре арки крепи КМП-АЗ, после чего в третью
смену удлиняют энергетические коммуникации (ставы сжатого
воздуха, воды, силовые кабели), настилают временный рельсо-
вый путь и заканчивают устройство канавки.
Согласно графика организации работ продолжительность
проходческого цикла составляет 13 ч, а скорость проведения
выработки 2,5-0,9-25-24/13 = 103,8 м/мес. при производительно-
сти труда проходчиков 103,8 17,3/(7-25-4) = 2,56 м3 в све-
ту/чел.-смену или 0,148 м/чел.-смену и численности проходче-
ской бригады 28 человек.
Пример 2.9. Для условий примера 2.8 построить график ор-
ганизации работ проходческого цикла. Порода в вагонетках ВГ-
3,3 откатывается двумя электровозами АРП-14 с обменом гру-
жёных вагонеток на порожние на симметричных стрелочных
переводах. Расчёт параметров выполнить по методике института
КузНИИшахтостроя (по эксплуатационной производительности
проходческого оборудования).
Определим эксплуатационные производительности буриль-
ных установок по формулам (2.12) и (2.13):
БУ-1 Рэ' = 0,36-105 = 37,8 = 37 шпм/ч;
БУР-2 Рэ" = 0,6-150 - 0,856-50 +2-2,5 + 0,52-22,6 = 64 шпм/ч.
Для одинаковой продолжительности бурения шпуров объём
буровых работ, приходящийся на буровую установку БУ-1 дол-
жен составлять 65,2 шпм, а на БУР-2 - 112,8 шпм
t6 = Wi / 37 = (178 - Wi) / 64 = 1,76 ч = 106 мин.
149
Эксплуатационная производительность погрузочных машин
1ППН-5 при откатке породы в одиночных вагонетках ВГ-3,3
электровозами АРП-14 по формуле (2.18)
Р, = 2-0,85-0,6450,7-1,0-0,92-0,78-75 = 41,3 м3/ч ,
здесь 0,645 - коэффициент готовности погрузочной машины
ШПН-5 (см. табл. 2.6)
Продолжительность операции «Уборка породы»
ty = 53,4-2 / 41,3 = 2,59 ч = 155 мин.,
где 2 - коэффициент разрыхления породы при f = 5 [5].
Продолжительности работ, выполняемых вручную, опреде-
ляются на основании норм времени с учётом расстановки про-
ходчиков по рабочим местам. При этом коэффициенты а и кп
принимаются равными 1,0. График организации проходческих
работ предполагает проведение выработки со скоростью
2,5-0,9-24-25 /11,3 = 119,5 м/мес. при производительности труда
проходчика в смену 119,5-17,3 / 7-4-25 = 2,95 м3 выработки в
свету или 0,170 м/чел.-смену (рис. 2.11). С учётом коэффициента
перевыполнения норм принимаем Тц = 11 ч. При этом, погреш-
ность составит 2,65%, что допустимо. Тогда скорость проведе-
ния выработки составит 122,7 м/мес., а производительность тру-
да 3,03 м3/чел.-смену или 0,175 м/чел.-смену.
Пример 2.10. Для условий примера 2.9 построить гра-
фик организации работ проходческого цикла. Крепь КМП-АЗ
устанавливается вручную. Расчёт выполнить по методике ИГД
им. А.А. Скочинского (экономико-математическое моделирова-
ние трудоёмкости проходческих работ).
Решение. На основании экономико-математических моделей
рассчитываем трудоёмкости работ проходческого цикла (см.
табл. 2.24-2.28).
Операция «Бурение шпуров».
Эксплуатационная производительность бурильных устано-
вок:
БУ-1Б Рэ= 0,88 (2,518 - 0,291-5 + 0,0105-52) (0,295 + 0,07-5 -
0,25-52) / (0,93 + 0,04-2,5) = 0,661 шпм/мин.;
БУР-2: Р3 = 2-0,95-0,661 = 1,256 шпм/мин.
Трудоёмкость ручных работ при коэффициенте, учитываю-
щем длительность отдыха проходчиков, равном 1,15:
подготовительно-заключительные работы
150
гч < — Г' 1_
< 1 — —. — г •_-.Г
св К о о — 1
X о Д QS — — л
ОС
с ы Г-
В h Ч©
»п
св S О Tt
5В о ►—1 rt —
гч
—1 г -
Н 410 -41 -ижь -0 ИИ он ГЭ1 OB' dn un f—< 25 30 о о ЧО ’’в’ — сЧ 40 25 120 50 25 30 1_25
hVoxodu OS-IfO}I г- 1 г- г- сч еч ГЧ сч 3,4 сч г-
logcd i494.go oo »—и »—и 1 Ч СП 2,25 2,25 2,25 2,25 2,25 2,25 1 1
dawEH •Kg g a шпур 1 м3 арка X X X X X X 1 1
К S 5 о ев сх s' S а св сх о с э co О a о S К о £ Заряжание и взрывание ШПУООВ -- - Проветривание Уборка породы Крепление Настил временного рельсо- вого пути Снятие временного рельсо- вого пути Настил постоянного рель- ; СОВОГО ПУТИ Удлинение вентиляционно- го става Устройство ВОДООТВОДНОЙ канавки Удлинение энергетических коммуникаций Отдых Прочие работы
Рис. 2.11. График организации работ проходческого цикла
151
29 1,15 = 33,350 чел.-мин./цикл;
оборка забоя с разметкой шпуров
0,705- (0,02 + 0,063-5 + 0,011-52)-1,15 = 0,495 чел.-мин./шпм;
замена буровых штанг и коронок
0,535 (0,391 + 0,08-5 + 0,001 -52)-1,15 = 0,503 чел.-мин./шпм;
раскайловка негабарита породы и зачистка почвы выработки
0,54 (0,314 + 0,112-5 - 0,002-52) 1,15 = 0,560 чел.-мин./шпм;
очистка шпуров 0,367-1,15 = 0,422 чел.-мин./шпм.
Трудоёмкость операции «Бурение шпуров»:
[(2-61,3/0,661) + (3-116,7/1,256)]-1,15 + 33,350 + 71-0,495 +
+178-0,503 + 71-0,560 + 178-0,422 = 806,756 чел.-мин./цикл ,
где 61,3 и 116,7 шпм - объёмы буровых работ соответственно
для БУ-1Б и БУР-2Б, рассчитанные из условия одинаковой про-
должительности работы бурильных установок W/0,661 = (178 -
-W])/l,256; 2 и 3 - количество проходчиков, обслуживающих
БУ-1Б и БУР-2Б.
Продолжительность выполнения работ:
подготовительно-заключительные, оборка забоя с разметкой
шпуров
(33,350 + 33,145)/5 = 13,7 = 15 мин.;
бурение шпуров, замена буровых штанг и коронок, раскайловка
негабарита, зачистка почвы выработки
(806,756 - 33,350 - 35,145 - 75,116)/5 =132,6 135 мин.;
очистка шпуров
75,116/5= 15 мин.
Продолжительность операции «Бурение шпуров»
15 + 135 + 15 = 165 мин.
Операция «Уборка породы». Эксплуатационная производи-
тельность погрузки породы машиной 1ППН-5:
Рэ = 0,7-0,9 = 0,63 м3/мин.
Трудоёмкость ручных работ:
подготовительно-заключительные работы
8,0-1,15 = 9,2 чел.-мин./цикл;
оборка боков и кровли выработки
0,45-2,5-0,9-22,6-1,05-1,15 = 27,635 чел.-мин./м3;
зачистка почвы выработки и подкидка породы
2,45-1,15 = 2,818 чел.-мин./ м3;
раскайловка негабарита породы
0,71-1,15 = 0,817 чел.-мин./ м3;
обмен одиночных вагонеток электровозом
152
3-2-75-18-1,15/45 = 207 чел.-мин./цикл,
где 75 м - средняя величина плеча откатки; 45 м/мин. - средняя
скорость движения транспортных средств; 18 - количество рей-
сов для транспортирования объёма породы от заходки 53,4'2/
/3,3-0,92 = 17,98 = 18 рейсов, здесь 3,3 и 0,9 - вместимость и
коэффициент заполнения вагонеток ВГ-3,3; 2 - количество
одновременно работающих погрузочно-транспортных линий;
погрузка породы с обменом вагонеток
[(53,4-2-1,15/0,63-2-0,85) + 207/3] (4 + 3) =
= 1285,746 чел.-мин./цикл,
где 4 и 3 - количество проходчиков, занятых соответственно на
погрузке породы и обмене гружёных вагонеток на порожние.
Продолжительность выполнения работ:
подготовительно-заключительные, оборка забоя и кровли выра-
ботки
9,2 / 3 + 27,635 / 3 = 12,28 мин.
погрузка породы, обмен вагонеток, зачистка почвы и подкидка
породы, раскайловка негабарита
[1285,746 + (2,818 + 0,817) -53,4] /7 = 211,4 мин.
укладка времянок 48,3 / 3 = 16,3 мин.
Принимаем продолжительность операции «Уборка породы»
равной 10 + 210 + 20 = 240 мин.
Трудоёмкость работ операции «Крепление выработки»:
доставка крепёжных материалов на расстояние 20 м
[5 + 0,5 (27,3 + 4) 20/20]-1,15 = 17,077 чел.-мин./арка;
выравнивание боков и кровли выработки
13,25 (0,364 + 0,006-23,7)-(0,216 + 0,161-5 - 0,007-52)-1,15 = 23
чел.-мин./арка;
установка верхняка
1,96-(23,7 - 2,85) 1,15 = 49,996 чел.-мин./ арка;
установка стоек
2,1 (23,7 - 3,15) 1,15 = 49,628 чел.-мин./арка;
соединение элементов крепи 21,9-1,15 = 25,185 чел.-мин./арка;
расклинивание арки 10,35-1,15 = 11,903 чел.-мин./арка;
устройство лунок 12,0-1,15 = 13,8 чел.-мин./арка;
подготовка элементов крепи 4,4-1,15 = 5,06 чел.-мин./арка;
устройство подмостей 2,7-1,15 = 3,105 чел.-мин./арка;
затяжка кровли выработки
0,095-[7,4-(23,7 - 0,91) - 3,52]-1,15/2 = 9,019 чел.-мин./арка;
153
затяжка боков выработки 0,143-[7,4- (23,7 - 0,91) -
3,52]-1,15/2 = 13,577 чел.-мин./арка;
забутовка кровли выработки
0,28-[7,4- (23,7 - 0,91) - 3,52]-1,15/2 = 26,586 чел.-мин./арка;
забутовка боков выработки
0,42-[7,4-(23,7 - 0,91) - 3,52]-1,15/ 2 = 39,877 чел. мин./ арка.
Суммарная трудоёмкость возведения одной арки крепи
284,813 чел.-мин.
Продолжительность выполнения работ:
доставка крепёжных материалов
4-15 / 4 + (17,077-4,5 - 4-15)/2 = 19,4 минУцикл;
выравнивание боков и кровли выработки
4-10 / 4 + (23-4,5 ~4-10)/6 = 21 минУцикл;
подготовка элементов крепи 4,5-5,06/1 = 22,8 минУцикл;
устройство подмостей и лунок
(3,105 + 13,8)4,5/7= 10,9 минУцикл;
установка стоек, верхняков, соединение элементов крепи, рас-
клинивание арки
(49,628 + 46,996 + 25,185 + 11,903) 4,5/7 = 86 минУцикл;
затяжка и забутовка боков и кровли выработки
(13,577 + 39,877 +9,019 + 26,586)-4,5/7 = 57,3 мин.
Трудоёмкость вспомогательных работ:
проведение водоотводной канавки
9,1(0,7-0,057-5 - 0,002-52) = 8,508 чел.-мин./м;
крепление водоотводной канавки железобетонными лотками
8,5-2 = 17 чел.-мин./м;
навеска вентиляционных труб 1,6 чел. минУм;
наращивание водоотводных труб 8,8 чел.-мин./ м.
Из-за отсутствия экономико-математических моделей трудо-
ёмкость других вспомогательных работ проходческого цикла
определяем на основании норм времени (см, табл. 2.29):
укладка временного рельсового пути 41,4 чел. минУм;
снятие временного рельсового пути 17,4 чел. минУм;
укладка постоянного рельсового пути 126 чел.-мин./м.
Продолжительность вспомогательных работ:
устройство водоотводной канавки
(8,508 + 17)2,25/3 =19,1 мин.;
154
1,6-2,25/2 = 1,8 мин.
8,8-2,28/2 = 9,9 мин.
41,4-2,25/2 = 23,3 мин.
17,4-2,25/2= 19,6 мин.
126-2,25/2= 141,8 мин.
навеска вентиляционных труб
наращивание водоотводных труб
укладка временного рельсового пути
снятие временного рельсового пути
укладка постоянного рельсового пути
График организации работ представлен на рис. 2.12. При
продолжительности проходческого цикла 11 ч 45 мин. скорость
проведения выработки составит 2,5-0,9-25-24/11,58 = 116,6
м/мес. при производительности труда проходчика
116,6-17,3/ /7-4-25 = 2,88 м3/чел.-смена или 0,166 м/чел.-смена.
При продолжительности проходческого цикла 12 ч (погреш-
ность 3,62%) скорость проведения выработки составит 112,5
м/мес. при производительности труда 2,78 м3/чел.-смену или
0,161 м/чел.-смену.
Рассчитаем возможные диапазоны изменения численности
проходческого звена и скорости проведения выработки. К рабо-
там категории «А» отнесём операции по бурению шпуров и
уборки породы, к работам категории «Б» - работы по возведе-
нию крепи КМП-АЗ, к работам категории «В» - вспомогатель-
ные работы. Тогда трудоёмкость составит:
работ категории «А» qa = Lqai = 20,7 + 33,1 = 53,8 чел.-мин./м3;
работ категории «Б» q6 = 32,9 чел.-мин./м3;
работ категории «В» qe= £qBi = 24,5 чел.-мин./м3.
Продолжительность выполнения работ категории «А»;
ta = 20,7/5 + 33,1/7 = 8,87 мин./м3.
Количество проходчиков, выполняющих работы категории
«В»: пв = 24,5/8,87 = 2,76 = 3 чел.
Продолжительность выполнения работ категории «Б»:
t6 = 32,9/(8,87 + 2,76) = 2,83 мин./м3.
Максимальная численность проходческого звена пмаксзв = 5 +
+3 = 8 чел., а минимальная численность звена определяется рас-
становкой проходчиков по рабочим местам пмин 38 = 6 чел.
Тогда скорость проведения выработки в зависимости от чис-
ленности проходческого звена будет изменяться в диапазоне
имин. = (360 - 30) 6 / [17,3 (53,8 + 32,9 + 24,5)] = 1,03 м/смена=
= 103 м/мес.;
имакс. = (360 - 30) / [17,3 (8,87 + 2,83)] = 1,63 м/смена =
= 163 м/мес
155
Операции, работы Единица измерения Объём работ Количество проходчиков Продолжи- тельность, мин. I смена II смена
часы
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Бурение шпуров: подготовительные работы бурение шпуров заключительные работы шпм. 178 5 160
5 10 ч 1 J
5 130 1 1
5 20 1 ь=
Заряжание и взрывание шпуров шпур 71 7 25
Проветривание - - - 30
Уборка породы: подготовительно- заключительные работы, погрузка породы укладка времянок м3 107 7 245
1
3 10 1 I*
7 220 ЦТ
“1 1 —1 4.
3 15 S _1
Крепление: доставка материалов арка 4,5 7 190 !! 1 1
4,2 25 1
выравнивание боков и кровли 4,6 20
Продолжение рис. 2.12
подготовка элементов крепи устройство подмостей монтаж арки затяжка и забутовка 1 20 —ТТ II И 11 11 1 1 “Г" 1 1 1 1 I I I I
7 10 11 II 1| 1 Ьз 1 1
7 85 11 1| 1 1
7 60 i i 11 - 1 —।
Настил временного рельсового пути м 2,25 2 25 ii 11 11 11 I 1 1 1 —।
Снятие временного рельсового пути м 2,25 2 20 1 1 11 и и 11 I
1 —।
Настил постоянного рельсового пути м 2,25 2 140 —| 1 11 и 11 ii 1 I
1 ।
Удлинение вентиляционного става м 2,25 2 5 и 1* । I 1 । I —।—
Устройство водоотводной канавки м 2,25 3 20 । । । । 1 I
Удлинение энергетиче- ских коммуникаций м 2,25 2 25 i । । । i 1
Отдых - - 7 60
Прочие работы - - 20 i 1
Рис. 2.12. График организации работ проходческого цикла (к примеру 2.10)
При применении крепеустановщика КПМ-8 трудоёмкость
возведения крепи уменьшается на 30%. Тогда при продолжи-
тельности проходческого цикла 10,66 часа и численности про-
ходческого звена 7 человек скорость проведения выработки со-
ставит 126,6 м/ мес. при производительности труда проходчика
3,13 м3/чел. смена или 0,181 м/чел.-смена.
Задачи для решения (табл. 2.30). Рассчитать параметры
проходческого цикла и основные технико-экономические пока-
затели проведения выработок. Построить график организации
работ.
Принять режим работы проходческого забоя - четыре 6-
часовые проходческие смены в сутки, 25 рабочих дней в месяце.
При проведении выработок применяется временный рельсовый
путь из рельс Р-24 на деревянных шпалах, уложенных через 1 м.
Постоянный рельсовый путь - рельсы Р-33, шпалы железобе-
тонные, расстояние между шпалами 1 м. Колея рельсового пути
900 мм.
В табл. 2.30 приняты следующие обозначения:
КПМ-АЗ - крепь податливая металлическая трёхзвеньевая; МБ
- монолитная бетонная крепь; НБ - набрызгбетонная крепь; ГТК
- железобетонная гладкостенная тюбинговая крепь; анкера -
анкерная крепь; 1 рама/м - количество рам на 1 м выработки; t -
толщина крепи; V - объём бетонной смеси на 1 м выработки; F -
площадь поверхности набрызгбетонирования на 1 м выработки;
анкера 1,5м- анкер длиной 1,5 м; кровля - шт./м - количество
анкеров, установленных в кровлю на 1 м выработки; 1x1 м -
сетка расстановки анкеров; тюб./арка - количество тюбингов в
тюбинговой арке; тюб./заходка - количество тюбингов, уста-
новленных за проходческий цикл; SCB и SB4 - площади попереч-
ного сечения выработки в свету и вчерне; f - коэффициент кре-
пости породы; v - скорость проведения выработки; 1ш, т/ и Ыш -
глубина, коэффициент использования и количество шпуров в
комплекте.
Объём породы за цикл дан в разрыхленном состоянии.
158
Таблица 2.30
О Ю Е Й § Л s уборка породы, м3 О ТГ С о Г э 95,0 72,9
Объём на и бурение шпуров, шпм. 117,6 179,4 98,8
Nm, шпур со 49 78 38
0,9 0,8 ОО o' 0 с И 0 э
„В 2 2,1 2,4 2,3 2,6
У , м/мес СД 115 114 99,5
Проходческое оборудование ПП-63В (2 шт.); 1ПНБ-2; УПЛ-2М; ВГ-3,3; АРВ-7 СБУ-2М; 2ПНБ-2; ВГ-2,5 БУР-2 (2 шт.); ШПН-5 (2 шт.); ПСК-1 (2 шт.); ВГ-3,3; АРП-14 2ПНБ-2Б; БУК-1; ОМП-1; ВГ-2,5
СП 7-9 4-6
а 001 00 2 7.1 10,9 20,5 17,3 2,6 12,2 15,7
1 ип выработки, крепь Однопутевая; КМП-АЗ; 1рама/м; ж.-б. затяжка Двухпутевая; КМП-АЗ; 1,25 рамы/м; ж.-б. затяжка Двухпутевая; КМП-АЗ; 2 рамы/м; ж.-б. затяжка Двухпутевая; МБ; 1=200мм; У=1,42 м3/м
159
2.7. Комбайновая технология проведения
горных выработок
2.7.1. Организация проходческих работ
Методические указания
Организационно-технические параметры проведения выра-
ботки рассчитываются в два этапа. Укрупненный расчет выяв-
ляет возможность достижения заданных технико-экономических
показателей проведения выработки. Затем производится их
уточнение. Режим работы бригады обычно представляет шести-
дневную рабочую неделю с одним выходным днем при 25 рабо-
чих днях в месяц; четыре 6-часовые смены в сутки, из которых
три - проходческие, одна ремонтно-подготовительная.
Величина заходки обычно обусловливается устойчивостью
породных обнажений и принимается кратной расстоянию между
рамами крепи, ширине тюбинга, длине секции опалубки.
Продолжительность проходческого цикла определяется сум-
марной длительностью несовмещаемых во времени работ:
Тц = trn + ten + 1всп + 1тр + 1кр + 1ком + йтр + 1отд ,
где - 1пз; йзп ; 1всп ; 1тр '> йср 11ком J tup ; torn — продолжительности
работ подготовительно-заключительных; выемки и погрузки
горной массы, вспомогательных, транспортно-маневровых, по
возведению постоянной (временной) крепи, наращиванию ком-
муникаций, простоев, отдыха.
Подготовительно-заключительные работы-, прием и сдача
смены; осмотр забоя и пробный пуск комбайна; проверка рабо-
ты оросительного устройства, замена пылеулавливающих меш-
ков и др.
Выемка и погрузка горной массы: управление комбайном и
концевым выключателем перегружателя.
Вспомогательные работы: подача комбайна на забой; заме-
на резцов; разбивка негабаритов; подкидка горной массы к по-
грузочному органу комбайна; подтягивание и подвеска силового
кабеля и шланга орошения; наблюдения за погрузкой и разрав-
нивание горной массы в вагонетках; подача сигналов машини-
сту электровоза для перемещения вагонеток при их загрузке;
наращивание времянок; наращивание монорельса и перенос
подвесок перегружателя.
Транспортно-маневровые работы: маневрирование состава
160
ми вагонеток; обмен груженых составов (партий) вагонеток на
порожние; настилка и снятие временного рельсового пути; на-
стилка постоянного рельсового пути. Наращивание ленточных и
скребковых конвейеров, монорельсовой дороги, канатной доро-
ги; доставка материалов (трубы, рельсы, шпалы, арки крепи,
затяжка, кабель) и оборудования (лента конвейера, цепи, роли-
ки, решетки и др.) к месту складирования в выработке и от мес-
та складирования к месту производства работ.
Возведение постоянной крепи: подноска элементов крепи;
подготовка межрамных стяжек, соединительных скоб и планок,
заготовка клиньев; подготовка лунок, установка стоек и верхня-
ка в проектное положение; соединение элементов крепи; про-
верка вертикальности рам и установка межрамных стяжек; за-
бивка клиньев; затяжка кровли и боков выработки.
Удлинение коммуникаций: наращивание вентиляционных
труб, труб сжатого воздуха и воды; силового кабеля; проведение
водоотводной канавки.
Простои: расштыбовка перегружателя и головок конвейера;
текущий ремонт оборудования (комбайн, перегружатель, кон-
вейер, вентилятор местного проветривания, пусковая электро-
аппаратура, средств автоматики).
Работы операции «выемка и погрузка горной массы» могут
совмещаться во времени с подноской и подготовкой элементов
крепи, затяжкой боков выработки, наблюдением за погрузкой
горной массы на конвейер и управлением конвейерной линией.
Установка рам крепи, затяжка кровли выработки и другие рабо-
ты выполняются при неработающем комбайне или в ремонтно-
подготовительную смену.
В ремонтно-подготовительную смену обычно проводится
профилактический осмотр, текущий ремонт комбайна и другого
оборудования; наращивание коммуникаций; рихтовка и балла-
стировка рельсового пути; доставка материалов и оборудования;
наращивание транспортных коммуникаций. Из-за сложности
регламентации такелажно-доставочные работы в графике орга-
низации работ не детализируются.
Комплексная бригада численностью 30-34 человек состоит из
4-5 звеньев. В комплексной бригаде может быть сформировано
звено доставщиков-такелажников. Три звена заняты в проходче-
ские смены, одно - в ремонтно-подготовительную смену. Если в
ремонтно-подготовительную смену выходят два звена, то одно
6 Зак. 3836
161
выполняет профилактику и текущий ремонт оборудования, а
другое - такелажно-доставочные работы. Следует заметить, что
повышение производительности труда можно достигнуть уве-
личением количества проходчиков (за счет более интенсивного
выполнения мало- и немеханизированных работ).
Проходческое оборудование, как и при буровзрывной техно-
логии проведения выработок, выбирается из условия соответст-
вия технических характеристик оборудования условиям прове-
дения выработки (см. §2.1). В табл. 2.31 приведены комплекты
оборудования для проведения выработок с крепью КМП-АЗ и
область их применения.
При укрупненном расчете параметров проходческого цикла
количество проходческих циклов в смену, обеспечивающее за-
данную скорость проведения выработки,
N„ = v/mnl3 , (2.21)
где и - скорость проведения выработки, м / мес; m - количество
проходческих смен в сутки; п - число рабочих дней в месяце; 13
- величина заходки, м.
Продолжительность работы проходческого комбайна в
проходческом цикле
tku = tc ки / пц . (2.22)
где tc - продолжительность проходческой смены, мин; ки = 0,39-
0,42 - коэффициент использования комбайна в смену.
Продолжительность выполнения остальных операций
проходческого цикла определяется на основании норм времени
(выработки)
ti = ViHiBP/knni
где Vj - объем i-й работы; HjBP - норма времени i-й работы; п,
- число проходчиков, выполняющих i-ю работу; kn = 1,5-1,6 -
средний коэффициент перевыполнения нормы времени, по от-
дельным видам работ может достигать 2-2,3.
Численность проходческого звена принимается из расчета 2-
2,5 м2 площади забоя вчерне на одного проходчика.
Если результаты укрупненного расчета подтверждают воз-
можность достижения заданных технико-экономических пока-
зателей проведения выработки, то приступают к проектирова-
нию организации работ по методике ИГД им. А.А. Скочинского
(табл. 2.32).
162
Таблица 2.31
>s § 1 E c 5 c E L a транспорт -электровозный транс- порт; ДКНЛ-1 (ДКН-2; ДНГ; ДКН-4; ДНГЛ-2; НТУ; НТУ-Р; 1СТГ; УДЛГ-2) ЛВ-25 (ЛВД-34;ЛВД-24)-2шт. электровозный транс- порт; ЛВ-25 (ЛДВ-24;ЛВД-34)-2шт ДКН-2 (ДКН-4; ДНГ; НПУ; НТУ-Р; 1СТГ; 1ДЛГ-2) ЛВ-25 (ЛВД-24; ЛВД-34)
Средства транспортирования горной массы ЛТП-80 (1ЛТП-80У; 2ЛТП-80У); ППЛ (УПЛ); 1ЛТ-80 (1ЛТ-80У; 2ЛТ-80У; 2ЛТ-80); ППЛ (УПЛ); 1 Л-80-02 (1Л-80У; 2Л-80У; 1Л100К-1); СП-202 (1СР-70М; С50); ЛТ. С53А (С50; СР60; 1СР70М). ППЛ (УПЛ); вагонетки СП-202 (1СР-70М; С-50)
E S комбайн 1ГПКС 4 ПУ (1ПК-ЗР) 1ГПКС (ГПКС0) (1ПК-ЗР) 1ГПКС (ГПКС)
10ТКИ 1.. коэффи- циент присел- ки пород 0 - 0,75 0-0,50 0 - 0,75 0 - 0,75
cd ex 2 ta s я 11редел проч- ности пород, МПа До 80 До 50 До 80 До 50
rt ё * о E & > о з ь >, cd cd Cd у-) но. с* 0±10 0±10 0±3 -Н О
co О J 5 S и* E C E c попереч- ного сече- ния в свету, м2 13,2-17,2 4,0-9,5 6,4-17,2 9,2-12,9
163
Продолжение табл. 2.31
9,2-12,9 10 ±20 До 50 0-0,75 1ГПКС (ГПКСВ СП-202 (1СР-70М; С-50) ДКН-2 (ДКН-4; ДНГ; НПУ; НТУ-Р; 1СТГ; 1ДЛГ-2) ЛВ-25 (ЛВД-24; ЛВД-34)
13,2-20,6 0+ 10 До 100 До 1,0 4ПП-2М (4ПП-2 4ПП-5) 1ЛТП-80 (1ЛТП-80У; 2ЛТП- 80У); ППЛ (УПЛ); 1ЛТ-80 (1ЛТ-80У; 2ЛТ-80У; 2ЛТ-80); ППЛ (УПЛ); 1Л-80-02 (1Л-80У; 2Л-80У-10; 1Л- 100К-1); СП-202 (1СР-70М; С-50); ЛТ электровозный транс- порт; 6 ДМКУ (ДМКУ; ДМКУ-1); ДКНЛ-1 (ДКН-2; ДКН-4; ДНГ; ДНГЛ-2; НТУ; НТУ-Р); ЛВ-25 (ЛВД-24; ЛВД-34) - 1 шт.
12, -20,6 0±3 До 100 До 1,0 4ПП-2М (4ПП-2) ППЛ (УПЛ); вагонетки ЛВ-25 (ЛВД-24; ЛВД-34) - 2 шт.
12,8-20,6 0± 10 До 100 До 1,0 4ПП-2М (1ГПКС 4ПП-5) 5ВС-15М; 1Л-80-02 (1Л-80У; 2Л- 80У-10; 1Л100К-1); 5ВС-15М; 1СР-70М (ППЛ; УПЛ); 1Л-80-02; ППЛ (УПЛ); 5ВС-15М электровозный транс- порт; 6 ДМКУ (ДМКУ 1; ДМКУ); ДКНЛ-1 (ДКН-2; ДКН-4; ДНГ; ДНГЛ-2; НТУ; НТУ-Р); ЛВ-25 (ЛВД-24; ЛВД-34)
Примечание: - в скобках приведено альтернативное оборудование.
Таблица 2.32
Виды работ, корректирующие коэффициенты Формулы для расчета, числовые значения параметров и коэффициентов
ПК-ЗР ПК-9Р 1ГПКС 4ПП-2М 4ПП-5
Механизированные работы
Работа комбайна: Техническая производительность, м3/мин. коэффициент к м, учитывающий за- траты времени на вспомогательные и маневровые работы коэффициент k m учитывающий из- менение горногеологических условий коэффициент готовности кг 0,5 при Р=1,5 1,2 при p=l,5 0,95 при f^=l,5 0,4 при 1=5 0,46 при 1=6
0,9
1,417-0,308 f+ 0,02 f2 1,614/f-0,076 1,602/f-0,068 4,95/f+0,01 6,69/f-0,115
0,860-0,020 f 0,807-0,014 f 0,884-0,016 f 0,885-0,012 f —
Ручные работы
Подготовительно-заключительные работы: трудоемкость, чел,- мин./смену 40*
Замена резцов: трудоемкость при f = 1,5 , чел.- мин./ /м3 коэффициент к гг 0,3 0,421 + 0,386 f
Продолжение таблицы 2.32
Зачистка почвы, подкидка угля и породы к погрузочному органу комбайна: Трудоемкость, чел.- мин. / м3 коэффициент к п- 2,33 при f=l,5 0,8 при f=l,5 1,2 при f=l,5 1,86 при f=5
0,274 + 0,514 f- -0,02 f 0,125 +0,225 f- -0,01I4 0,274+0,514f- -0,02 f4 0,125 + 0,225f - -0,0114
Обслуживание конвейера Трудоёмкость при f = 1,5 , чел.- мин./ коэффициент к гг 0.683
0,15 + 0,205 f- 0,007 f4
Раскайловка крупных кусков угля и породы Трудоемкость при /= 1,5 , чел.- мин./ м3 коэффициент к гг 0,32
0,336 +0,468 f- 0,017 f2
Обмен вагонеток: Трудоёмкость при числе рабочих Побм=2 чел., занятых на обмене ваго- неток вместимостью q ,=1 м3 при расстоянии откатки L<40 м породы f=5, чел.- мин./м3 коэффициент к орг , учитывающий изменение числа проходчиков 3,07**
0,81 + 0,091 n o6M + 0,002 n „бм2
Продолжение таблицы 2.32
коэффициент k L > учитывающий изменение расстояния откатки L/40
коэффициент к 0,91 + 0,006 f + 0,002 f4
коэффициент к „ , учитывающий изменение вместимости вагонетки q 0,59 + 0,41 / qB
Укладка и передвижка выдвижных рельсов временного пути: трудоемкость, чел.- мин/ цикл Коэффициент к р , учитывающий число рельсовых путей 9,43 la
к p = 1,0 - одно-; к p = 2,0 - двухпутевая выработка
Примечания: * - при упрощенном расчете трудоемкость принимается равной 1 чел.' мин. / м3
** - при применении электровоза трудоемкость принимается равной, чел.- мин. / м3
Яобм (2 L ГП з / V S св ) П обм
£ц - подвигание забоя за цикл, м; v - средняя скорость движения состава, м/мин.
m р - число рейсов при транспортировании объема горной массы от заходки ;
L - средняя длина откатки, м. При упрощенном расчете принимается q = 10 m / Scb-
1. для комбайнов КП-25, П-160 значения технической производительности, коэффициентов км,
кгг принимаются равными соответственно 0,4 и 0,59 при f=5, км = 0,9,
кгг = (7,15 / f- 0,43) и (6,856 / f - 0,373).
Операции проходческого цикла распределяются по категори-
ям:
- категория “А” - подготовительно-заключительные работы,
выемка и погрузка горной массы, обслуживание конвейера, за-
мена резцов режущей коронки, раскайловка негабарита породы;
- категория “Б” - установка и соединение элементов крепи,
затяжка кровли выработки с забутовкой закрепного пространст-
ва;
- категория “В” - вспомогательные работы, которые не могут
выполняться за пределами проходческого цикла (установка пре-
дохранительной крепи, настилка времянок и др.);
- категория “Г” - крепление водоотводной канавки, затяжка
боков выработки с забутовкой закрепного пространства, нара-
щивание коммуникаций; выполняются в ремонтно-
подготовительную смену.
Значения трудоёмкости всех операций и видов работ проход-
ческого цикла, рассчитанных по формулам табл. 2.34, корректи-
руются поправочным коэффициентом к. Для выработок, забои
которых отнесены к опасным по метану к=1,1, к особо опасным
к=1,2. При выделении воды из почвы выработки к=1,05, при
сильном капеже к=1,15. Для наклонных выработок используют-
ся значения коэффициента к, приведённые в § 2.6.2.
Пример 2.11. Рассчитать параметры технологических про-
цессов комбайновой технологии проведения конвейерного
штрека со скоростью V = 260 м / мес. Забой выработки пересе-
кает пласт угля с коэффициентом крепости fy = 2, породы с ко-
эффициентом крепости fn = 6. Коэффициент подрывки пород kn
= 0,42. Площадь поперечного сечения выработки в свету Scb =
13,1 м2 , вчерне SB4 - 17,8 м2 . Крепь КМП-АЗ; плотность уста-
новки Д = 1,25 рам/м; затяжка - железобетонная. Приток воды в
забой не превышает 5 м3/ч. Проходческое оборудование: ком-
байн избирательного действия 4ПП-2М; перегружатель ППЛ-1К
длиной 35,2 м; ленточный конвейер КЛ-150А2. Транспортиро-
вание материалов и оборудования производится электровозом
5АРВ-2 на платформах. Коэффициент использования комбайна
0,4. Режим работы: 25 рабочих дней в месяце; 3 проходческие и
одна ремонтно-подготовительная смены в сутки.
Решение. При укрупненный расчете численность проходче-
ского звена проходчиков определим из расчета 2,3 м2 площади
168
поперечного сечения выработки вчерне на одного проходчика
17,8 о
m =-------- 1,14 = 8 чел.
2,3
Количество проходческих циклов в смену по формуле
260
пп =----------= 4,33 = 4 цикла, (2.21)
ц 25-3-0,8
где 0,8 м - величина заходки, равная расстоянию между рамами
крепи КМП-АЗ.
Определим по формуле (2.22) продолжительность работы
проходческого комбайна в проходческом цикле
kk-t 0,4-360
t = _к—см_ = _>-------= 36 мин
пц 4
Уточним скорость проведения штрека
и — 0,8 4 • 25 • 3 = 240 м/мес. = 9,6 м/сутки,
где 4; 25 и 3 - количество соответственно циклов в смену, рабо-
чих дней в месяце и проходческих смен в сутки.
Производительность труда проходчиков составит 3,9
м3/чел.-смена или 0,3 м/чел.-смена.
При выполнении 5 проходческих циклов в смену имеем:
0,4-360 __
tK ---------= 28,8 = 29 мин.;
и = 0,8 5 • 3 • 25 = 300 м/мес. = 12 м/сутки
при производительности труда проходчиков 3,9 м3/чел.-смена
или 0,37 м/чел.-смена.
Рассчитаем по экономико-математическим моделям трудо-
ёмкости работ проходческого цикла организационно-
технологические параметры проведения конвейерного штрека.
Средний коэффициент крепости пород, пересекаемых забо-
ем,
F = fy(l -kn) + fnkn = 2(1 -0,42)+ 0,42 6 = 3,7
Трудоемкость (чел.-мин./м3)разрушения горного массива и
погрузки горной массы проходческим комбайном по формуле
169
(2.20) и табл. 2.32
5 17,8 ,,,
qM =----------------------------1,15 = 21,22
0,4 • 0,9 • 1,347 • 0,759 13,1
где 0,4 м3/мин. - техническая производительность комбайна
4ПП-2М; 0,9 - коэффициент, учитывающий затраты времени на
вспомогательные и маневровые работы; 4,95/3,7+0,01=1,347 -
коэффициент, учитывающий изменение горно-геологических
условий; 0,759 = (0,885 - 0,012-3,7) 0,95 0,95 - коэффициент го-
товности системы «комбайн-перегружатель- ленточный конвей-
ер»; 17,8/13,1 - коэффициент пересчета затрат труда на 1 м3 вы-
работки в свету; 1,15- коэффициент, учитывающий продолжи-
тельность регламентированных перерывов на отдых и личные
надобности.
Для обслуживания системы “комбайн - перегружатель - кон-
вейер” при выполнении процесса “разрушение забоя и погрузка
горной массы” требуется не менее 3 проходчиков: машинист
комбайна, его помощник и оператор конвейера. Учитывая
большую ширину выработки (5570 мм) принимаем на обслужи-
вание оборудования 5 проходчиков.
Рассчитаем трудоемкость (чел.-мин./м3) ручных работ по об-
служиванию комбайна (см. табл. 2.32):
подготовительно-заключительные работы
- 17,8 , , сел .
qi = —— 1,15 =1,564 ;
13,1
замена резцов коронки комбайна
q2 = (0,421 + 0,386 • 3,7) • 0,3 • 1,15 • 1L* = 0 868 ;
13,1
зачистка подошвы выработки и подкидка горной массы к погру-
зочному органу комбайна
q3 = (0,125 + 0,225 • 3,7 - 0,01 • 3,72) • 1,86-1,15- =2,3;
13,1
обслуживание конвейера
q4 = (0,15 + 0,205 • 3,7 - 0,007 • 3,72) 0,683 • 1,15 • Щ. = 0,858;
13,1
раскайловка негабарита угля и породы
q5 = (0,336 + 0,468 • 3,7 - 0,017 3,72) 0,32 • 1,15 1L* = 0,92;
13,1
170
Трудоемкость (чел. -мин./м3) возведения крепи КМП-АЗ вруч-
ную. Здесь коэффициент пересчета затрат труда на 1 м3 выра-
ботки в свету равен А / SCb = 1,25/13,1:
подноска крепежных материалов на расстояние 20 м:
q6 = (1,159-0,068-17,8+ 0,005-17,82) 12,5-^2.-1,15-1^- = 2,102;
20 13,1
подготовка лунок
, 1 25
q7 = (0,223+0,132-3,7 - 0,003-3,72)-11,6-1,15--^ =0,855;
13,1
установка и разборка подмостей, подготовка элементов крепи
(клинья, хомуты планки, межрамные стяжки), распор и проверка
правильности установки рамы крепи
1 25
qg = 8- 1,15- = 0,88;
13,1
установка и соединение элементов крепи
q9 = (0,359+ 0,035-17,8 + 0,0024-17,82) 41-1,15- = 8,048;
13,1
затяжка кровли и боков выработки с забутовкой закрепного
пространства
Чю = 44,8-(0,447 +0,032-17,8 +0,0019-17,82) — -1,15-1^- = 6,36.
1,25 13,1
Из вспомогательных работ в проходческую смену преду-
сматриваем наращивание вентиляционных труб, трудоемкость
которой
„ „ , , 1 „ чел.-мин
qii - 7,8 • 1,15 ----0,685 ---------- .
13,1 м3
Общая трудоемкость работ
Т= У =46,73 ЧеЛ \МИН .
м м
При продолжительности проходческой смены tCM = 360 мин.,
минимальной численности проходческого звена 5 человек, по-
следовательном выполнении операций с учетом регламентиро-
ванного перерыва 20 мин. минимальная расчетная скорость про-
ведения выработки равна
171
0 CM t p ) n mm
min 11
ScbZ^
Ш=1
(360 - 20)5
46,73-13,1
- 2,77м/смену
Определим максимальные численность проходческого звена
и скорость проведения выработки. Распределим операции по
категориям «А», «Б», «В», «Г».
Категории «А»: подготовительно-заключительные работы,
разрушение массива и погрузка горной массы, обслуживание
конвейера (5 человек); замена резцов режущей коронки; рас-
кайловка негабарита (2 человека). Трудоемкость и продолжи-
тельность выполнения операции категории «А» соответственно
равны
Ча = Чм + 41 + 42 + 44+ 45 =
21,91+1,56+1,16+0,92+0,86=26,41 чел.-мин./м3 =
= 26,41- 13,1 =345,97 чел.-мин./м;
m qai <21,22 +1,56 + 0,86 1,16 + 0,92^ 3
tA = Л----=-------------------+----------- =5,77мин./м =
i=l nai \ 5 2 J
= 5,77-13,1 = 75,59 мин./м .
Категории «Б»: установка и соединение элементов крепи
(60% трудоемкости операции); затяжка кровли выработки (30%
трудоемкости операции). Трудоемкость работ категории «Б»:
4б = 0,6q9 + 0,34ю = 0,6- 8,048 + 0,3- 6,36 = 6,76чел.-мин/м3 =
= 6,76 13,1 = 88,56 чел.-мин/м.
Остальные виды работ, (категория «В»), выполняемые в
проходческую смену, могут быть совмещены во времени друг с
другом и процессами категорий «А» и «Б». Трудоемкость вы-
полнения работ, отнесенных к категории «В» составляет:
4в = 4з + 4б + 4? + 4в + 0,449 + 0,74ю + 4н = 2,371+2,102 + 0,855 +
0,88 + 0,4 • 8,048 +0,7 • 6,36 + 0,685 = 16,73 чел.-мин/м3 =
=16,73 • 13,1 = 219,16 чел.-мин/м.
Работы по наращиванию труб сжатого воздуха, воды; уст-
ройству водоотводной канавки, наращиванию ленточного кон-
вейера; настилке рельсового пути; транспортированию материа-
лов и оборудования предусматриваем выполнять в ремонтно-
172
подготовительные смены (работы категории «Г»),
Максимальная численность звена проходчиков
qA+qE 336,93 +219,16 „ „ о
Птах = ——— =-------!---------— = 7,3 = 8 чел.
tA 75,59
Продолжительность выполнения операций категории «Б»
ч1=6:76 = 0 85 м™=ад5.131=п 4МИН
ь о ’ 3 ’
П1 max О М М
Максимальная расчетная скорость проведения составит
tCM-tp 360-20 _ м
Umax =------L =------------- = 3,92 ------
tA+tE 75,59 + 11,14 смену
Для выполнения 5 циклов в смену, с учетом плотности уста-
новки рам крепи, принимаем максимальную скорость проведе-
ния 5 х 0,8 = 4 м/смену. Корректировка скорости при этом со-
4 — 3 92
ставит-------—100% = 2% < [5%], что допустимо.
4
Строим график организации работ в проходческую смену
(рис. 2.13).
При расчете максимальной численности проходческого звена
вместо расчетной величины 7,3 человек было принято 8 чело-
век. Следовательно, по аналогии с коэффициентом перевыпол-
нения норм выработки (времени), условный коэффициент ин-
тенсивности работы проходчиков равен 7,3/8 = 0,913. Для дос-
тижения среднего фактического коэффициента интенсивности
работы 1,6 к расчету примем коэффициент интенсивности рав-
ным 1,6+ (1-0,913)= 1,7.
Определим продолжительность выполнения операций про-
ходческого цикла при заходке 0,8 м на основании ранее рассчи-
танной трудоемкости:
«Подготовительно-заключительные работы»
1,564-13,1-4 1П_ мин
Б = -----------= 10,2 = 10 -----;
8 смена
«Выемка, погрузка и транспортирование горной массы».
Количество проходчиков - 3 человека.
21,93-13,1-0,8 ЛС мин
t2 = —= 45 --------------.
3 1,7 цикл
173
Операции, работы Единица измерениея Объём работ Количество проходчиков Продолжи- тельность, мин. Часы смены
1 2 3 4 5 6
Проходческая смена
Подготовительно-заключительные 8 10 ч
работы 1 1
Выемка и погрузка горной массы м3 71,2 3 225 1 " 1 """"""I 1 1 1 1 1 1 1
Обслуживание комбайна - - 2,4 65 | । ; г 1 1 • 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 M 1 1 1
Подноска элементов крепи; f 1 1 1 1 1 1 .. |... 1 1 1 i i 1 1 J 1 1 1 ; 1 1 1 1 1 1 1
затяжка боков выработки 3 1 1 1 1 1 1 ’ 1 ’ 1 1 i 1 1 i I i i [ i 1 1 1 1 1 1
Установка арок; затяжка кровли арка 5 6,4 75 i i ; и 1 1 1 1 I 1 1 l |!— [ t j t i i H 1 1 J i J •
Нябтопение за погрузкой горной 1 1 1 1 1 1 i i i ; । 1 1 U—1
массы - 2 225 1 1 1 ||— u
Удлинение вентиляционного става м 4 2 10 i i i i
Продолжение рис. 2.13
Прочие вспомогательные работы - - 6, 8 40 — , 1 1 — 1 —1 1 1 J
Отдых - - 8 20 1 1 ari
Ремонтно-подготовительная смена
Подготов ительно-заключ ительные работы - - 8 10 ч Я I ।
Профилактический осмотр и текущий ремонт оборудования - - 2 100 1 1 1 J 1 1 1 1
Удлинение труб сжатого воздуха, воды м 48 - - 1 1 [ Выполняются через двое суток в смену 1 । свободную от наращивания конвейера КЛ-150 j ! ।
Устройство водоотводной канавки м 24 - -
Перемещение передвижной части конвейера КЛ-150 - - 2 35 1 1 1 1 1 1 1 1 1 I 1 1
Удлинение конвейера КЛ-150 м 35 6-8 260
1 И 11 1 ; !
Присоединение передвижной части к основному ставу конвейера КЛ-150 - - 8 35 1 1 1 1 1 1 i 1 1 1 1 1 1 1 1 1 i
Настил постоянного рельсового пути м 36 - - Выполняется через трое суток в смену свободную от удлинения конвейера КЛ-150
Такелажно-доставочные работы - - 2-6 115 1 1 1 1 1 1
Отдых - - 8 20 1
Рис. 2.13. График организации работ проходческого цикла при проведении конвейерного штрека (к примеру 2.11)
Операция «Обслуживания комбайна» выполняется при нера-
ботающем проходческом комбайне. Последовательно выполня-
ются работы по замене резцов режущей коронки (2 проходчика)
и обслуживанию конвейера (2 проходчика). Затем выполняется
работа по зачистке почвы выработки, подкидке горной массы с
боков выработки (2 проходчика) и раскайловке негабарита (2
проходчика). Продолжительности работ (мин./цикл) соответст-
венно равны:
t3 ^ 0,868-13,1-0,8 ^27 3.
0,858 13,1-0,8 = 2 6 = . „ _ 2,371-13,1-0,8
2-1,7 ’ ’ з - 2 Х1
0^ШЛ8 3
5 2-1,7
Суммарная продолжительность несовмещаемых частей опера-
ции составит 13 мин./цикл.
Операция «Подноска элементов крепи; затяжка и забутов-
ка боков выработки». Выполняют 3 проходчика одновременно с
операцией «Выемка, погрузка и транспортирование горной мас-
сы». Коэффициент интенсивности этих работ примем равным
1,2 в связи с тяжестью их выполнения. Тогда продолжительно-
сти работ соответственно равны
2,1 -13,1-0,8 .
-------------5 = 30,6 = 31 мин.;
3-1,2
С
3 0,7-6,36-13,1-0,8
t, =----------------= 13 минУарка.
4 3-1,2
Работы выполняют последовательно в течение 45 мин.
Операции «Установка арки и затяжка кровли выработки»
выполняют одновременно с операцией «Обслуживание комбай-
на». Параллельно выполняют работы по устройству лунок (2
проходчика), подготовке элементов крепи и устройству подмос-
тей (2 проходчика). Затем последовательно работы по установке
и соединению элементов арки, затяжке и забутовке кровли вы-
работки (6 проходчиков). Продолжительности работ соответст-
венно равны:
, 0,855-13,1-0,8 .
t" = —------------= 2,6 = 3 минУарка;
5 2-1,7
176
,g 0,88-13,1 0,8 , r „
/3 =-----417-----= 1,6 = 2 минУарка;
м 8,048-13,1-0,8
t5 ~-------------= 8,3 - 9 минУарка;
6-1,7
з 0,3 6,36-13,1-0,8 „
ts ------~4~\i-----= 2,9 = 3 минУарка.
Продолжительность последовательно выполняемых работ 15
мин.
Удлинение вентиляционного трубопровода и выполнение
других вспомогательных работ частично совмещаются во вре-
мени.
График организации работ в ремонтно-подготовительную
смену рассчитывается аналогично на основании соответствую-
щих норм времени (выработки) и экономико-математических
моделей трудоемкости работ (см. рис. 2.13).
Задачи для решения (табл.2.33). Рассчитать параметры про-
ходческого цикла и построить графики организации работ по
проведению выработок в заданных условиях. Определить ми-
нимальную и максимальную скорости проведения выработок.
Принять типовые сечения выработок, закрепленные крепью
металлической податливой арочной трехзвенной КМП-АЗ [37].
Таблица 2.33
№№ задач Комплекты проходческого оборудования (см. табл. 2.33) Условия проведения выработки
Угол наклона, градус Площадь поперечного сечения в свету, м2 Коэффициент крепости пород/угля Коэффициент подрывки Скорость проведения, м / мес.
1 1 + 1 12,2 4/2 0,4 180
2 2 + 1 9,6 4/1,5 0,3 200
3 3 + 1 11,0 3 /,5 0,35 240
4 4 + 15 10,3 4/2 0,3 170
5 5 - 15 10,3 3/1,5 0,2 150
6 6 + 1 15,2 4/- 1,0 180
7 7 + 1 12,5 5/1,5 0,5 210
8 8 + 1 16,2 6/- 1,0 200
9 9 + 10 12,8 4/2 0,5 210
10 9 + 1 17,2 6/1,5 0,6 220
177
2.8. Проектирование строительства
околоствольного двора
До начала строительства околоствольного двора (ОД) долж-
ны быть созданы наиболее благоприятные условия проведения
выработок
- пройдены сопряжения стволов с ОД и сбойка между ствола-
ми;
- оборудованы временные водоотлив и электроподстанция;
- организована работа по транспортированию породы из вы-
работок на поверхность в отвал; доставке материалов, крепи,
оборудования к месту их использования; обеспечению вырабо-
ток энергоресурсами, вентиляцией, водоотливом, освещением,
сигнализацией, телефонной связью и другими средствами;
- создана маркшейдерская опорная сеть для задания направ-
лений проведения выработок.
Проектирование строительства ОД выполняется с учетом
следующих положений:
- буровзрывная технология является основной при проведе-
нии выработок ОД;
- транспортирование породы из забоев выработок произво-
дится рельсовым и конвейерным транспортом. Доставка мате-
риалов к месту производства работ в вагонетках, на специаль-
ных платформах, в пакетах и контейнерах;
- обычно режим работы проходческих бригад - шестидневная
рабочая неделя с общим выходным днем; четыре шестичасовые
смены в сутки при 25 рабочих днях в месяц;
- на горизонте чистки зумпфа монтируется временная насос-
ная установка, обеспечивающая откачку суточного водопритока
за 16 часов. Из забоев выработок вода отводится по водоотвод-
ным канавкам или с помощью насосов типа Н-1М, «Малютка»,
НЗВ и др.;
- постоянный пожарно-оросительный трубопровод проклады-
вается в выработках основного кольца ОД (во входной и выход-
ной ветвях клетевого ствола, в порожняковой и грузовой ветвях
скипового ствола, а также заездах на эти ветви), а временный - в
остальных выработках;
- выработки проветриваются вентиляторами местного про-
ветривания по нагнетательной схеме с использованием гибких
вентиляционных труб диаметром 0,5 - 0,8 м.
178
Для горных предприятий с вертикальными стволами разра-
ботаны три типовые схемы ОД на центральных площадках: пет-
левой ОД при локомотивном транспорте, круговой ОД при ло-
комотивном транспорте, круговой ОД при конвейерном транс-
порте.
Последовательность проведения выработок ОД должна обес-
печить:
- ускоренный выход за пределы ОД на выработки критиче-
ского пути строительства горного предприятия;
- скорейший ввод в эксплуатацию комплекса выработок водо-
отлива, электроподстанции, гаража-зарядной с преобразова-
тельной, комплекса выработок по загрузке скипа породой, скла-
да взрывчатых материалов (ВМ) и вентиляционной сбойки для
проветривания гаража-зарядной и склада ВМ;
- эффективную вентиляцию пройденных выработок и откатку
локомотивным транспортом за счет последовательного присое-
динения к замкнутой сети проводимых выработок.
На первом этапе строительства ОД проводятся входная ветвь
клетевого ствола, ходок для целей строительства и порожняко-
вая ветвь скипового ствола. Откатка вагонеток производится
маневровыми лебедками, что определяет низкие скорости про-
ведения выработок.
На втором этапе строительства ОД образуется «большое
транспортное кольцо», позволяющее замкнуть транспортную
схему. Вагонетки откатываются электровозами и маневровыми
лебедками. С помощью лебедок по ходку для целей строитель-
ства и на участках выработок с радиусом закругления менее 20
м; в остальных выработках - электровозами. Проводятся транс-
портные выработки скипового и клетевого стволов: грузовая
ветвь скипового ствола, входная и выходная ветвь клетевого
ствола, а затем порожняковая ветвь скипового ствола. Целесо-
образно проводить их одновременно.
Далее строятся: постоянная и преобразовательная подстан-
ции, насосная камера с водосборником и осветляющим резер-
вуаром, гараж-зарядная, склад ВМ. В выработках и камерах не-
большой длины порода транспортируется скребковыми конвей-
ерами с перегрузкойгрузкой в вагонетки на примыкающих вы-
работках. Проведение выработок рекомендуется проектировать
встречными забоями.
Количество одновременно работающих проходческих бригад
179
определяется по методике института ВНИИОМШС [20]. Обыч-
но на первом этапе строительства ОД работает одна проходче-
ская бригада, при дальнейшем развитии проходческих работ -
три бригады.
Проектирование строительства ОД начинается с расчета объ-
емов, скорости и продолжительности проведения выработок.
На план ОД наносится геологический разрез пород и скоро-
сти проведения выработок (участков выработки) принимаются
дифференцированно:
и= кт кк кп ин ,
где кт - коэффициент, учитывающий трудоемкость проведения
выработок (табл. 2.34); кк - коэффициент, учитывающий конст-
рукцию крепи (табл. 2.35); кп - коэффициент, учитывающий
крепость вмещающих пород (табл. 2.36); ин - среднемесячная
нормативная (плановая) скорость проведения выработок ОД.
Таблица 2.34
Наименование выработки кт
В целом по ОД, в том числе: 1,0
выработки, проводимые в начальной стадии строительства ОД и лежащие на пути замыкания «малого транспортного кольца» 0,53
двухпутевые выработки 1,33
однопутевые выработки 1,17
сопряжение выработок 0,90
камеры насосной, электроподстанции, ремонтной мастер- ской, гараж-зарядной, преобразовательной, депо противо- пожарного поезда, для смазки вагонеток 0,98
склад ВМ; осветляющий резервуар, камеры ожидания, мед- пункта, санузла, комплексы выработок по загрузке скипа углем, породой (разгрузочная яма, бункер, камера питателя, транспортный ходок 0,77
водотрубный ходок; водосборник; вентиляционной сбойка для проветривания склада ВМ и гараж-зарядной 0,92
Далее назначается последовательность проведения вырабо-
ток ОД с учетом критериев ограничения по производительно-
сти подъемной установки и пропускной способности подземно-
го транспорта, проветриванию выработок, материально-техни-
180
ческому обеспечению забоев, мощности шахтостроитель-
ной организации.
Таблица 2.35
Вид выработки Сечение выработки вчерне, м2 Тип крепи
Металличе- ская арочная трёхзв. (кмп-аЗ) Монолит- ная бетонная (Б) Металло- бетонная арочная (мб) Металло- бетонная с обратным сводом (мбз) Тюбинго- вая (т)
Горизонталь- ные и наклон- ные (до 13°) До ю 1,0 0,74 0,75 0,65 0,9
10,1-20 1,0 0,88 0,80 0,75 0,95
Более 20 1,0 0,95 0,85 0,85 1,0
Наклонные (13°-30°) До ю 1,0 0,72 0,75 0,61 -
10,1-20 1,0 0,86 0,8 0,72 -
Более 20 1,0 - - - -
Камеры и сопряжения До ю 1,0 0,73 0,69 0,50 -
10,1 -20 1,0 0,88 0,86 0,66 -
Более 20 1,0 0,95 0,95 0,81 -
Таблица 2.36
f <3 4-6 7-9 > 10
кп 1,1 1,0 0,9 0,8
Для проверки возможности реализации принятых последова-
тельности и скоростей строительства выработок по критерию
производительности шахтного подъема составляется прямо-
угольная матрица (табл. 2.37). Матрица имеет] строк (количест-
во выработок, составляющих независимые направления горно-
проходческих работ) и i столбцов (количество месяцев проведе-
ния выработок главного направления в пределах ОД). В соот-
ветствующую клеточку матрицы вписывается объем породы (в
разрыхленном состоянии) от проведения j -й выработки в i-м
месяце. Группу чисел в строке перемещают вправо и влево, оп-
ределяя максимально возможную производительность подъема,
скорость и момент начала проведения выработки. При этом
должны выполняться правила:
- сроки одновременно проводимых выработок по направле-
181
ниям до их замыкания (сбойки) должны быть примерно равны-
ми;
— суммарный месячный поток породы от проведения выработок в
начале строительства возрастает, затем стабилизируется на опреде-
ленном уровне и впоследствии уменьшается;
- суммарный месячный объем породы от проведения вырабо-
ток не должен превышать производительность подъемной уста-
новки:
MN
Z — р» .
где Vy - объем породы от проведения j-й выработки в i -м ме-
сяце; V,j=kj kjP SjB4 Vj, здесь kj - коэффициент излишка сечения
(см. табл. 2.14); kjp - коэффициент разрыхления породы; прини-
мается равным при f <3, kp =1,8; 4 < f 9 , kp = 2,0; f >
10, kP = 2,2 ; SjB4 - площадь поперечного сечения выработки
вчерне ; Vj - скорость проведения j-й выработки ; Рп - крите-
рий ограничения “месячная производительность шахтного
подъема”.
Таблица 2.37
№№ пози- ции Наименование выработок Месяцы Объём породы
1 2 3 i
I-е направление проходческих работ
1
2
3
И-е направление проходческих работ
j
Ш-е направление проходческих работ
М
Объём породы
Другим критерием ограничения является фактор проветрива-
ния выработок. Проветривание организуется по принципу обра-
зования и расширения области действия сквозной воздушной
струи; направлением ее через вновь пройденные замкнутые це-
182
пи выработок за счет депрессии вентиляторов главного провет-
ривания. В соответствии с последовательностью проведения
выработок обычно выделяют пять этапов проветривания.
Для каждого этапа проветривания выбирается необходимое
вентиляционное оборудование по известной методике [7,
31].Максимально необходимое количество воздуха, подаваемо-
го в выработку, определяется в основном фактором минималь-
ной скорости его движения по выработкам. Необходимые вен-
тиляционные режимы в большинстве случаев реализуются при-
менением осевых вентиляторов типа ВМ-6М, ВМ-4.
После удовлетворения заданных критерий-ограничений со-
ставляются календарный график и план строительства ОД, оп-
ределяются выработки критического пути, его продолжитель-
ность [5].
Пример 2.12. Построить календарный график и календарный
план строительства околоствольного двора воздухоподающего
ствола в следующих условиях: коэффициент крепости вмещаю-
щих пород 4-6; плановая средняя скорость проведения вырабо-
ток ОД - 400 м3/мес., максимально количество проходческих
бригад - 2; производительность шахтного подъема 3200 м3/мес.
План ОД приведен на рис. 2.14, а в табл. 2.38 характеристика
выработок ОД.
Решение. С учетом типа площади поперечного сечения кон-
струкции крепи выработок, прочности вмещающих пород опре-
делим скорости и продолжительности проведения выработок
ОД (см. табл. 2.38).
Проектируем последовательность проведения выработок. В
1-ю очередь должно быть пройдена сбойка между фланговым
стволом и вентиляционной скважиной. Сбойка проводится по
трассе постоянных выработок, включающий грузовую ветвь ОД
(1) ходок в насосную камеру (2), насосную камеру (3), электро-
подстанцию (4), выработку для вентиляции (5). Для транспорти-
рования породы используется скребковый конвейер с однокон-
цевой откаткой на участке грузовой ветви ОД.
Затем для скорейшего выхода и открытия фронта работ за
пределами ОД одна проходческая бригада проводит одно-
двухпутевые участки грузовой ветви ОД, сопряжение №1 и пе-
реходит к проведению заезда на порожняковую ветвь ОД. Такая
последовательность проведения выработок позволяет также
применить электровозную откатку.
183
выработка, пройденная до
начала строительства ОД
экспликация
№№ поз. Наименование выработок
1 Воздухоподающий ствол
2 Грузовая ветвь
3 Сопряжение
4 Заезд на порожняковую ветвь
5 Порожняковая ветвь
6 Зарядная камера
7 Ходки в водосборник
8 Водосборник
9 Ходки в насосную и электропод- станцию
10 Насосная камера с водозаборным колодцем
11 Электроподстанция
12 Выработка для вентиляции
13 Вентиляционная скважина
14 Ходок для проветривания камеры зумпфового водоотлива
Рис. 2.14. План блочного околоствольного двора у воздухоподающего ствола
при локомотивной откатке грузов
Таблица 2.38
№№ позиции Наименование выработки Площадь сечения, м2 Длина, м Крепь Коэффициенты, учитывающие Скорость про- ведения, м3/мес Объём, м3 Продолжи- тельность, мес.
в свету вчерне трудоем- кость крепь прочность пород в свету вчерне
1 Грузовая ветвь ОД 15,5 21,1 12,7 Монолитный бетон (мб) 0,53 0,95 1,0 204 197 268 0,97
2 Ходок в насосную камеру 6,8 8,9 12 0,73 157 82 107 0,52
3 Насосная камера 17,4 22,5 14 0,95 204 244 315 1,2
4 Электроподстанция 12,4 15,7 18 0,88 189 223 283 1,18
5 Ходок 6,8 8,9 5,5 0,73 157 37 49 0,23
6 Выработка для вентиляции 6,8 8,9 13 89 116 0,57
7 Грузовая ветвь ОД 8,8 13,0 27,8 КМП-АЗ 1,17 1,0 470 245 362 0,53
8 Грузовая ветвь ОД 15,5 21,0 43,4 1,33 530 672 912 1,27
9 Сопряжение № 1 15,3 23,3 19,5 0,9 360 298 455 0,83
10 Заезд на порожняковую ветвь 8,8 13,0 52,2 1,17 470 458 679 0,98
И Сопряжение № 2 15,3 23,3 19,5 0,9 360 298 455 0,83
12 Водосборник с ходками 13,1 6,8 17,7“ 8,9 4,0 12,6 мб 0,92 0,88 326 610 820 1,87
13 Порожняковая ветвь ОД 8,8 13,0 73,9 кмп-аЗ । 1,17 1,0 470 650 961 1,38
14 Зарядная камера 21,2 27,6 17 0,98 390 360 469 0,92
15 Порожняковая ветвь ОД 15,5 21,0 50,1 1,33 530 777 1052 1,46
16 Ходок для проветривания камеры водоотлива 7,1 9,8 48 0,92 370 341 471 0,92
Параллельно с первой бригадой вторая бригада проводит по-
рожняковую ветвь ОД, зарядную камеру. Наличие двухпутевого
участка порожняковой ветви ОД позволяет использовать элек-
тровозную откатку. Направление сквозной воздушной струи че-
рез замкнутую цепь выработок обеспечивает их проветривание
за счет депрессии главной вентиляционной установки.
Происходит сбойка двух направлений проходческих работ
при равенстве сроков их выполнения, обеспечивающая расши-
рение области действия сквозной воздушной струи и организа-
цию круговой электровозной откатки.
После сбойки одна бригада проводит водосборник с ходками,
а вторая - ходок для проветривания камеры зумпфового водоот-
лива. При проведении водосборника с ходками для транспорти-
рования породы применяется скребковый конвейер, а при про-
ведении ходка погрузку и перемещение породы выполняет
скреперный погрузчик. В обоих случаях на порожняковой ветви
ОД порода перегружается в вагонетки.
Строим календарный график строительства ОД (рис. 2.15) и
проверяем реальность намеченной последовательности прове-
дения выработок по критерию-ограничения производительность
шахтного подъема (табл. 2.39, 2.40). Максимальный объем по-
роды 3005 м3 от проведения выработок будет в 6 месяце строи-
тельства ОД и не превышает заданной производительности
шахтного подъема 3200 м3/мес. (см. табл. 2.40).
Задачи для решения. Требуется построить календарный
график и календарный план строительства околоствольных дво-
ров в условиях, приведенных в табл. 2.41,2.42,2.43.
186
Месяцы
о r-~4
cs аг о ₽-
00 ) ИХ BI
МП W о О. <U g S
40 § S 2 £ г— о ю
уэ г 1 1 к 1 1 вольн сих ра
г -Г-1 о ¥ s 5
m -J ё ё CS сх “ к
ГЧ г Ч X 5 g
S о; О к ри К Н о
MW Ч130Н -urajLMSKifoirodH 0,97 0,52 1,20 1,18 0,23 o' 0,53 гй график !-е Hanpaej
30W/W Hioodoxg 204 157 204 189 157 157 470 ядарнь: I-е и 11
£w Х1Э8Э g waugo 197 СЧ оо 244 223 1 СП С\ оо 245 5. Кале! = ; г ;
kl I- г 0 s Э TJ X 3 33 D s 5 TJ 33 D X D i Tj c Грузовая ветвь ОД Ходок в насосную камеру Насосная камера Электроподстанция Ходок в электроподстанцию Выработка для вентиляции Грузовая ветвь ОД (однопутевая) Рис. 2.1.
°! C 2; e СЧ Т чо г-
187
Продолжение рис. 2.15
8 Грузовая ветвь ОД (двухпутевая) 672 530 1,27 1 1 1 —1
9 Сопряжение № 1 298 360 0,83 1 1 —4
10 Заезд 459 470 0,98 1 1 1 1
11 Сопряжение № 2 298 360 0,48 0,35 С Е=3 >
12 Водосборник с ходками 610 326 1,87
13 Порожняковая ветвь ОД (однопутевая) 650 470 1,38 1 1
14 Зарядная камера 360 390 0,92 1 t —
15 Порожняковая ветвь ОД (двухпутевая) 777 530 1,46
16 Ходок для проветривания камеры зумпфового водо- отлива 341 370 0,92
Таблица 2.39
Исходная информация для таблицы 2.40
№№ по- зи- ции Наименование выработки Коэф- фиц. крепо- сти пород Площадь попереч- ного сечения вчедне, м Коэффиц. перебора пород Коэф- фиц. разрых- ления пород Объем выработки вчерне, м Объем породы от проведения (в разрыхл. состоянии),
1 Грузовая ветвь ОД 4-6 21,1 1,05 2,0 268 563
2 Ходок в насосную камеру 8,9 1,08 107 231
3 Насосная камера 22,5 1,05 315 662
4 Электроподстанция 15,7 1,05 283 594
5 Ходок в электроподстанцию 8,9 1,08 49 106
6 Выработка для вентиляции 8,9 1,08 116 251
7 Грузовая ветвь ОД 13,0 1,08 362 782
8 Грузовая ветвь ОД 21,0 1,05 912 1915
9 Сопряжение № 1 23,3 1,05 455 956
10 Заезд на порожняковую ветвь 13,0 1,08 679 1467
11 Сопряжение № 2 23,3 1,05 455 956
12 Водосборник с ходками 17,7 1,05 820 1722
13 Порожняковая ветвь ОД 13,0 1,08 961 2076
14 Зарядная камера 27,6 1,05 469 985
15 Порожняковая ветвь ОД 21,0 1,05 1052 2209
16 Ходок для проветривания камеры зумпфового водоотлива 9,8 1,08 471 1017
Таблица 2.40
Матрица критерия ограничения “Производительность шахтного подъема”
№ № поз. Наименование Месяцы по проведению Объем поро- ды, м3
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 И
1 -е направление проходческих работ
1 Грузовая ветвь ОД 563 563
2 Ходок 13 218 231
3 Насосная камера 281 381 662
4 Электроподстанция 156 438 594
5 Ходок 60 46 106
6 Выработка для вентиляции 251 251
7 Грузовая ветвь ОД 487 295 782
8 Грузовая ветвь ОД 1206 709 1915
9 Сопряжение № 1 610 346 956
10 Заезд ветвь ОД 1048 419 1467
И Сопряжение № 2 553 553
12 Водосборник с ходками 221 921 580 1722
2-е направление проходческих работ
13 Порожняковая ветвь ОД 496 1504 76 2076
14 Зарядная камера 985 985
15 Порожняковая ветвь ОД 45 1513 651 2209
11 Сопряжение № 2 403 403
16 Ходок 243 774 1017
Объем породы, м3 576 499 537 498 1280 3005 2425 2907 2490 1695 580 16492
Таблица 2.42
Наименование выработок Длина, м Н омер задачи
0 / 1 2 3 4 5 6 7 8 9
Грузовая ветвь ОД: однопутевые участки двухпутевые участки См. рис. 2.14 8,5/10,8 8,8/13,0 8,4/11,1 9,9/12,8 8,8/11,2
12,2/15,7 14,2/18,2 14,4/17,7 16,1/1,0 17,3/22,6
Сопряжение 19,5 19,1/24,6 | 23,4/37,4 6,5 / 27,1
Чяр’чп ня попожняковую ветвь ОД 55 8,8/13,0 8,5 /10,8 9,9/12,8 8,8/11,2 8,4/11,1
Порожняковая ветвь ОД: однопутевые участки двухпутевые участки См. рис. 2.14 8,8/11,2 9,9/12,8 8,8/11,1 8,8/13,0 8,5/10,8
14,2/18,2 12,2/15,7 16,1 /21,0 17,3/22,6 14,4/17,7
Зарядная камера' 13 12,0/16,8 13,2/ 9,9 15,3/23,2 | 13,2/19,9
Ходки в водосборник (а = 13°) 10 5,8 / 8,9 7,9/10,5
Водосборник 30 9,9 /12,8 9,4/12,4 10,3/13,0 | 13,1/17,7
Ходки в насосную и электроподстанцию 18 7,9/10,5 6,8 / 8,9
Насосная камера 14 17,4/22,5 28,8/39,2 35,1 /47,7
Электроподстанция 18 12,4/15,7 13,3/20,8 14,4 / 22,5
Выработка для вентиляции 13 7,9/10,5 6,8 / 8,9
Ходок для проветривания камеры зумпфо- ппгп попоотлива (а = 15°) 47 7,1 /10,8
Соелняя скорость проведения выработок ОД, м /мес. 400 450 | 350 600
Производительность шахтного подъёма, м7мес. 2400 2500 2800 3000 2500 3600 4000
Примечание: а - угол наклона горной выработки
7 Зак. 3836
Таблица 2.43
Тип крепи выработок ОД
Наименование выработок Дли- на, м Номер задачи
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9
1 рузовая ветвь ОД: однопугевые уча- стки двухпутевые участки См. рис. 5.14 КМП Б Т
Б МБ
Сопряжение 19,5 КМП МБ МБЗ
Заезд на порожняковую ветвь ОД 55' КМП Б Т
Порожняковая ветвь ОД: однопугевые уча- стки двухпутевые участки См. рис. 2.14 Б Т КМП
Т КМП Б
Зарядная камера 13 Б МБ МБЗ
Ходки в водосборник (а = 13°) 10 Б КМП
Водосборник 30 МБ Б
Ходки в насосную и электроподстанцию 18 Б КМП
Насосная камера 14 Б МБ
Электроподстанция 18 Б МБ
Выработка для вентиляции 13 МБ КМП МБ
Ходок для проветривания камеры зумпфово- го водоотлива (а = 15°) Пгчтп<агто ттттгГ V К 4 П ТГ 47 КМП
Примечание. КМ П - крепь металлическая податливая; Б - монолитная бетонная крепь; МБ- металлобетонная
крепь; М Б 3 - крепь металлобетонная замкнутая; Т - тюбинговая крепью
3 ТЕХНОЛОГИЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ВЫРАБОТОК
БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ И ТОННЕЛЕЙ
3.1 Обоснование параметров паспорта буро-
взрывных работ при строительстве выработок
сплошным забоем
Методические указания.
Выбор бурового оборудования. При проходке сплошным за-
боем для бурения шпуров в выработках большого сечения при-
меняют буровые рамы на рельсовом или пневмошинном ходу,
легкие буровые рамы (платформы, подмости) на автономном
ходу и буровые установки.
Тяжелые буровые рамы оснащают манипуляторами и бу-
рильными головками от буровых установок, с глубиной бурения
до 4 м. Буровые платформы на базе трактора или автомобиля
служит для бурения шпуров перфокартами с пневмоподдержек
или легких направляющих. Помимо основного назначения, ра-
мы и платформы служат рабочими площадками для разметки и
заряжания шпуров, оборки кровли, боков и груди забоя, уста-
новки временной крепи, монтажа труб и кабелей. Буровые рамы
имеют большой, до 60-80 т, вес и соответственно высокую
стоимость. В этой связи, применяются в выработках большой,
свыше 1-2 км, протяженности. В коротких забоях затраты на
буровое оборудование не окупаются.
Легкие буровые рамы на автономном ходу мобильны, манев-
ренны, их легко подогнать к забою и отвести от него. Они
меньше весят и соответственно меньше стоят, при этом отпадает
необходимость настилать рельсовые пути. Рамы этого типа
обеспечивают достаточно высокие скорости проходки. Рамы на
базе автомобилей большой грузоподъемности удобны в забоях
небольшой ширины, где требуется вывод рамы из выработки на
время погрузки породы. В широких забоях используют две
платформы, которые в забое устанавливаются параллельно, а
при погрузке породы - у стены выработки одна за другой. Бу-
рильщики размещаются на ярусах рамы таким образом, чтобы
на каждого приходился примерно равный объем бурения. В вы-
работках большого сечения требуется большое количество бу-
рильщиков (до 20 и более человек), что удорожает стоимость и
194
создает определенные проблемы в организации работ, особенно
в тех случаях, когда продолжительность бурения не соответст-
вует длительности рабочей смены. Самоходные бурильные ус-
тановки позволяют упростить организацию работ в забое, сни-
зить трудоемкость и стоимость буровых работ, уменьшить за-
траты времени на подготовительно-заключительные операции.
Мобильность и универсальность установок позволяет выгодно
использовать их на строительстве сооружений с большим коли-
чеством выработок разной формы поперечного сечения и срав-
нительно малой длины, когда буровые рамы неэкономичны.
Общее время бурения зависит от количества бурильных машин
на установке и площади забоя, приходящейся на один перфора-
тор. Если площадь забоя на перфоратор превышает 10-12 м2, то
время обуривания забоя может быть больше, чем при бурении
колонковыми и ручными машинами с буровых рам, где количе-
ство машин легко увеличить. Установки имеют ограниченную
высоту бурения горизонтальных шпуров. Поэтому в выработках
высотой более 7 м их не применяют.
На практике часто комбинируют в одном забое буровые ра-
мы, платформы и бурильные установки. Типично, например,
использование для обуривания центральной части забоя бу-
рильной установки, установленной в проеме буровой рамы,
предназначенного для пропуска в забой погрузочных машин и
транспортных средств. Бурильные установки удобно комплек-
туются с портальными рамами и буровыми платформами. Одно-
временно решается проблема механизированного бурения сква-
жин под штанговую крепь.
Выбор типа ВВ и СВ. В связи с большим объемом работ по
заряжанию шпуров и значительным расходом ВВ предпочти-
тельно использование гранулированных ВВ. В таких случаях
натренированное ВВ применяют в качестве промежуточного
детонатора и для заряжания контурных шпуров по бокам и
кровле для «гладкого» оконтуривания выработки.
Электродетонаторы подбирают с учетом количества серий
замедления, число которых при сложных врубах и большом
числе шпуров может достигать 7 и более.
Диаметр шпуров. Оптимальные диаметры шпуров при бу-
рении перфораторами 36-38 мм, тяжелыми бурильными маши-
нами 42-48 мм. В отечественной практике их выбор определяет-
ся буровым оборудованием. Чаще всего диаметр коронок 40-42
195
мм. Патроны диаметром 45 мм применяют редко, так как увели-
чение диаметра шпуров до 52-54 мм ухудшает качество оконту-
ривания. В трещиноватых массивах увеличивается выход нега-
барита [49].
Глубина шпуров. Для эффективной работы погрузочных ма-
шин необходимо стремиться к наибольшей глубине шпуров,
особенно в выработках, где применяются мощные экскаваторы.
Вместе с тем, глубина шпуров зависит от типа выбранного бу-
рового оборудования. Например, серийные самоходные буриль-
ные установки ограничивают глубину шпуров до 4 метров. В
зарубежной практике при тяжелых бурильных машинах глубина
шпуров не превышает 5, а при легких бурильных машинах дос-
тигает 7 и более метров, причем имеется связь между глубиной
шпуров и сечением выработки. Например, средняя глубина
шпуров при бурении легкими перфораторами в забоях площа-
дью 130 м2 вдвое выше, чем в забоях площадью 45 м2.
Глубина шпуров в некоторой степени определяется и типом
вруба. Например, при бурении шпуров установкой, имеющей
ход автоподатчика 4 м, применение вруба с наклонными шпу-
рами приведет к снижению средней глубины шпуров в комплек-
те примерно до 3,4 м.
Если выработка сооружается в нарушенных, трещиноватых
породах, глубина шпуров уменьшается в целях снижения сейс-
мического действия на массив и на крепь и уменьшения площа-
ди кровли без крепления. В этих условиях глубина шпуров, ско-
рее всего, не превысит 2-3 м. Например, при проходке автодо-
рожного тоннеля Кан-Эцу (Япония, 1985 г.) сечением 76,8 м2 на
участках трещиноватых, слабоустойчивых пород применялись
шпуры глубиной 1,25-1,45 м [13].
Удельный расход ВВ. В выработках большого сечения
удельный расход (q) зависит от площади поперечного сечения,
свойств горной породы и типа ВВ. Глубина шпуров на этот по-
казатель практически не влияет. Удельный расход ВВ выбирают
по аналогии с другими выработками и расчетом по эмпириче-
ским формулам, с последующей корректировкой по результатам
опытных взрывов.
Зависимости q = F(S), полученные Л.Л. Мельниковым [19]
обработкой данных отечественной (более 200 забоев S > 20 м2)
представлены на рис.3.1,а. Взрывчатое вещество - Аммонит
6ЖВ.
196
a)
q, кг/м3
Рис. 3.1. Зависимость удельного расхода ВВ от площади поперечного
сечения выработки поданным практики:
а - отчественной;
б - американской;
в - шведской.
197
На рис.3.1 (б,в) приведены зависимости из американской и
шведской практики (динамит 40-60% и 32%, породы выше
средней крепости).
Для расчета рекомендуется методика [19], учитывающая за-
висимость удельного расхода ВВ от показателя взрываемости
породы «В» и геометрических параметров выработки:
Я = (3.1)
где Ро - поверхность отрыва, Ро = S + pit) ; р - периметр попе-
речного сечения; 1 - средняя глубина шпуров; г) - коэффициент
использования шпуров; V = Sir] - объем взрываемой породы; е -
коэффициент относительной работоспособности ВВ (для Аммо-
нита 6ЖВ е = 1).
Значение В для аммонита №6 можно ориентировочно при-
нимать по данным табл.3.1.
Таблица 3.1.
Породы Взрываемость породы В, кг/м2
Известняк, песчаник, аргиллит, крепкие песчани- стые сланцы, доломиты, магнезиты, каменная соль, железная руда (/=6-12) 1,20- 1,35
Те же породы с дислоцированным, неправильным залеганием', с мелкой трещиноватостью 1,30-1,50
Мрамор, гранит, апатит, окварцованные песчани- ки, роговики (/=10-14) 1,40- 1,55
Крепкие граниты, порфиры, крепкая железная руда (/=12-16) 1,65-1,80
Гнейсы, гранито-гнейсы, базальты, диабазы (/ = 14-18) 1,85-2,0
Жильные кварцы, монолитные скарны, гранодио- риты (/=18) 2,1 -2,7
Количество шпуров. Для выработок сечением более 40 м2
количество шпуров на забой определяется по методике
В.М. Мосткова [25] в зависимости от проектного значения ли-
нии наименьшего сопротивления - ЛНС (W) из уравнения
W3 + ai W2 + a2 W = a3, (3.2)
198
где
а, = ^ + 0,835йо; а2 = 60+0,0583^-; а} =boh- b0 = еА ;
Qo q0 О,6<7оте
h0 - средняя глубина шпуров, м; е - коэффициент относительной
работоспособности ВВ; А - плотность ВВ в патроне, г/см3, q0 -
показатель взрываемости пород; m - коэффициент сближения
шпуровых зарядов (a/W), а - расстояние между шпурами в ряду.
Значения коэффициентов определяют по табл.3.2 и 3.3. С
учетом отклонения шпуров при бурении от проектного направ-
ления и рассеивания энергии взрыва при росте значения ЛНС, ее
величину корректируют до расчетного значения (м)
W=(W-ch0)k2, (3.3)
где с - показатель точности бурения, равный 0,02 при глубине
шпуров до 3 м, 0,05 при глубине бурения более 3 м; к2 - коэф-
фициент, учитывающий рассеивание энергии взрыва для боль-
ших значений ЛНС. При значении W = 1,1-Х,4; k2 = 1,0Х),8.
Таблица 3.2
Тип ВВ е А
Скальный аммонал № 3 1,о 1,10
Детонит М 0,9 1,10
Аммонит № 6ЖВ 0,8 1,0
Таблица 3.3
Коэффициент крепости f Чо m
6 ... 7 0,15 ... 0,20 1,3
8 ... 10 0,25 ... 0,30 1,1
11 ... 15 0,35 ... 0,40 0,9
16 ... 20 0,40 ... 0,50 0,7
Для выработок с площадью забоя до 60 м2 , когда еще сказы-
вается влияние зажима породы, полученное значение расчетной
ЛНС следует уменьшать на 5-15 %.
Общее количество шпуров на забой без учета вруба (шт.)
N = S/W2P + P/ak + 1, (3.4)
199
где Р - периметр выработки, м; ак - расстояние между контур-
ными шпурами, м; S - площадь поперечного сечения забоя (без
площади вруба), м2.
Параметры контурного взрывания для метода сближенных
зарядов могут быть приняты по табл.3.4 , для метода предвари-
тельного щелеобразования - по табл.3.5.
Таблица 3.4
Коэффициент крепости поро- ды/ Расстояние между контурными шпурами, см, при площади сече- 2 НИЯ, м Линейная плот- ность заряжания, кг/м Показатель сбли- жения m=aK/bK
20 30 40 50 и бо- лее
4 ...6 60 70 80 95 0,25 1,2
7 ... 8 60 70 75 85 0,35 1,1
9 ... 10 50 60 70 75 0,5 1,0
11 ... 12 40 45 50 65 0,6 0,8
Таблица 3.5
Коэффициент крепости породы с гасстояние между контурными шпурами, см Линейная плотность заря- жания, кг/м Показатель сбли- жения m=aK/blt
4 ... 6 60 0,25 0,9
7 ... 8 50 0,35 0,9
9 ... 10 40 0,5 1,0
10 ... 12 30 0,6 1,1
Примечание: Ьк - расстояние между контурным зарядом и шпура-
ми ближайшего отбойного ряда.
На практике, особенно при погрузке породы погрузочными
машинами, иногда увеличивают число шпуров и расход ВВ с
целью лучшего дробления породы и повышения производитель-
ности погрузки.
200
Количество шпуров и площадь вруба определяют по выбран-
ной конструкции вруба, с учетом рекомендованных ниже пара-
метров наклонных или прямых врубов.
Тип вруба. В выработках большого сечения применяют вру-
бы с наклонными шпурами и прямые (призматические). Из вру-
бов с наклонными шпурами наиболее распространены много-
ступенчатые клиновые и веерные.
Врубы универсальны: могут применяться в различных поро-
дах с к.и.ш. до 0,95, и реализуют глубокие, до 4-6 м, заходки.
Чем шире выработка, тем большая величина заходки может
быть получена с помощью клинового вруба, и тем большее чис-
ло «клиньев» потребуется для формирования (образования) вру-
бовой полости. По данным шведской практики, при ширине вы-
работки до 6 м принимают 3 «клина», при ширине 6-8 м 3-5.
Конструкция вруба должна исключать подрыв зарядов второго
«клина» взрывом шпуров первой серии замедления. Для этого
расстояния между зарядами смежных «клиньев» не должны
быть меньше 0,6-0,7 м. Количество горизонтальных рядов кли-
новых врубовых шпуров обычно равно трем-четырем. Расстоя-
ния между парами врубовых шпуров по вертикали принимаются
не более (0,6-0,7)W. Для бурения наклонных шпуров использу-
ют буровые рамы и платформы, оснащенные перфораторами.
Прямые врубы с компенсационными полостями из незаря-
женных шпуров или скважин применяются в крепких и средней
крепости породах, не склонных к пластическим деформациям.
Врубовые шпуры должны буриться параллельно незаряженной
скважине. Это условие определяет выбор прямых врубов для
забоев, оснащенных бурильными установками или буровыми
рамами с тяжелыми бурильными машинами на манипуляторах.
Диаметры незаряженного центрального и врубовых шпуров, а
также расстояние между ними в большой мере влияют на эф-
фект действия взрыва врубовых зарядов. Оптимальные парамет-
ры врубов при использовании аммонитов даны в табл.3.6.
Таблица 3.6.
Коэффициент крепо- сти пород /кр Расстояние между осями холостого и заряженно- го шпуров вруба дробящего типа, м, при диамет- ре холостого шпура (скважины), мм
42 55 75 100
4...5 0,30 0,35 0,40 -
6...8 0,25 0,30 0,35 -
9...10 0,20 0,25 0,30 0,35
201
Эффективность прямого вруба зависит от диаметра компен-
сационной скважины и величины отклонений шпуров от задан-
ного направления. При минимальном (40-42 мм) диаметре одно-
го-двух незаряженных шпуров максимальная глубина вруба ог-
раничивается глубиной 2,5 м; с увеличением диаметра глубина
растет. Конструкции прямых врубов даны на рис.3.2.
Рис. 2. Рациональные типы врубов с параллельными шпурами.
Размещение шпуров в плоскости забоя. Рекомендуется сле-
дующий порядок действий при составлении схемы расположе-
ния шпуров в забое. Вначале распределяются контурные шпуры,
при этом почвенные шпуры размещаются через (0,75-0,9)W, не-
зависимо от предусмотренных для кровли и стен выработки мер
“гладкого” (контурного) взрывания. Контурные шпуры распре-
деляются с учетом данных табл. 3.4 и 3.5. Затем выбирается по-
ложение вруба.
Высоту вруба от почвы определяют в зависимости от количе-
ства рядов отбойных шпуров между почвенными шпурами и
врубом (обычно 1-2 ряда) и расстояниями между рядами
(табл.3.7).
Таблица 3.7
Коэффи- циент кре- пости по- роды Расстояние между врубо- выми и первым рядом вспомогательных шпуров в долях от W Расстояние между рядами отбойных шпуров в долях otW
4-6 0,8 1,0
7-8 0,8 0,9
9-12 0,75 0,85
Центральное положение вруба требует минимального коли-
чества ступеней замедления; порода в нижней части забоя - под
202
врубом - дробится лучше; в то же время вруб дает больший раз-
лет породы. При бурении с буровых рам положение вруба по
высоте определяется размещением на раме рабочих платформ.
Последними распределяются отбойные шпуры.
При выборе схемы расположения шпуров необходимо стре-
миться к наиболее эффективному и удобному использованию
бурового оборудования. В некоторых случаях для этой цели по-
лезно изменить положение вруба в забое и заново составить
схему расположения шпуров.
Схему распределения шпуров удобно составлять на милли-
метровой бумаге в масштабе 1:50 или 1:100. При этом учитыва-
ют, что расстояния между шпурами - это расстояния между за-
рядами, а не между устьями шпуров. Например, в многорядных
клиновых врубах устья шпуров расположены почти рядом, а
требуемое между зарядами достигается за счет разного наклона
шпуров соседних клиньев вруба.
При составлении схемы возможны небольшие (на 2-3 шпура)
отклонения от расчетного числа шпуров.
По схеме устанавливается и очередность взрывания шпуров.
Число серий замедления и схема соединения электродетонато-
ров выбираются с учетом принципа последовательного расши-
рения врубовой полости. Контурные шпуры обычно взрываются
одновременно. Для проработки нижних углов выработки два
угловых шпура могут взрываться в последнюю очередь. Шпуры,
взрываемые за один прием, соединяются на схеме линией с ука-
занием номера серии взрывания. Нумерация шпуров принимает-
ся порядковой, в серии слева вверх. Если число шпуров дости-
гает 100 и более, можно всем шпурам одной серии присвоить
один номер, соответствующий очереди взрывания. Количество
шпуров в каждой серии в этом случае указывается в таблице
шпуровых зарядов паспорта БВР.
Расчет массы шпуровых зарядов. При расчете величины
шпуровых зарядов должна быть учтена разница в конструкции
отбойных и контурных зарядов. Рекомендуется решать эту зада-
чу в следующей последовательности: принять по схеме количе-
ство оконтуривающих шпуров; исходя из выбранной конструк-
ции контурного заряда, посчитать его массу и общую массу за-
ряда контурных шпуров (без угловых и почвенных, которые за-
ряжаются обычным колонковым зарядом); вычислить по удель-
ному расходу ВВ общую массу ВВ на забой; вычислить массу
203
ВВ на врубовые, отбойные и почвенные шпуры, и распределить
ее по шпурам в соответствии с их назначением. Масса одного
заряда должна быть при патронированном ВВ кратной массе
патрона, при гранулированном или пластичном ВВ заряд округ-
ляется до десятых долей килограмма. Масса патрона - проме-
жуточного детонатора - входит в общую массу заряда.
Типовая задача.
Верхний уступ отводящего тоннеля ГЭС сечением 62 м2, ши-
риной 11,7 м, высотой 6,0 м проходится на глубине 120 м по
слаботрещиноватым плотным гранитам крепостью 9 по шкале
проф. М.М. Протодьяконова с временной крепью из железобе-
тонных штанг с набрызгбетоном. Длина тоннеля 600 м. Обосно-
вать параметры комплекса БВР и составить паспорт БВР.
Решение.
Выбор бурового оборудования. Относительно небольшая
длина тоннеля исключает применение при проходке уступа тя-
желой буровой рамы. Возможны два варианта оснащения забоя
буровым оборудованием: двумя буровыми платформами на базе
автомобиля или самоходными бурильными установками. Буро-
вые платформы могут служить подмостями при установке
штанговой крепи, что является их существенным преимущест-
вом. Однако, бурение шпуров перфораторами предопределяет
значительные трудозатраты на этот процесс. Из соображений
снижения трудоемкости бурения примем две бурильные уста-
новки типа УБШ-532Д с тремя бурильными машинами каждая.
При параллельной работе двух установок обеспечивается высо-
кая нагрузка на забой, так как на одну бурильную головку при-
ходится в среднем по 10 м2 площади забоя (рекомендуется не
более 12 м2). Одновременно решается задача механизации буре-
ния скважин для штанговой крепи.
Выбор типа ВВ и СВ. С целью сокращения продолжитель-
ности заряжания шпуров примем для отбойных шпуров ВВ П
класса - гранулит АС-8В с механизированной подачей ВВ в
шпуры. В качестве промежуточного детонатора - аммонит 6ЖВ,
патроны диаметром 32 мм массой по 0,2 кг. Для контурных
шпуров принимаем рассредоточенный заряд из патронов Амо-
нита 6ЖВ массой 0,2 кг. Из средств взрывания выбираем элек-
тродетонаторы ЭД-8-Ж и ЭД-КЗ с шестью ступенями замедле-
ния. Для инициирования рассредоточенных зарядов по бокам и
кровле выработки принимаем детонирующий шнур ДША.
204
Диаметр шпуров. При диаметре буровых штанг 32 мм при-
нимаем минимально возможный диаметр шпура 41-42 мм, ко-
ронку БУ-1100-1-06 диаметром 42 мм Кузнецкого машзавода
[14]. Для бурения компенсационных скважин выбираем коронку
- расширитель с конусным соединением типа КРР-65 диаметром
65 мм.
Глубина шпуров. По краткому описанию условий строитель-
ства тоннеля (слаботрещиноватые граниты выше средней кре-
пости, малая глубина от поверхности) можно предположить, что
устойчивость пород в призабойной зоне не будет ограничивать
глубину заходки. Поэтому, по совокупности условий - по типу
бурового оборудования, величине хода автоподатчика - прини-
маем глубину врубовых шпуров 3,9 м. В комплекте с прямым
врубом отбойные шпуры будут иметь глубину 3,7 м, оконтури-
вающие 3,5 м.
Удельный расход ВВ. Определим предварительно удельный
расход ВВ по данным практики (рис.3.1). По графику, для забоя
площадью 62 м2 удельный расход составляет 1,25 кг/м3. По ме-
тодике ЛЛ.Мельникова, взрываемость породы для рассматри-
ваемых условий составит 1,4 кг/м2, соответственно удельный
расход
Р 1719
п = /,.-1.е = 1,4---—-0,89 = 1,05 кг/м3,
V 206,5
где: Р0 = S + р!г| = 62 + 33 - 3,7 • 0,9 = 171,9 м2 ; V= Slq = 62 • 3,7
• 0,9 = 206,5 м3; е = 0,89 для гранулита АС-8В с идеальной энер-
гией взрыва 3997 кДж/кг.
Принимаем для расчета параметров опытного паспорта БВР
удельный расход ВВ равным 1,1 кг/м3.
Линия наименьшего сопротивления. По методике
В.М. Мосткова, h0 = 3,7 м; е = 0,89; А = 0,9 г/см3; q0 = 0,28 кг; m
0,07 , 0,07
—-1,1; а. —-----1- 0,835/;,, —-1- 0,835 • 3,7 — 3,34
q0 0,28
, е-Д 0,89-0,9 . „
bn =------------------------= 4,33;
0,6 -q0-m 0,6-0,28-1,1
205
h 3 7
a2 = b0 + 0,0583—- 4,33 + 0,0583-^- = 5,1;
<70 °>28
a3 =bQ -h0 = 4,33-3,7 = 16,02
После подстановки в уравнение для определения л.н.с. име-
ем:
W3 +3,34РГ2 + 5,1^ = 16,02
Решение уравнения дает значение W = 1,38 м.
С учетом отклонения шпуров от заданного направления
Wp=(W-ch0)kc = (1,38-0,05• 3,7)• 0,82 = 0,98м = 1,0 м
Количество шпуров. Для определения числа шпуров необ-
ходимо задать расстояние между контурными шпурами ак,
конструкцию и площадь вруба. Для оконтуривания методом
сближенных зарядов параметр ак из табл.3.4 равен 0,75 м. Тип
вруба - прямой, с двумя незаряженными скважинами диаметром
65 мм и 7 врубовыми шпурами (рис. 3.2). Согласно табл. 3.6,
расстояние между осями шпуров и скважин составляет 300 мм.
Соответственно, расстояние между скважинами 600 мм, пло-
щадь вруба 0,8 - 1,0 м2.
Ar S Р , 61 33 ,
N = —— + — +1 = —- +------+1 = 106 шпуров
Wj ак 1,02 0,75
Всего с врубовыми шпурами N=106 + 7=113 шпуров.
Распределение шпуров по забою. Размещаем шпуры в пло-
щади забоя при следующих условиях:
ориентация вруба в забое - горизонтальная;
количество рядов отбойных шпуров между врубом и кон-
турными шпурами по почве - один;
расстояние между контурными шпурами по бокам и кровле
- 0,7 м; по почве - 0,9 м;
среднее расстояние между рядами отбойных шпуров 0,8 -
1,0 м (табл. 3.7);
расстояние между отбойными шпурами в ряду 0,9 - 1,2 м.
Схема размещения шпуров в площади забоя представлена на
рис. 3.3.
206
oozt
0009
207
Количество контурных шпуров пк: по почве - 14; по бокам и
кровле без угловых - 29, всего 43 шпура.
Отбойных и врубовых шпуров: пот вр = N - nK = 113 - 43 = 70.
После составления схемы расположения шпуров окончатель-
ное количество шпуров в забое 112 шт., в том числе оконтури-
вающих по бокам и кровле - 29, по почве - 14, врубовых - 7, от-
бойных - 62.
Нумерация шпуров на схеме принята по сериям замедления.
Врубовые шпуры взрываются одновременно электродетонато-
рами мгновенного действия; на схеме имеют нулевой номер.
Отбойные и контурные шпуры взрываются 6-ю сериями, кото-
рые на схеме имеют номера 1 ...У1.
Таблица 3.8
Таблица шпуровых зарядов
№ серий Число шпуров в серии Глубина шпуров, м Угол наклона шпура к плоскости забоя, град. Масса зарядов, кг § X Q Ч S i s м § к о. СЭ С Тип электродетонатора
шпура серии зарядов
Ам. 6ЖВ Гранулит АС-8В Ам.бЖВ Гранулит АС-8В
0 7 4,0 90 0,2 2,3 1.4 16.1 0 ЭД-8-Ж
1 10 3,7 90 0,2 1,8 2,0 18,0 25 ЭД-КЗ
П 14 3,7 90 0,2 1,8 2,8 25,2 50 ЭД-КЗ
Ш 18 3,7 90 0,2 1,8 3,6 32,4 75 ЭД-КЗ
1У 20 3,7 90 0,2 1,8 4,0 36,0 100 ЭД-КЗ
У 29 3,5 85 1,8 - 52,2 - 150 ЭД-КЗ
У! 14 3,5 85 0,2 1,8 2,8 25,2 250 ЭД-КЗ
Всего 112 68,8 152,9
Расчет массы шпуровых зарядов. Определим массу заряда
оконтуривающего шпура по бокам и кровле. Согласно табл.3.4,
линейная плотность заряжания составляет 0,5 кг/м. Общая масса
заряда в шпуре длиной 3,7 м соответственно равна 1,85 кг, то
208
есть 9 патронов Амонита 6ЖВ массой по 0,2 кг (qK (i) =1,8 кг).
При длине патрона 220 — 230 мм длина заряда от! ,98 до 2,07 м.
Вычислим величину воздушных промежутков между патро-
нами рассредоточенного заряда при условиях: длина забойки
1за6 - 0,6 м; донный заряд - 2 патрона без промежутка между
ними, число промежутков 7.
Общая длина заряда h ~1ш- 13аб. = 3,7 - 0,6 = 3,1 м.
Длина рассредоточенной части, за вычетом длины двух па-
тронов в забое шпура, 3,1 - 2 х 0,22 = 2,66 м. Распределяем на
этом участке шпура 7 патронов с 7-ю промежутками. Величина
промежутка составит 0,15 м. Общая длина промежутков 1,05 м
(0,15 х 5); длина 7 патронов 0,23 х 7 = 1,61 м. Проверим длину
рассредоточенной части: 1,61 м (патроны ВВ) + 1,05 м (проме-
жутки) = 2,66 м.
Общая масса контурных зарядов на 29 шпуров:
QK = nK qK(i) = 29-1,8 = 52,2 кг
Расход ВВ на забой:
Q=qSlulr] = 1,1 62 • 3,7 • 0,9 = 227,1 кг.
Масса зарядов врубовых, отбойных и почвенных шпуров:
Qbpot. = Q - Qk = 227,1 - 52,2 = 174,9 кг
Средняя масса одного заряда врубовых, отбойных и почвен-
ных шпуров:
Qep.om. 174,9 _.
q —--------?----=------------= 2 д кг
Р пвр. + пОП1(, 7 + 62 + 14
Увеличиваем заряд врубовых шпуров на 20%: qBp. = 2,5 кг.
Заряд отбойных и почвенных шпуров принимаем равным 2,0
кг.
Фактический расход ВВ на взрыв составляет:
Qep ~Як ’пк + Яотб. ‘Потб + Явр '^вр ~
КГ
- 1,8 29 + 2,0 • 76 + 2,5 • 7 = 221,7
В том числе требуется аммонита 6ЖВ
Q = ^ + 0,2(иожб + лвр )= 1,8 • 29 + 0,2(76 + 7) = 68,8 кг
209
Таблица 3.9
Условия и показатели взрывания
№ пп Показатель Ед. изм Значение показателя
1. Крепость пород по М.М.Протодьяконову 9
2. Площадь сечения выработки вчерне м2 62
3. Взрывчатое вещество Ам.бЖВ/Г ран. АС- 88
4. Тип электродетонаторов ЭД-8-Ж; ЭД-КЗ
5. Диаметр шпуров мм 41
6. Число шпуров III п. 112
7. Глубина шпуров: врубовых, отбой- ных, контурных м 3,9; 3,7; 3,5
8. Объем бурения на цикл шп/м 407,9
9. Тип вруба призматический
10. Параметры компенсационных сква- жин: число диаметр глубина шт. мм м 2 65 4,0
11. Конструкция зарядов: - врубовых, отбойных, почвенных; - контурных по бокам и кровле. колонковый рассредоточенный
12. Способ инициирования контурных зарядов ДША
13. Расход ДША на взрыв м 87
14. Подвигание забоя за цикл м 3,4
15. Коэффициент использования шпуров 0,9
16. Выход горной массы за взрыв, в це- лике м3 211
17. Удельный расход ВВ, Ам.№6/гранулит АС-8В кг/м3 0,333/0,741
18. Расход ВВ на цикл: Аммонита 6ЖВ Гранулита АС-8В кг кг 68,8 152,9
19. Расход ВВ на 1 м выработки кг/м 20,2/45,0
20. Расход шпурометров на 1м выработ- ки, м3 в проходке шп.м/ м,м3 120/1,93
Гранулита АС-8В потребуется 152,9 кг, в том числе по 2,3 кг
на каждый из врубовых и по 1,8 кг на отбойный шпур. Удель-
ный расход ВВ фактически составит
Q<1> 221,7 1 . з
q j, = —— =----------= 1,074 кг/м , в том числе Амонита
ф Sir] 62-3,7-0,9
6ЖВ 0,333 кг/м3, гранулита 0,741 кг/м3.
210
Длина заряда гранулита АС-8В зависит от массы заряда,
диаметра шпура и плотности заряжания. В 1 м шпура диаметром
41 мм при плотности заряжания 0,9 г/см3 помещается 1,18 кг
гранулита. Соответственно, длина заряда гранулита врубового
шпура массой 2,3 кг составит 1,95 м; отбойного 1,53 м. Общая
длина зарядов с промежуточным детонатором 2,18 и 1,75 м.
Фактический коэффициент заполнения врубовых шпуров 0,54,
отбойных 0,47.
3.2 Обоснование параметров буровзрывных работ
при разработке уступов горизонтальными
шпурами
Методические указания.
Разработку нижних уступов горизонтальными шпурами при-
меняют: при высоте уступа до 4 м; при сложной конфигурации
стен и подошвы уступа; для снижения нарушения пород в почве
выработки, а также при отсутствии оборудования для бурения
вертикальных скважин.
Этот способ менее производителен, чем разработка нисхо-
дящими скважинами, но обеспечивает хорошее оконтуривание
боков и почвы выработки, меньшее сейсмическое воздействие
на крепь свода выработки, компактный развал породы.
Заряды в уступе работают аналогично с зарядами отбойных
шпуров при разработке сплошного забоя. За счет хорошо выра-
женной обнаженной плоскости расстояния между рядами и ме-
жду шпурами в ряду несколько увеличиваются: между рядами
до величины W; между шпурами в ряду до (1-1,2)W. Контурные
шпуры располагаются по тем же правилам, как в сплошных за-
боях.
Расчет параметров паспорта БВР в уступах упрощается, так
как основные параметры - л.н.с. и удельный расход ВВ - уже
известны из практики проходки верхней части выработки. При
этом удельный расход ВВ следует снизить на 20-30%. Глубина
шпуров ограничивается величиной хода автоподатчика буриль-
ных установок.
Рекомендуется следующий порядок разработки паспорта
БВР:
211
по выбранным расстояниям между шпурами определяет-
ся число шпуров;
распределяются шпуры в площади уступа, при этом вна-
чале размещаются оконтуривающие шпуры, затем верхний
ряд горизонтальных шпуров на расстоянии W от верхней
бровки уступа; в последнюю очередь все остальные отбой-
ные шпуры; таким образом определяется число шпуров;
вычисляется удельный расход ВВ в уступе: qHy = (0,8 -г
0,76)qBy , где qHy, qBy - удельный расход по нижнему и верх-
нему уступам;
определяется расход ВВ на цикл:
Q = 4H.y. Sy -1Ш J] , (3.5)
где: Sy - площадь забоя уступа; /ш - длина шпуров; q - коэффи-
циент использования шпуров, г] = 0,9 - 0,95;
распределяется ВВ по шпурам, с учетом выбранной кон-
струкции контурных зарядов по стенкам уступа;
составляется таблица шпуровых зарядов и вычисляются
показатели взрывания.
Типовая задача. Нижний уступ трапециевидной формы
площадью 36 м2 высотой 4,0 м, с основаниями: верхним 10 м;
нижним 8,0 м - разрабатывается горизонтальными шпурами в
условиях предыдущей задачи (крепость пород 9; удельный рас-
ход ВВ по верхнему уступу 1,074 кг/м3, линия наименьшего со-
противления 1,0 м. Буровое оборудование - бурильная установ-
ка УБШ-532Д.
Решение. Удельный расход ВВ по нижнему уступу
9н.у.= 0,75 qBy = 0,75 • 1,074 = 0,8 кг/м3.
Распределяем контурные шпуры. Расстояние между контур-
ными шпурами по почве принимаем равным W (1,0 м), по бокам
0,8 м. Всего (рис. 3.4) по почве 9 шпуров, по бокам по 4 шпура.
Боковые шпуры заряжаются рассредоточенным зарядом - 9 па-
тронов Ам. 6ЖВ ЖВ по 0,2 кг, масса заряда 1,8 кг. Остальные
отбойные и почвенные шпуры заряжаются одинаковым по массе
колонковым зарядом.
Общий расход ВВ на взрыв:
Q = qHV -S -Z -77 = 0,8-36-4-0,95 = 109,4 кг
Л Н. у . у Щ *
212
10000
Рис.3.4. Схема размещения шпуров при разработке уступа.
213
Таблица 3.10.
Таблица шпуровых зарядов
214
№№ серий Кол-во шпуров в серии Глубина шпуров, м Угол наклона шпура к плоско- сти забоя, град. Масса заряда одного шпура, кг Масса зарядов в серии, кг Период замедле- ния, мс Тип электро- детонатора
Ам. 6ЖВ Гран. Ам. 6ЖВ Гран.
0 8 4,0 90 0,2 2,8 1,6 22,4 0 ЭД-8-Ж
1 8 4,0 90 0,2 2,8 1,6 22,4 25 ЭД-КЗ
11 7 4,0 90 0,2 2,8 1,4 19,6 50 ЭД-КЗ
Ш 8 4,0 85 1,8 - 14,4 - 75 ЭД-КЗ
1У 9 4,0 85 0,2 2,8 1,8 25,2 75 ЭД-КЗ
Всего 40 160 20,8 89,6
Таблица 3.11
Условия и показатели взрывания
№№ пп Показатель Ед. изм. Значение показателя
1. Крепость пород по М.М.Протодьяконову 9
2. Площадь поперечного сечения уступа м2 36
3. Взрывчатое вещество Ам. 6ЖВ Гранулит АС-8В
4. Тип электродетонаторов ЭД-8-Ж; ЭД-КЗ
5. Диаметр шпуров мм 41
6. Число шпуров шт. 40
7. Глубина шпуров м 4,0
8. Объем бурения на цикл шп.м 160,0
9. Конструкция зарядов: - отбойных, контурных по почве; - контурных по бокам. Колонковый рассредоточенный
10. Способ инициирования рассредоточенного заряда ДША
11. Подвигание забоя за цикл м 3,8
12. Коэффициент использования шпуров 0,95
13. Выход горной массы за взрыв, в целике м3 136,8
14. Удельный расход ВВ, Ам. бЖВ/гранулит АС-8В кг/м3 0,152/0,655
15. Расход ВВ на цикл: Аммонита 6ЖВ Гранулита АС-8В кг кг 20,8 89,6
16. Расход ДП1А на цикл м 24,0
17. Расход ВВ на 1 м длины уступа кг/м 5,47/26,6
18. Расход шпурометров На м/на м3 42,1/1,17
19. Механизация бурения шпуров УБШ-532Д
Q = qH.y. -Zw • 77 = 0,8 -36 • 4 0,95 = 109,4 кг
Количество ВВ в 8 боковых контурных шпурах
Qk ~ Qk 'nk = 1,8-8 = 14,4 кг
На отбойные и почвенные шпуры необходимо распределить
Q~Qk = 109,4-14,4 = 95 кг
Средний заряд отбойного шпура составляет
=^-§ = 2,97 кг.
пот 32
где пот - число отбойных и почвенных шпуров; по схеме пот = 32
шпура.
Принимаем заряд шпура равным 3,0 кг, в том числе Ам. 6ЖВ
- 0,2 кг, гранулита АС-8В - 2,8 кг.
Проверим величину заряда по коэффициенту заполнения и дли-
не забойки. При линейной плотности заряжания 1,18 кг/м длина
заряда гранулита составит 2,8/1,18 = 2,37 м; длина заряда с про-
межуточным детонатором 2,6 м. Коэффициент заполнения шпу-
ра составляет 2,6/4,0 = 0,65. Таким образом, коэффициент заря-
жания и длина забойки находятся в допустимых пределах; схема
расположения шпуров технологически оправдана и не противо-
речит требованиям ПБ.
3.3 Обоснование параметров буровзрывных работ
при разработке уступов нисходящими
скважинами
Методические указания.
Общие положения. Диаметр скважин. В подземных усло-
виях отбойку породы нисходящими скважинами применяют в
уступах высотой более 3,5 м. Скважины бурят под углом к гори-
зонту 70-80°. При больших или меньших углах наклона скважин
ухудшается качество проработки почвы тоннеля.
Важным параметром процесса является диаметр скважин.
Оптимальное дробление породы, оконтуривание стен и почвы
216
тоннеля обеспечивается скважинами малого диаметра. Напри-
мер, в скандинавских странах, где для бурения скважин широко
используют тяжелые перфораторы на горизонтальных буровых
рамах, предпочитают малые диаметры шпуров, ориентируясь на
зависимость
dc = (0,007-0,008) Н, (3.6)
где Н - высота уступа (м).
В отечественной практике минимальные диаметры ограниче-
ны возможностями буровых станков и составляют 55 - 65 мм.
При высоте уступов до 8 м используют скважины диаметром до
75 мм, при высоте 9-40 м - до 105 мм.
Буровое оборудование. Для бурения скважин в уступах при-
меняют тяжелые перфораторы и буровые станки. Колонковые
перфораторы с автоподатчиками устанавливают на передвиж-
ные буровые тележки, количество которых выбирается из расче-
та одна тележка на 2-3 м ширины уступа. В широких забоях
перфораторы устанавливают на установки, представляющие со-
бой горизонтальную буровую раму, длина которой равна полной
ширине или половине ширины выработки. Количество перфора-
торов на раме определяется по числу скважин в ряду с учетом
бурения бокового ряда вертикальных контурных скважин, рас-
стояние между которыми, как правило, меньше, чем между от-
бойными. Такие установки с успехом применяются в зарубеж-
ной практике, например, в Швеции (тоннели ГЭС Сторнорр-
форс, 12 перфораторов; Тренгслет- 7; Гулселе- 8).
Машины ударно-вращательного бурения находят при разра-
ботке уступов более широкое применение. Наиболее удобны
самоходные бурильные установки, которые могут бурить сква-
жины диаметром 55-70 мм под любым углом. Сменная произво-
дительность установок зависит от крепости пород и составляет
от 5 до 26 м/смену [5].
Производительность бурения скважин можно регулировать
за счет количества буровых станков. В оптимальном варианте
процесс бурения должен выполняться и заканчиваться одновре-
менно с погрузкой породы. Обычно на один станок приходится
по 3-4 м ширины уступа.
Полигон. Участок уступа, взрываемый за один прием, назы-
вают полигоном. Длина полигона (заходка) определяется коли-
чеством рядов скважин на цикл. Обычно ограничиваются 5-6
217
рядами, так как с увеличением длины полигона растут влияние
«зажима», ухудшаются дробимость породы и качество оконту-
ривания почвы уступа.
В паспорте буровзрывных работ полигона указываются па-
раметры расположения скважин, их диаметр, длина, перебур,
угол наклона, величина ЛНС, тип вруба, конструкция и масса
зарядов, порядок их инициирования, элементы технологии кон-
турного взрывания, длина полигона, объем породы (в целике),
отбиваемой за взрыв, удельный расход бурения и ВВ, коэффи-
циент использования скважин, время проветривания.
Параметры взрывания выбираются по аналогии с открытыми
работами, с учетом особенностей, свойственных нижнему усту-
пу выработок: наличию связей с массивом по бокам уступа, не-
обходимостью качественного оконтуривания стен выработки и
уменьшения числа одновременно взрываемых зарядов с целью
снижения сейсмического воздействия на окружающие породы и
крепь верхней части.
Тип вруба. При отбойке породы нисходящими скважинами
используют врубы [19,25] отрывающего типа («клин», «трапе-
ция» рис. 3.5). Врубы служат для уменьшения разлета породы и
создания более благоприятных условий для оконтуривающих
скважин.
Рис.3.5. Конструкции врубов при отбойке уступов скважинами:
а - "трапеция"; б - "клин";
1 - VII - очередность взрывания групп зарядов.
Длина скважин.
LCKe Ну/ sina 1пер ,
(3-7)
218
где а - угол наклона скважины, град; £ста - полная длина сква-
жины, м; Ну - высота уступа, м; 1пер - величина перебура сква-
жины ниже подошвы уступа.
Определение ЛНС (м):
W =
53kT д/Де / pd
sin а
(3.8)
где kT - коэффициент трещиноватости, равный 0,9 ... 1,2 (мень-
шее значение соответствует малотрещиноватым породам, боль-
шее - трещиноватым); d - диаметр заряда, м; Д - плотность за-
ряжания скважин, г/см3, р - плотность породы, г/см3; е - коэф-
фициент относительной работоспособности применяемого ВВ:
Наименование ВВ
Аммонит № 6ЖВ
Гранулит АС-4В
Г ранулит АС-8В
Аммонал скальный № 3
Значение е
1,0
1,02
1,12
1,24
Расстояние между скважинами в ряду (м):
a = mW, (3.9)
где m - величина относительного растояния между скважинами,
принимаемая равной 0,9-Ю,95.
Крайние в ряду скважины приближают к контурным, чтобы
выдержать оптимальный коэффициент сближения зарядов для
контурных шпуров, а в случае предварительного откола - для
дробления породы между контурной трещиной и отбойными
скважинами.
Расстояние между рядами скважин. Первый ряд отбойных
скважин размещают на расстоянии W от кромки уступа. Второй
ряд от первого также на расстоянии W. Последующие ряды
сближают, уменьшая расстояния последовательно до (0,95; 0,9;
0,85) W. Заряд скважин остается постоянным, независимо от
размещения скважин в полигоне.
Величина перебура. Обычно перебур скважины не превыша-
ет (8 ... 10) dc. Известна зависимость величины перебура от
ЛНС:
219
lnep = 0,36W (3.10)
В Скандинавских странах принимают 1пер = 0,3 W
Превышение 1пер, помимо увеличения объема бурения, нару-
шает породу почвы выработки. Зачистка почвы, особенно в гид-
ротехнических сооружениях, является трудоемкой ручной рабо-
той. Поэтому в каждом конкретном случае необходимо изыски-
вать возможности для уменьшения величины перебура, опира-
ясь на богатый опыт взрывного разрушения уступов на откры-
тых работах (взрывание в «зажиме», применение зарядов с воз-
душными промежутками). Например, в некоторых случаях пе-
ребур можно снизить уменьшением расстояния между скважи-
нами, изменением угла их наклона.
Удельный расход ВВ. Этот показатель нужен для определе-
ния массы заряда скважин. Он принимается по удельному рас-
ходу ВВ при проходке верхнего уступа. По данным практики
разработки нижних уступов в тоннелях Токтогульской, Нурек-
ской, Чарвакской ГЭС удельный расход по нижнему уступу со-
ставляет 72-78% от показателя по верхнему уступу. В зарубеж-
ной практике расхождение отличается некоторым разбросом, от
71 до 96% [19].
При разработке паспортов БВР рекомендуется принимать
qHy = 0,78 qBy (3.11)
По результатам опытных взрывов в дальнейшем можно из-
менить qHy путем увеличения (снижения) массы зарядов сква-
жин, не меняя схему размещения скважин на полигоне.
Конструкции зарядов скважин. Конструкция и масса заряда
всех отбойных и контурных скважин принимаются одинаковы-
ми, если не требуется «гладкого» оконтуривания стен. В про-
тивном случае применяют метод предварительного щелеобразо-
вания или контурное взрывание по методу сближенных зарядов.
Контурные скважины бурят вертикально или почти вертикаль-
но, расстояние между оконтуривающими скважинами умень-
шают: для предварительного откола до (0,3-0,4)W; при оконту-
ривании сближенными зарядами до (0,4-0,5)W. Линейная плот-
ность заряжания контурных скважин уменьшается:
Контурный заряд представляет собой рассредоточенную
«гирлянду» из патронов, аммонита № 6ЖВ диаметром 32 мм,
массой 0,2-0,25 кг. В забое шпура размещается два патрона без
промежутка (донный заряд). Для инициирования заряда исполь-
220
зуется боевой патрон и детонирующий шнур. Длина заряда со-
ставляет (0,8-0,9)LCKB. Контурные скважины бурят одинакового с
отбойными диаметра dc, глубина скважин LCKB = Ну + 4dc, где 4dc
- величина перебура для контурных скважин.
Крепость пород по М.М.Протодьяконову: 4-6 7-8 9-11 12-14
Линейная плотность заряжания, кг/м: 0,5 0,6-0,7 0,8 0,8-0,9
Отбойные скважины заряжают сплошным колонковым заря-
дом или зарядом с воздушным промежутком. В последнем слу-
чае в донную часть заряда закладывают 70% массы заряда ВВ,
затем оставляют воздушный промежуток длиной (0,6-0,8)W и
заряжают оставшиеся 30% массы ВВ. В обе части заряда поме-
щают по патрону-боевику с детонаторами одинакового номера.
Кроме того, для гарантии полной детонации заряда по всей его
длине прокладывают 1-2 нитки ДША. Промежуточными дето-
наторами служат 1-2 патрона аммонита. Воздушный промежу-
ток образуется с помощью картонного цилиндра, опущенного в
скважину после заряжания донной части скважины.
Определение массы заряда скважин. Масса контурного рас-
средоточенного заряда qK определяется по линейной плотности
заряжания и длине заряда. Методика расчета qK дана в разделе
3.1. Количество контурных пк и отбойных Пот скважин определя-
ется по схеме размещения скважин на полигоне.
Масса отбойного заряда
Чот -
Q~4k'nk
пОт
(3-12)
где Q - общая масса ВВ, равная q„.y Sy l„, ln - длина полигона.
Полученное значение qor округляется до величины, кратной
0,1 кг. По плотности заряжания и диаметру скважины и массе
заряда вычисляется длина заряда отбойной скважины, включая
воздушный промежуток, если он предусмотрен конструкцией
заряда. Длина забойки
13 = ЬСКВ-Цар = (1-1,3)\У, (3.13)
греЬ]ар - длина заряда.
221
Типовая задача.
Обосновать параметры паспорта БВР для разработки нижне-
го уступа отводящего тоннеля подземной ГЭС нисходящими
скважинами. Размеры уступа: ширина 10,8 м; высота 5,7 м. Тон-
нель строится в плотных гранитах крепостью 9 по
М.М.Протодьяконову. Верхний уступ пройден шириной по по-
дошве 11,7 м с комбинированной крепью из штанг и металличе-
ской сетки.
Удельный расход ВВ по верхнему уступу 1,074 кг/м3 (грану-
лит АС-8В, аммонит 6ЖВ).
Решение.
Выбор типа ВВ и СВ. Для отбойки породы в уступе прини-
маем, с целью снижения стоимости ВМ и трудовых затрат на
заряжание шпуров, гранулированное ВВ - гранулит АС-8В. В
качестве промежуточного детонатора - Аммонит 6ЖВ. Для
«гладкого» оконтуривания стен используем способ сближенных
зарядов с заряжанием вертикальных контурных скважин рас-
средоточенным зарядом из патронов аммонита по 0,2 кг, диа-
метром 32 мм. Для инициирования зарядов - электродетонаторы
ЭД-1-8-Т иЭД-1-З-Т и детонирующий шнур ДША.
Выбор скважин и бурового оборудования . По табл.6.2 [14]
выбираем буровой станок СБ-1П, оснащенный перфоратором
ПК-75. Станок обеспечивает бурение скважин на глубину до
25 мм, диаметром от 50 до 85 мм. С учетом диаметра штанги (32
мм) принимаем коронку диаметром 60 мм с круглой резьбой
штыревую типа КТШ 60-31К ГОСТ 17196-77 [38]. Диаметр от-
бойных скважин и заряда гранулированного ВВ будет равен 62
мм. Диаметр контурных скважин принимаем также равным 62
мм.
Определение ЛНС. Принимаем угол наклона отбойных
скважин а = 70°. Для определения ЛНС по формуле (3.8) имеем:
кт= 0,9; d = 0,062 м; А = 0,009 МН/м3; е = 1,12; р = 0,028 МН/м3.
53-0,062-0,9 0,009 -1,12 1р
0,94 ( 0,028
= 1,89 «1,9 м
Количество отбойных скважин. Расстояние между сква-
жинами в ряду «а» при m = 0,9
a = mW=0,9- 1,9= 1,71 м
222
Количество скважин в ряду при ширине уступа В = 10,8 м, с
учетом расстояния крайних скважин от стен ак = 0,53 W = 1,02
м, составляет
В-2ак , 10,8-2-1,02 ,
а 1,71
Принимаем 6 скважин в ряду. Расстояние между скважинами
сответственно составит 1,75 м, коэффициент сближения сква-
жин m = 0,92.
Количество рядов скважин на один взрыв принимаем равнвм
5, таким образом, общее число отбойных скважин на полигоне
NOT = 30.
Длина полигона. Принимаем, с учетом W = 1,9 м, расстояние
от бровки уступа до первого ряда скважин 1,9 м, между рядами
последовательно 1,9; 1,8; 1,7; 1,6 м. Длина полигона составит
соответственно 8,9 м.
Количество контурных скважин. Принимаем расстояние
между вертикальными оконтуривающими скважинами Ьк =
0,4W = 0,75м. Тогда при длине полигона Ln = 8,9 м необходимо
бурить в ряду
^- = -^- = 11,8-12 скважин.
bk 0,75
Длина скважин. Отбойные скважины:
LCKB = — + lneD = — + 0,5 = 6,56 м,
СКВ sin а р 0,94
где lmp = 8dc = 8- 0,062 = 0,5 м
Принимаем LCKB = 6,6 м; 1„ер - 0,54 м.
Оконтуривающие скважины.
La® = Ну + 1пер = 5,7 + 0,25 = 5,95 м,
где 1пер = 4 dc = 4 0,062 = 0,25 м.
Определение массы зарядов скважин. Удельный расход ВВ
qH y. - 0,78 qB y = 0,78 -1,074 = 0,84 кг/м3
Расход ВВ на полигон
Q = qH.y Sy Ln = 0,84 -61,6 -8,9 = 460,5 кг,
223
где Sy - площадь уступа, Н.В. = 5,7 • 10,8 = 61,6 м2.
Для распределения ВВ по скважинам необходимо определить
массу заряда оконтуривающей скважины qK. При крепости по-
род f = 9 линейная плотность заряжания составляет 0,8 кг/м.
Принимаем длину заряда
LK3 = 0,9 LCKB = 0,9 • 5,95 = 5,35 м.
Масса заряда qK = 0,8 • 5,35 = 4,28 кг (21 патрон). Их общая
длина при длине патрона 0,23 м составляет 4,83 м. Таким об-
разом, при двух патронах донного заряда на 19 воздушных про-
межутков остается 5,35 - 4,83 = 0,52 м, то-есть расстояние меж-
ду патронами ВВ 3 см.
Всего на заряжание 24 оконтуривающих скважин потребует-
ся
QK = 4,2 24 = 100,8 кг.
Заряд отбойной скважины
2 кг
ОТ NOT 30
Конструкция заряда отбойных скважин. Линейная плот-
ность заряда
7rJc2 3,14-0,0622 опп .
—. д ------------------900 = 2,72 кг/м.
4 4
Общая длина заряда L3 - 12 / 2,72 = 4,4 м.
Таким образом, на забойку остается LCKB - L3 = 6,6 - 4,4 = 2,2
м. Длина забойки составляет 2,2 / 1,9 = 1,16 W. Следовательно,
длина заряда скважины велика и не позволяет использовать бо-
лее эффективный, по сравнению с колонковым, заряд с воздуш-
ным промежутком. Это обстоятельство указывает, что расчетное
значение ЛНС несколько завышено.
Для уменьшения длины заряда и создания, таким образом,
условий применения зарядов с воздушным промежутком, при
которых снижается разброс породы, лучше оконтуривается по-
дошва уступа и снижается выход негабарита, увеличим количе-
ство скважин в ряду до 7. Тогда общее число отбойных скважин
составит 35, заряд скважины уменьшится до 10,2 кг, в том числе
гранулита 9,8 кг, аммонита на 2 боевых патрона 0,4 кг. Длина
224
заряда гранулита соответственно составит 9,8/2,72 = 3,6 м. При-
нимаем длину донной части заряда гранулита 2,5 м, верхней
части 1,1 м с промежутком 1,0 м между ними. С учетом длины
промежуточных детонаторов общая длина заряда вместе с про-
межутком составит 5,0 м, длина забойки 1,6 м (0,85W).
Тип вруба. Очередность взрывания. Схема размещения
скважин в уступе показана на рис. 3.6. Принят тип вруба - «тра-
пеция», с взрыванием скважин 7-ю сериями. Очередность
взрывания указана на схеме цифрами.
Рис. 3.6. Схема разме-
щения скважин при
разработке нижнего
уступа
Вычисление показателей взрывания. На полигоне должно
быть пробурено 373,8 м скважин, в том числе наклонных 231 м.
Фактический расход ВВ: гранулита 343 кг, аммонита 6ЖВ
114,8 кг. При объеме отбиваемой за взрыв породы 548 м3 удель-
ный расход ВВ составит 0,835 кг/м3, в том числе гранулита 0,626
кг/м3, аммонита 0,209 кг/м3. Расход детонирующего шнура на
контурные и отбойные скважины по 5,5 м на каждую, 324,5 м.
Электродетонаторы: ЭД-1-8-Т - 6 шт. на один взрыв, ЭД-1-3-Т -
70 на отбойные и 24 на оконтуривающие скважины, всего на
полигон 94 шт. Параметры и показатели взрывания представле-
ны в табл. 3.12 и 3.13.
8 Зак. 3836
225
Таблица 3.12
226 227
Таблица зарядов скважин
№ серии Число скважин в серии Глубина скважины, м Угол на- клона скважин к горизонту, град. Масса заряда скв., кг Масса заряда на серию, кг Время замедле- ния, мс Электроде- тонатор
Грану- лит AC- SB Ам. 6ЖВ Грану- лит АС- 8В Ам. 6ЖВ
1 5 6,6 70 9,8 0,4 49,0 2,0 0 ЭД-1-8-Т
2 7 6,6 70 9,8 0,4 68,6 2,8 40 ЭД-1-3-2Т
3 7 6,6 70 9,8 0,4 68,6 2,8 80 ЭД-1-3-4Т
4 7 6,6 70 9,8 0,4 68,6 2,8 120 ЭД-1-3-6Т
5 7 6,6 70 9,8 0,4 68,6 2,8 160 ЭД-1-3-8Т
6 2 6,6 70 9,8 0,4 19,6 0,8 250 ЭД-1-3-ЮТ
7 24 5,95 90 - 4,2 - 100,8 300 ЭД-1-3-12Т
Таблица 3.13
Условия и показатели взрывания
№№ пп Показатели Ед. изм. Значение показателя
1. Крепость пород по М.М.Протодьяконову 9
2. Геометрические параметры уступа: высота ширина м м 5,7 10,8
3. Диаметр скважин мм 62
4. Угол наклона скважин к горизонтальной плоскости: - отбойных - оконтуривающих град 70 90
5. Длина отбойных скважин м 6,6
6. Величина перебура отбойных скважин м 0,54
7. Длина оконтуривающих скважин м 5,95
8. Величина перебура оконтуривающих скважин м 0,25
9. Тип взрывчатого вещества Гранулит АС-8В, Аммонит 6ЖВ
10. Средства взрывания: электродетонаторы Детонирующий шнур ЭД-1-8-Т ЭД-1-3-Т ДША
Продолжение таблицы 3.13
Значение показателя Г Колонковый с воздушным промежутком П 1,9 рассредоточенный 00 сП гч 548 0,626 0,209 373,8 343,0 114,8 г? 324,5 «трапеция» последовательная
Ед. изм. £ "ж кг/м3 м.скв £
Показатели 1 Конструкция заряда отбойных скважин Линия наименьшего сопротивления Конструкция заряда оконтуривающих скважин Длина полигона , Количество скважин на полигон: отбойных оконтуривающих Выход горной массы за цикл (в целике) Удельный расход ВВ : - гранулита АС-8В - аммонита 6ЖВ Объем бурения скважин Расход ВВ на взрыв: - гранулита АС-8В - аммонита 6ЖВ Расход электродетонаторов на взрыв: ЭД-1-8-Т ЭД-1-3-Т Расход детонирующего шнура типа ДША Тип вруба I Схема соединения электродетонаторов
№№ пп 12. и- 14. > 1 17. об 19. 20. гч | 22. СЧ
228
3.4 Погрузочно-транспортные работы
В подземном строительстве для погрузки породы используют
погрузочные машины, погрузочно-доставочные машины, транс-
портные погрузчики с боковой разгрузкой ковша и подземные
экскаваторы.
3.4.1 Погрузка породы погрузочными машинами
Породопогрузочные машины с боковым захватом типа ПНБ
надежны и достаточно производительны. По эксплуатационной
производительности машина типа ПНБ-ЗД2, например, сопоста-
вима с экскаватором с ковшом вместимостью 0,75-1,0 м3. На
практике производительность погрузки существенно зависит от
качества дробления породы, так как машина удовлетворительно
грузит породу средней кусковатостью до 300 мм.
Область рационального применения машин типа ПНБ вклю-
чает горизонтальные выработки, размеры которых не позволяют
использовать экскаваторы, а также наклонные тоннели с укло-
нами до 8°.
Высота и длина перегрузочного конвейера ограничивают пе-
речень транспортных средств, которые могут работать в ком-
плексе с погрузочными машинами типа ПНБ. Это самоходные
вагоны, большегрузные самосвалы с полуприцепом типа МоАЗ-
6401, автосамосвалы до 7 т грузоподъемности, если в выработке
имеется возможность их разворота.
В тоннелях большой протяженности, до 2-х и более км, ма-
шины типа ПНБ эффективны в сочетании с вагонетками вме-
стимостью 4,5 м3 и более или специальными большегрузными
проходческими вагонами ВПК-7, ВПК-10.
В тоннелях сечением до 45 м2 применяются ковшовые погру-
зочные машины на рельсовом ходу. Из-за ограниченного фронта
погрузки обычно используют две машины, работающие на па-
раллельных путях. Производительность погрузки зависит от
технической производительности машины, вместимости ваго-
нетки и продолжительности простоев при их замене.
Методика определения производительности погрузочных
машин приведена в разделе 2.
229
3.4.2 Погрузка породы погрузочно-доставочными
машинами
Погрузочно-доставочные машины (ПДМ) с несущим ковшом
вместимостью 2,5 - 6 м3 широко используются на горно-
добывающих предприятиях. В подземном строительстве ПДМ
эффективны в коротких, до 300 м, тоннелях и камерах, особенно
на объектах, состоящих из многих выработок разного попереч-
ного сечения, на сопряжениях которых можно организовать раз-
ворот ПДМ и перегрузку породы в автосамосвалы или вагонет-
ки. ПДМ хорошо сочетаются с самоходными бурильными уста-
новками, не требуют дополнительных единиц техники для зачи-
стки почвы выработок, могут грузить породу в наклонных, до
10-12°, выработках, доставлять в забой материалы. Недостаток
ПДМ заключается в снижении производительности по мере
удаления забоя от перегрузочного пункта или портала тоннеля.
Оптимальным вариантом перегрузки породы в транспортные
средства является разгрузка ковша ПДМ в породоспуск, по ко-
торому порода поступает на расположенный ниже транспорт-
ный горизонт. При погрузке непосредственно в автосамосвал
или вагонетку большой вместимости требуются дополнитель-
ные затраты времени на маневры ПДМ. Поэтому схему упро-
щают, ограничивая задачу погрузочной машины доставкой по-
роды на перегрузочную площадку, где постоянно находится по-
грузочная машина ПНБ-ЗД.
Сменная эксплуатационная производительность ПДМ (м3/ч в
целике)
р _ (Т ~ ^п.з. ~ G )П*3 Р ] Д)
(С ^д.в. У к р^д.р.
где Т - продолжительность работы машины в течение смены;
tn3 - подготовительно-заключительные операции (15-20 мин); tn
- личное время отдыха машиниста (10-15 мин); VK - вмести-
мость ковша; к3 = 0,9 - коэффициент заполнения ковша; кр =
1,54,8, кдр = 1,14,15 - коэффициенты разрыхления и допол-
нительного дробления породы при погрузке; tK = (0,44,6)мин -
затраты времени на заполнение и разгрузку ковша (0,4 -
1,6 мин); ta, - продолжительность движения ПДМ
U=2L/kflBVcp, (3.15)
230
где L - расстояние транспортирования породы машиной, м; Vcp -
средняя скорость движения, м/мин; кдв = 0,77^-0,8 - коэффици-
ент неравномерности движения.
3.4.3 Погрузка породы ковшовыми погрузчиками
В последние годы на строительстве тоннелей все более ши-
рокое применение находят тракторные погрузчики, оснащенные
ковшом с боковой разгрузкой. Погрузчики мобильны, произво-
дительны, хорошо подбирают породу, разбросанную взрывом,
планируют почву, зачищают заезды для автосамосвалов. Вме-
стимость ковша до 4,2 м3 обуславливает применение в комплек-
се с погрузчиком подземных автосамосвалов грузоподъемно-
стью не менее 20 т.
3.4.4 Погрузка породы экскаваторами
Экскаваторы являются основным средством погрузки породы
в выработках большого сечения. Это объясняется высокой про-
изводительностью экскаваторной погрузки, простотой органи-
зации погрузочно-транспортных работ в комплексе «экскаватор-
автосамосвал», малой зависимостью производительности экска-
ватора от кусковатости породы. Немаловажную роль играет на-
дежность экскаваторов в работе. Относительным недостатком
экскаватора можно считать необходимость в дополнительных
машинах (бульдозер, тракторный погрузчик) для подгребания
породы к отвалу, зачистки и выравнивания подъездов, подборки
далеко откатившихся кусков породы. В настоящее время при-
менение экскаваторов ограничивается лишь сечением вырабо-
ток: если сечение позволяет использовать экскаватор, то он
принимается без дополнительного обоснования.
Применяются специальные подземные экскаваторы, отли-
чающиеся от обычных экскаваторов укороченной стрелой,
уменьшенной длиной задней части кузова, укороченной перед-
ней частью гусениц для улучшения условий подчистки почвы
выработки. Характеристики некоторых типов отечественных
подземных экскаваторов приведены в табл.3.14.
На подземных работах используют и другие экскаваторы, пе-
реоборудованные для подземных условий.
231
Таблица 3.14.
Показатели Тип экскаватора (прямая лопата)
ЭО- 5114/12 эо- 7114
Минимальное сечение выработки, м2 35 80
Минимальная ширина выработки, м 7 10
Техническая производительность, м3/ч (в целике) 120 160
Вместимость ковша, mj 1,2 2,0
Наибольшая высота копания, м 6,7 10,1
Высота выгрузки, м 4,3 3,6
Мощность двигателей, кВт 55 160
Масса, т 33,4 89
При работе в подземной выработке экскаватор обычно раз-
мещается у одной из стен выработки таким образом, чтобы при
развороте стрелы расстояние между кузовом и стеной было не
менее 0,5 м. Если ширина выработки для данного экскаваторы
минимальна, то автосамосвал ставится под погрузку за экскава-
тором, а в более широкой выработке - сбоку. В первом случае
угол поворота стрелы и продолжительность цикла черпания
экскаватора увеличиваются, а производительность снижается.
Например, при развороте стрелы на 120° цикл работы экскава-
тора увеличивается на 15-25%.
Основным видом транспорта при экскаваторной погрузке по-
роды является автомобильный, к достоинствам которого отно-
сятся высокая производительность и автономность, возмож-
ность преодоления подъемов и закруглений, транспортирование
породы любой кусковатости, универсальность в отношении раз-
личных грузов как в подземных, так и наземных условиях. От-
носительными недостатками автомобильного транспорта явля-
ются повышенные затраты на проветривание выработок, сниже-
ние эффективности при увеличении расстояния и усложнение
обслуживания в зимнее время.
Используют автосамосвалы грузоподъемностью от 7 до 40 т.
Удобны для подземных работ седельные тягачи, имеющие шар-
нирную раму и соответственно меньший радиус разворота: Мо-
АЗ (22 т), «Кируна-Трак» (40 т), ТОРО-430Д (27 т).
С увеличением грузоподъемности автосамосвала производи-
тельность погрузки растет, а при погрузке в автосамосвалы оп-
232
ределенной грузоподъемности - уменьшается по мере увеличе-
ния дальности транспортирования породы. Если принят излиш-
не мощный самосвал, то стоимость погрузки 1 м3 породы из-за
высокой стоимости машиносмены автомобиля может оказаться
выше, чем при самосвалах несколько меньшей грузоподъемно-
сти.
Оптимальная грузоподъемность автосамосвала находится в
определенной зависимости от емкости ковша экскаватора
(табл.3.15) [19,25]:
Таблица 3.15.
Вместимость ковша, м3 Грузоподъемность автосамосвала (т) при дальности транспортирования породы
до 1 км до 3 км более 3 км
0,75 5-7 7-10 14
1,0 7-10 10-14 14-20
2,0 14 20-27 27
з,о 20 27 Более 27
При выборе автосамосвала следует учитывать возможность
его разворота в выработке. Если ширина выработки равна или
превышает 1,87»,, где 1М - длина машины, то самосвал с жесткой
рамой может выполнить разворот в выработке. Если ширина
выработки меньше 1,4 1М , то для разворота используются близ-
лежащие сопряжения с другими выработками или ниши, соору-
жаемые специально для этой цели. При ширине от 1,4 /л до 1М
автосамосвалы разворачивают с помощью лебедки на металли-
ческой плите длиной 6 м, уложенной на почву у стенки выра-
ботки за экскаватором. Передние колеса машины перемещаются
по плите лебедкой от забоя, то-есть машина разворачивается
волоком. Минимальный радиус поворота имеют седельные тя-
гачи с самосвальным полуприцепом. Например, автомобиль
«Кируна-Трак» грузоподъемностью 40 т может развернуться в
выработке шириной 10,5 м.
На производительность погрузки существенно влияет время
простоя экскаватора при обмене автосамосвалов. Время обмена,
в свою очередь, во многом зависит от числа автомашин, задол-
женных на погрузке. Обычно используют две-пять машин на
один экскаватор. Для эффективной работы комплекса число
машин может быть больше.
233
Простои при обмене машин особенно заметно снижают про-
изводительность экскаватора при автосамосвалах малой грузо-
подъемности, при этом чем больше время обмена, тем эффек-
тивнее замена самосвалов на более мощные машины. Например,
при времени обмена 0,5 мин замена 5-тонных самосвалов 27-
тонными увеличит производительность погрузки всего на 20%,
а при длительности обмена 2 мин на 67%.
Для обеспечения требуемой производительности погрузочно-
транспортных работ немаловажное значение имеет скорость
движения автотранспорта, которая, в свою очередь, определяет-
ся состоянием почвы горных выработок. По опыту эксплуата-
ции автосамосвалов на подземных рудниках скорости движения
машин зависят от их загрузки и качества дорожного покрытия
(табл.3.16).
Таблица 3.16
Загрузка автосамосвала Скорость движения (км/ч) при качестве дорожного покрытия
высокое среднее низкое
Груженые 33 23 9
Порожние 36 27 12
Эксплуатационная производительность экскаватора:
П = ------1, (3.16)
----+ — +12
пг WK
где Пт - техническая производительность экскаватора, м3/ч; Wk -
вместимость кузова автосамосвала, м3; t] - продолжительность
простоя экскаватора при обмене автосамосвалов в забое, ч; t2 -
другие потери рабочего времени, отнесенные к 1 м3 породы, ч.
Знаменатель формулы представляет общее время погрузки 1
м3 породы. По данным практики, эксплуатационная производи-
тельность погрузки, в зависимости от вместимости ковша экска-
ватора, в среднем составляет:
Вместимость ковша
з
экскаватора, м
Производительность
погрузки, м3/ч.
0,75 1,0
25-35 35 -45
2,0 3,0
55 - 65 65 - 85
234
Средняя часовая (м3/ч) эксплуатационная производитель-
ность погрузки
Пс = ки-П, (3.17)
где ки - коэффициент использования экскаватора в течение сме-
ны, 0,55-0,75. Остальные 25-45% времени занимают вспомога-
тельные работы (окучивание породы перед погрузкой, зачистка
заезда для автосамосвалов, оборка кровли и забоя выработки,
откидка породы от груди забоя ), техническое обслуживание
экскаватора, простои из-за неритмичной подачи автосамосвалов.
Продолжительность оборота автомашины
Тоб — tj + t4, (3-18)
где tj — продолжительность рейса без учета времени загрузки
кузова; t4 - продолжительность загрузки кузова:
27
/3^ —+ /5 (3.19)
V
(3.19)
где v - средняя скорость движения автосамосвалов от забоя до
отвала по пути длиной L ; t5 = 0,03-Ю, 12 ч - время на разгрузку
машины, ее разворот у забоя и ожидание выезда груженого ав-
тосамосвала; WK - вместимость кузова автосамосвала, м3 ; Пт -
техническая производительность экскаватора, м3/ч; m - коэф-
фициент, учитывающий степень использования технической
производительности экскаватора (влияние качества дробления
породы, высоты развала); принимается равным в начале погруз-
ки 0,7 - 0,8 , в конце 0,5 - 0,6.
Продолжительность погрузки одного транспортного средства
предпочтительнее рассчитывать по циклу экскавации t4:
^=^-гр,кр , (3-21)
Як'кн'У
где tu = 0,4 - 0,5 мин в начале и 0,5 - 0,7 в конце погрузки; Qq, -
грузоподъемность автосамосвала, кН; кр - коэффициент разрых-
ления породы; qK - вместимость ковша экскаватора;
235
кн = 0,754,0 - коэффициент наполнения ковша, зависит от каче-
ства дробления породы; у - плотность породы (в целике, кН/м3).
Количество транспортных средств, загружаемых экскавато-
ром в течение часа:
=
60
Z4 +t6
(3.22)
где te = НЗ мин - продолжительность простоев экскаватора при
замене груженого автосамосвала на порожний.
Количество автосамосвалов, обеспечивающих непрерывную
работу экскаватора
^3
^4
(3-23)
График движения автосамосвалов. Расчет продолжитель-
ности оборота автосамосвала по средней скорости может при-
вести к выбору заниженного числа транспортных единиц, так
как в призабойной зоне, в 100 - 200 м от забоя и на подъезде к
отвалу скорость движения автотранспорта снижается до 6 - 8
км/ч. На практике пользуются графиками (диаграммами) дви-
жения автосамосвалов, в которых время движения вычисляется
по участкам трассы, отличающимся по условиям движения.
Обычно выделяют призабойную зону, участок пути до портала
тоннеля, путь от тоннеля до отвала и подъезды к отвалу.
В этом случае время оборота автосамосвала складывается из
продолжительностей движения на этих участках с разными ско-
ростями:
21. 2Л 21, 21.
1 —_____L j______±_ _1______ _1_____ _1_ f
3 — >
V2 V3 V4
(3-24)
где li, Ь.Ь.Ц - соответственно протяженность призабойной
зоны (100 - 200 м), расстояние от призабойной зоны до портала
тоннеля, длина пути от портала до отвала, протяженность про-
езда в пределах отвала; Vi , v2 , v3 , v4 - средние, между скоро-
стью порожнего и груженого автосамосвала, скорости движения
транспортного средства по участку трассы.
236
Диаграммы «путь-время» удобны, наглядны и могут служить
для построения исполнительных, графиков движения автотранс-
порта.
Задача. Обосновать выбор экскаватора, грузоподъемность
автосамосвала и их количество для погрузки породы при разра-
ботке нижнего уступа. Ширина уступа 10,8 м; выход горной
массы (в целике) 548 м3; плотность породы 0,0275 МН/м3. Рас-
стояние от забоя до портала тоннеля 1100 м, от портала до отва-
ла 2 км. Качество дорожного покрытия в тоннеле низкое, на по-
верхности - среднее.
Определить: производительность комплекса «экскаватор-
автосамосвал»; продолжительность погрузки породы в забое
уступа.
Решение. По ширине забоя (10,8 м) принимаем экскаватор
ЭО-7114 с ковшом 2 м3, с условием разворота стрелы экскавато-
ра на 120° и соответствующего увеличения продолжительности
цикла экскавации на 20%.
Согласно табл. 3.15, при длине транспортирования породы
3,1 км рационально принять автосамосвал большой грузоподъ-
емности. Выбор ограничен автосамосвалами МоАЗ-6401 (22 т) и
ТОРО-43 ОД (27 т). Автосамосвал БелАЗ (27 т) неудобен из-за
большой высоты кузова, что отрицательно сказывается на про-
изводительности экскаватора. С учетом стоимости, доступности
и имеющегося опыта эксплуатации техники выбираем автоса-
мосвал типа МоАЗ-6401 грузоподъемностью 22 т с кузовом вме-
стимостью 11 м3 (с «шапкой» 13 м3).
Расчет продолжительности оборота автосамосвала. Раз-
биваем трассу движения на 4 участка, в том числе призабойная
зона 100 м, участок тоннеля до портала - 1000 м, от портала до
отвала - 1900 м и в пределах отвала - 100 м. Средние скорости
движения выбираем по табл.3.16. Результаты расчета продолжи-
тельности движения на участках сведены в табл.3.17.
На разгрузку и разворот автосамосвала принимаем t5 = 2
мин. Время оборота
t3 = 2(1 + 5,7 + 4,6 + 0,8) + 2 - 26,2 мин.
Цикл загрузки автосамосвала
t t Q^'kP М 224’8 <4
t, = Г ———— = 0,6--------= 5,4 мин.
4 qk-k„-Y 2,0-0,8-2,75
237
Цикл экскавации t„ принимаем средним (0,6 мин) с учетом
его возрастания в конце погрузки.
С учетом разворота стрелы на угол более 90°
t4 = 1,2 5,4 = 6,5 мин.
Таблица 3.17
Параметр Участки
1 2 3 4
Протяженность участка, м 100 1000 1900 100
Средняя скорость движения, км/ч 6 10,5 25 8
Время движения по участку, мин 1 5,7 4,6 0,8
Примем время простоя экскаватора при замене груженого ав-
тосамосвала на порожний t6 = 2 мин. Тогда потребное для обес-
печения непрерывной работы экскаватора количество автомо-
билей равно
Na
—+ 1 =-
+t6 6,5 + 2
При непрерывной работе экскаватор в час загружает сле-
дующее количество автосамосвалов:
60
NT =---------= 7 (машин/ч).
т 6,5 +2,0
Соответственно максимальная часовая производительность
погрузки составляет
n = NT-VK = 7- 11 = 77 м3/ч.
С учетом затрат времени на маневры экскаватора, на подбор-
ку мелочи, извлечение негабарита, пофилактические работы,
личные надобности машиниста (30% потерь) эксплуатационная
производительность погрузки равна
П = 0,7 77 = 54 м3/ч.
Продолжительность, погрузки
П 54
238
где V - объем горной массы с учетом коэффициента разрыхле-
ния 1,8.
3.5 Организация работ при строительстве тоннелей
3.5.1 Расчет графиков организации при проходке тоннелей
сплошным забоем
Методические указания.
В выработках большого поперечного сечения используется
высокопроизводительное погрузочно-транспортное оборудова-
ние. Поэтому основные проходческие операции, как правило,
выполняются последовательно. При оснащении забоя буровыми
рамами и подмостями установка штанг вкровля может совме-
щаться с бурением шпуров.
Продолжительность цикла работ по проведению тоннеля с
временной крепью составляет
Тц = Т6 + Т3 + Тпров + Тп + То6 + Тв к., (3.25)
где Т6, Тз, Тв к - продолжительность бурения шпуров, заряжания
шпуров, взрывания и проветривания забоя, погрузки породы,
оборки забоя и временного крепления.
Продолжительность бурения шпуров и погрузки породы оп-
ределяется по эксплуатационной производительности приме-
няемого оборудования. Продолжительность бурения шпуров:
Тб = Т'6 + Тпз.,
где Т'б - продолжительность бурения шпуров; Тпз. - затраты
времени на подготовительно-заключительные операции. Здесь:
М
Т^ =.. ш— , (3.26)
где 1Ш - средняя длина шпуров; N - число шпуров; кн = 0,754),9
- коэффициент использования бурильных машин во времени; ко
= 0,74),9 - коэффициент одновременности работы бурильных
машин; mi - число одновременно работающих в забое буриль-
ных машин; v6 - средняя скорость бурения.
Продолжительность подготовительно-заключительных опе-
раций при бурении складывается из разметки шпуров, подкатки
239
и раскрепления в забое буровых рам, подмостей или буровых
установок, подготовки их к работе и отвода на безопасное рас-
стояние. В зависимости от типа бурового оборудования Тпз. = 1
- 2,0 ч.
На заряжание шпуров расходуется 1-3 ч, в зависимости от
используемого при заряжании оборудования и средств механи-
зации заряжания шпуров.
Продолжительность погрузки породы
Т = Т' + Т
А П Х П 1 АIL3. >
где Т'п - время на собственно погрузку породы; Тпз. - затраты
времени на буртовку породы к забою после взрыва, подъезд
экскаватора (погрузочной машины) к забою, зачистку заездов
для автосамосвалов, отъезд по окончании погрузки (1 - 1,5 ч)
Тп =----------- , ч ,
" П
(3.27)
где г) - коэффициент использования шпуров, 1Ш - средняя глу-
бина шпуров в комплекте, м; кп - коэффициент переборов поро-
ды по СПиП, S - площадь поперечного сечения тоннеля, м2; кр
- коэффициент разрыхления породы; П - эксплуатационная
производительность погрузки породы, м3/ч. Продолжительность
оборки кровли (То6) кровлеоборочными машинами составляет от
0,5 до 1,5 часов.
Затраты времени на возведение временной крепи определя-
ются по расчетной трудоемкости работ и числу занятых на кре-
плении проходчиков. При совмещении работ по креплению с
другими операциями численность рабочих, занятых на крепле-
нии, определяется по расчетной трудоемкости и времени, отве-
денному на крепление.
Продолжительность цикла при проведении тоннелей обычно
не менее 12 часов. Если по принятой технологии работ возведе-
ние временной крепи не удается совместить с бурением шпуров,
то продолжительность цикла соответственно увеличивается.
Кратность продолжительности цикла и проходческой смены
достигается изменением подвигания забоя за цикл, числа еди-
ниц бурового оборудования или подбором другого соответст-
вующего по параметрам бурового и погрузочного оборудования.
240
Задача. Тоннель сечением 87 м2 в проходке, шириной 10,5 и
высотой 8,9 м проводится сплошным забоем в известняках кре-
постью 8 по шкале проф. М.М. Протодьяконова. Забой оснащен
тяжелой буровой рамой на рельсовом ходу с 7 бурильными ма-
шинами типа БГА. Порода грузится экскаватором ЭО-5114 с
ковшом емкостью 1,2 м3 в автосамосвалы МоАЗ-6401. Для бу-
рения скважин под штанги применяется бурильная установка
УБШ-520 ДЭВ. Временная крепь - железобетонные штанги
длиной 2,2 м по сетке 1x1 м. Число штанг 16 шт/м. Средняя ско-
рость бурения 0,4 м/мин, эксплуатационная производительность
погрузки 54 м3/ч. Коэффициент разрыхления породы 1,6. Коли-
чество шпуров в комплекте 116, средняя глубина шпуров 3,5 м,
коэффициент использования шпуров 0,86, подвигание забоя за
цикл 3 м, нормативный коэффициент переборов породы 1,03.
Определить продолжительность цикла, месячную скорость про-
ходки при 6-дневной рабочей неделе и четырехсменном режиме
работы. Составить график организации работ.
Решение. Продолжительность основных операций при: кп =
0,75; к0 = 0,7; mi = 7; v6= 0,4 м/мин = 24 м/ч.
Продолжительность собственно бурения шпуров
Т 116'3’5 ЛА
Т6 =-------------~ 4,6 Ч.
6 0,75-0,7-7-24
Принимаем Тпз = 1,5 ч., тогда продолжительность бурения
шпуров
Тб = 4,6+ 1,5 = 6,1 ч.
Продолжительность собственно погрузки породы
_ 0,86-3,5-1,03-87-1,6
" 54
При Тпз = 1,5 ч. время на погрузку породы составит 9,5 ч.
Оборку кровли кровлеоборочной машиной целесообразно
выполнить в конце погрузки. Продолжительность перерыва в
погрузке на оборку кровли То6 = 1,0 ч.
Продолжительность установки временной крепи зависит от
степени совмещения работ с бурением шпуров в забое. При на-
личии буровой рамы можно устанавливать штанги параллельно
с бурением шпуров. Механизированное бурение скважин под
штанги совместить с другими работами невозможно. Целесооб-
241
разно огранизовать бурение скважин после погрузки породы,
чтобы подготовить фронт работы для крепильщиков. Затраты
времени на крепление определяются по нормативной трудоем-
кости работ (табл.3.18).
Таблица 3.18.
Обоснова- ние норм времени Процессы Ед. изм. Объем работ Норма времени Трудоемкость ра- бот, чел.ч
ЕНВ-7-19 Бурение скважин под штанги 10 м шпура 10,6 0,44 4,66
ЕНВ-52-103 Установка желе- зобетонных штанг длиной 2,2 м штанга 48 0,159 7,64
С учетом подготовительно-заключительных операций при
бурении скважин установкой УБШ-520 ДЭВ при составе звена
из двух проходчиков на бурение будет затрачено до 4 ч (Твк. = 4
ч). Для установки штанг с верхней рабочей платформы буровой
рамы за время бурения (4,5 ч) достаточно звена крепильщиков в
составе 2 чел.
Примем предварительно продолжительность заряжания шпу-
ров равной 2 ч., проветривания 0,5 ч. Тогда продолжительность
цикла составит
Тц = Т6 + Т3 + Тпров + Тп + То6 + Тв.к =
= 6,1 + 2,0 + 0,5 + 9,5 + 1,0 + 4,0 = 23,1 ч.
Очевидно, следует принять продолжительность цикла равной
24 ч (4 смены). Строим график организации работ (рис. 3.7).
Время на прием-сдачу смены в графике выделено из подготови-
тельно-заключительных операций. Суточная техническая ско-
рость проходки 3 м/сут., плановая месячная VMec = 25 3 • 0,9 =
67,5 м/мес (здесь 0,9 - коэффициент использования рабочего
времени в течение месяца).
242
Рис. 3.7. График организации работ при проведении тоннеля буровзрывным способом сплошным
забоем.
243
3.5.2 Расчет графиков организации работ при разработке
нижнего уступа тоннелей нисходящими скважинами.
Методические указания.
При разработке уступа нисходящими скважинами погрузка
породы и бурение скважин ведутся одновременно. При этом
длительность цикла работ определяется продолжительностью
погрузки породы, производительность которой лимитирована
возможностями погрузочно-транспортного оборудования. Про-
должительность бурения можно изменять за счет числа буровых
машин. Поэтому оптимален график, в котором продолжитель-
ность бурения шпуров меньше продолжительности погрузки
породы.
Продолжительность погрузки Тп зависит от объема взорван-
ной массы и эксплуатационной производительности погрузоч-
ного оборудования. Объем породы определяется числом рядов
одновременно взрываемых скважин (обычно не более 5-6). По
данным практики, при экскаваторной погрузке рекомендуется
ориентироваться на выполнение одного цикла работ за 24-48
часов. При погрузке погрузочными машинами типа ПНБ про-
должительность цикла может быть и больше.
Продолжительность проходческого цикла
Тц = Тп + Тз + Тпров.
Время заряжания скважин Тз составляет 3-5 часов, проветри-
вание Тпров = 0,5-1,5 часа.
Продолжительность погрузки складывается из времени соб-
ственно погрузки (Т'п) и времени, затраченного на подготови-
тельно-заключительные операции (Тп.3.) - окучивание породы
бульдозером, подготовка экскаватора к погрузке, иодъезд экска-
ватора к забою, зачистка заездов для автосамосвалов, отвод ма-
шин по окончании погрузки:
Т = Т' + Т
х п 1 П 1 1 П.З.
lvSvknkn
К = -У у~..., (3.28)
где 1У - подвигание уступа за один взрыв; 5У - площадь попереч-
ного сечения уступа; кп - коэффициент переборов породы; Ар -
244
коэффициент разрыхления породы; П - эксплуатационная про-
изводительность погрузки.
На подготовительно-заключительные операции затрачивает-
ся 1,5-2 ч.
Продолжительность бурения скважин
Тб = Т'6 + Т„,3.;
(3-29)
где Q6 - объем буровых работ, м; Р6 - среднесменная часовая
эксплуатационная производительность бурения; Тпз. - время на
зачистку бровки уступа, подвод и отвод буровых станков на
безопасное расстояние (1 - 2 ч).
Рб = к„ к0 т v6 , (3.30)
здесь кК = 0,7-^-0,8 - коэффициент использования буровых стан-
ков или установок в течение смены; кй - 0,7-4),9 - коэффициент
одновременности работы станков; т - число буровых станков; v6
- средняя часовая производительность одного станка.
Число станков выбирается по условию
Т„>Т6,
при этом на один станок необходимо иметь приблизительно 3-4
м ширины уступа. Бурение вертикальных скважин для контур-
ного взрывания должно выполняться с опережением, поэтому
проверка по ширине уступа делается только для станков, задол-
женных на бурении отбойных скважин.
Задача. Нижний уступ тоннеля шириной 9, высотой 5,5 м в
породах крепостью 12 по шкале проф. М.М. Протодьяконова
разрабатывается нисходящими скважинами диаметром 65 мм. В
одном ряду бурится 5 отбойных скважин наклонной глубиной
6,5 м. На один ряд отбойных скважин бурится по 4 оконтури-
вающих вертикальных скважин того же диаметра глубиной 5,7
м. Среднее расстояние между рядами скважины 1,6 м. Коэффи-
циент разрыхления пород 1,8. Комплект оборудования состоит
из буровых установок типа СБУ-70у, экскаватора с ковшом ем-
костью 0,75 м3, автосамосвалов типа МоАЗ-6401. Эксплуатаци-
онная производительность погрузки 32,4 м3/ч., средняя часовая
245
скорость бурения 10 м/ч. Определить рациональную скорость
разработки уступа и составить график организации работ.
Решение. 1. Принимаем предварительно количество рядов
скважин, взрываемых за цикл, равным 5. Тогда объемы работ за
цикл:
- бурение - 6,5 5 • 5 + 5,7 • 4 5 = 276,5 м;
- погрузка - 1,6 5 • 9 • 5,5 1,03 • 1,8 - 734,2 м3;
- заряжание - 45 скважин, в том числе 20 контурных.
2. Вычисляем продолжительность цикла по погрузке породы.
Примем Т3 = 4 ч., ТПрОВ= 1 ч., Тпз = 2 ч.
734 2
= _22± = 22,7 ч.
" 32,4
Продолжительность погрузки Тп = 22,7 +2 = 24,7 ч.
Продолжительность цикла Тц = 24,7 + 4 + 1 = 29,7 ч.
Расчет показывает, что заданный объем работ может быть
выполнен за 5 смен (30 ч.). Такой график неудобен, так как в
определенную смену последующих суток должны выполняться
разные работы. Следует или уменьшить число рядов одновре-
менно взрываемых скважин до 4 с целью сокращения цикла до
24 ч., или увеличить до 6 с тем, чтобы за 3 суток выполнялось
два цикла. Рассмотрим первый случай.
г;=1^±АУ^М = 18,1ч.
32,4
Т„ = 18,1 + 2 = 20,1; Тц = 20,4 + 4 + 1 = 25,4 ч.
В связи с сокращением объемов работ имеется возможность
сократить время на заряжание скважин до 3 ч., подготовитель-
но-заключительные операции до 1,5 ч. Тогда
Т„ = 18,1 + 1,5 = 19,6 ч.; Тц = 19,6 + 3 + 1 = 23,6 ч * 24 ч.
3. Определим продолжительность бурения скважин с услови-
ем Тб < Т'ц , то есть Т6 < 19,6 ч. Вычислим Т6 при работе 2
установок, положив Pi = 0,7 ; <pi = 0,8 ; иц = 2 ; Тп 3 = 2 ч. Име-
ем : Р6 = 0,7 • 0,8 • 2 • 10=11,2 м/ч.
Затраты времени на бурение 4-х рядов отбойных и 16 кон-
турных скважин (221,2 м)
246
Тб =
221,2
11,2
+ 2 = 21,75 ч.
Условие Те < 19,6 ч не выполняется. Необходимо планиро-
вать на бурении скважин 3 установки, хотя их загрузка будет
неполной, или увеличивать продолжительность цикла. Время
бурения скважин при работе трех станков (Р6 = 16,8 м/ч)
221,2
16,
ч.
График организации работ для этого случая представлен на
рис. 3.8.
Скорость отработки уступа 6,4 м/сут., 144 м/мес.
3.5.3 Расчет параметров процесса бетонирования.
При расчете предполагаются известными размеры тоннеля,
расход бетонной смеси на 1 м тоннеля с учетом переборов, про-
филь поперечного сечения выработки, технологические свойст-
ва бетонной смеси. Темпы укладки бетонной смеси, длина уча-
стка бетонирования и секции опалубки ограничиваются техно-
логически целесообразными пределами. При параллельном ве-
дении проходческих и бетонных работ скорость бетонирования
ограничивается скоростью подвигания забоя. Если обделка воз-
водится после окончания проходки тоннеля с временной кре-
пью, то скорость бетонирования определяется типом опалубки,
продолжительностью перерывов для твердения бетона, площа-
дью сечения обделки и производительностью бетоноукладочно-
го агрегата.
Последовательность расчета
Определяется длина участка бетонирования, м
L = (6 + T)tCM-^-, (3.31)
lg *б
где tCM - продолжительность смены, сут; Ve - скорость бетони-
рования, м/сут.
Устанавливается ориентировочная продолжительность цикла
бетонирования (сут)
tu = L/v6 (3.32)
247
248
Продолжительность цикла принимается кратной продолжи-
тельности смены (обычно 6 ч). Для выполнения этого условия
следует изменить L.
Полученное значение L необходимо согласовать с длиной
секции опалубки. При использовании механизированной опа-
лубки
L = /с п,
где /с - длина секции опалубки, м; п - количество секций.
Для односекционной опалубки n = 1; /с = 6+30 м, для много-
секционной опалубки п = 2+6; /с = 2+10 м.
Продолжительность всех операций, выполняемых в составе
цикла последовательно (tj), устанавливается с учетом типа опа-
лубки.
Для переставной опалубки (ч)
tj = tn3, (3.33)
где tn 3 - продолжительность подготовительно-заключительных
операций, ч.
Для механизированной многосекционной опалубки (ч)
ti^mL + tn3 , (3.34)
где т - отношение длины заходки к длине секции; vo - скорость
перестановки опалубки, м/ч:
vo = (O,8+l,O)lg/c (3.35)
Для механизированной односекционной опалубки tj = t\ + ty,
, (3.36)
v0
где tB - время выдержки бетона в опалубке, ч;
Vo = (3,0+4,0) lg lc-, (3.37)
tn3=^Kr> (3-38)
где т = 0,6+1,2 ч/м- показатель удельных затрат времени на под-
готовительно-заключительные операции; So - площадь попереч-
249
него сечения обделки тоннеля, м2; ty - продолжительность ук-
ладки бетона, ч.
Минимальная расчетная производительность по укладке бе-
тона, обеспечивающая заданную скорость бетонирования, опре-
деляется формулой (м3/ч):
Ру= -%~б— (3.39)
1-Z,.v6/Z
Продолжительность укладки бетонной смеси (ч)
ty = S6l</Ру.бку , (3.40)
где Руб - производительность выбранного бетоноукладочного
агрегата (Ру б > Ру) ; ку = 0,6-^0,8 - коэффициент использования
бетоноукладочного агрегата в течение смены.
Вычисленная по формулам продолжительность последова-
тельно выполняемых операций дает возможность уточнить и
сделать кратной смене или суткам продолжительность цикла
бетонирования:
tu >tj .
При бетонировании в переставных и передвижных многосек-
ционных опалубках на продолжительность цикла может повли-
ять количество комплектов (секций) опалубки. За промежуток
времени от укладки бетона до снятия опалубки бетон должен
набрать согласно п.5.25 СНиП Ш-44-77, не менее 75% проект-
ной прочности.
Для сокращения времени твердения бетона в опалубках при-
меняют ускорители схватывания и по согласованию с проектной
организацией устанавливают сниженные пределы прочности
бетона на момент снятия опалубки. В результате период тверде-
ния ограничивается обычно 2-2,5 сутками. При недостаточном
числе комплектов (секций) опалубки в процессе бетонирования
могут быть вынужденные перерывы, с соответствующим увели-
чением продолжительности цикла.
График организации работ составляют с различной степенью
детализации операций. Как правило, указывают операции по
отрыву, передвижке и установке опалубки, сборке и разборке
бетоноводов, укладке бетонной смеси, монтажу арматурных
каркасов. Вспомогательные операции, выполняемые в период
твердения бетона или совмещаемые с укладкой бетона, часто не
250
расшифровывают. Это подготовка почвы выработки под рельсо-
вые пути, укладка рельсов, бетонирование основания под рель-
сы, бурение шпуров под штанги для крепления арматурных кар-
касов, рельсов, торцевой опалубки, установка штанг, зачистка
основания бетонной заходки, устройство опалубки под штробу
и другие. Длительность вспомогательных работ легко регулиру-
ется путем изменения численности рабочих, так как их большая
часть выполняется вручную.
Задача. Обосновать параметры процесса и составить график
организации работ по возведению постоянной железобетонной
крепи свода (верхнего уступа) гидротехнического тоннеля.
Исходные данные. Ширина свода в свету 11,2 м, высота 6,2
м, площадь обделки в поперечном сечении 19,5 м2. Плановая
скорость проходки верхнего уступа 45 м/мес (1,8 м/сут). Пред-
полагается бетонировать свод в механизированной передвижной
односекционной опалубке. Нормативный минимальный срок
выстойки бетона в опалубке 48 ч.
Решение. Ориентировочная длина заходки (3.31)
L = (64-7)-0,25 -^- = 10,6-н 12,4 м
lgl,8
Расчетное значение L соответствует параметрам двухсекци-
онной передвижной опалубки. Однако, ограниченная месячным
подвиганием забоя уступа скорость бетонирования невелика.
Возможности многосекционной опалубки не будут использо-
ваться в полной мере. В этой связи, с целью снижения капи-
тальных затрат на опалубку, ориентация на односекционную
опалубку экономически целесообразна. Принимаем предвари-
тельно длину секции опалубки Гс = 6 м. Если при расчетах
продолжительности цикла выяснится, что заданное время вы-
стойки бетона не может быть выдержано, длина секции может
быть увеличена.
Продолжительность цикла при v6 = 1,8 м/сут
1С 6 __
Г3 = — - — = 3,3 суток
1,8
Для определения продолжительности подготовительных и
вспомогательных операций, выполняемых последовательно
(3.36), вычислим v0 и tn3 (3.37, 3.38).
251
Vo = (3,0-4,0) 1g lc = (3,0-4,0) 0,777 = 2,33-3,1.
Принимаем v0 = 3 м/ч.
tn 3 = Xy/s = (0,6 -1,2)71^5 •= 2,65 - 5,3 ч.
Примем максимальное значение tri3 = 5,3 ч.
По формуле (3.36)
t't- — + te+tn3 = — + 48 + 5,3 = 55,3 ч (2,3 суток)
v0 3
Минимальная производительность укладки бетона (3.39)
р = —19’5 — = 113 2 м3/сут (4,7 м3/ч).
1-2,3-1,8/6 4 7
Принимаем бетоноукладочный агрегат с пневмобетоноук-
ладчиком ПБУ-500, с технической производительностью 10
м3/ч. Соответственно продолжительность укладки бетона (3.40)
при коэффициенте использования агрегата ку = 0,8 :
Лк = 19Л6
’ 10-0,8
Минимальная расчетная продолжительность цикла
tu = t\ + ty = 55,3 + 14,6 = 69,9 ч « 3 суток
Принимаем для построения графика организации работ ty =
16 ч; tB = 48 ч. Монтаж арматуры 12 ч., вспомогательные рабо-
ты 24 часа. Численность звена рабочих 4 чел. в смену. График
организации работ представлен на рис. 3.9.
252
Смены еч 1
о
О\
оо
Г-
ЧО
V-J
хг J
гч Г .
- I tzr
и Чьэон о -чгшижгюКodjj 't 3,0 2,0 1 Г л о 3 О 12,0 24,0
iogBd 1чэч.до о сч "
кинэй N -ЭИСИ НПИНИ^З s S S 1 н •
Наименование работ Отрыв, передвижка, установка опалубки Устройство торцевой опалубки Сборка бетоновода у кладка оетоннои смеси Разборка бетоновода Выдержка бетона ! Монтаж арматуры Вспомогательные работы
.OI Е Е —. СЧ П-) Г- ОО
Рис. 3.9. График организации работ по бетонированию тоннеля
в механизированной односекционной опалубке
253
4. СПЕЦИАЛЬНЫЕ СПОСОБЫ СТРОИТЕЛЬСТВА
ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
4.1. Расчет опускных сооружений
Методические указания
Сущность строительства подземных сооружений опускным
способом состоит в следующем. На строительной площадке
первоначально возводят стены будущего подземного сооруже-
ния. В дальнейшем в контуре опускного сооружения разрабаты-
вают грунт и выдают его на поверхность. По мере выемке грун-
та опускная крепь погружается на проектную глубину.
Опускная крепь состоит из двух основных частей: ножевой
части и стен. Для существенного снижения сил трения стен опу-
скной крепи и грунта используют опускную крепь с тиксотроп-
ной рубашкой.
Расчет прочности опускных сооружений овального, эллипти-
ческого, полигонального или другого очертания в плане произ-
водят методами строительной механики.
Помимо расчета на прочность стены опускных колодцев, по-
гружаемых в тиксотропной рубашке, проверяют на устойчи-
вость формы. Ножевую часть опускных сооружений рассчиты-
вают как консоль, заделанную в оболочку по всему периметру
кольца, эллипса или прямоугольника в зависимости от формы
сооружения в плане.
Конструкцию оболочки и ножевой части опускных сооруже-
ний рассчитывают на прочность и проверяют на устойчивость в
процессе погружения. При этом рассматривают наиболее невы-
годные условия работы сооружения, при которых в элементах
конструкции возникают наибольшие усилия.
Расчет стен сооружения производят на растягивающие уси-
лия, которые могут возникнуть при заклинивании (зависании)
сооружения в грунте. В этом случае проверяют прочность сече-
ния стен в месте заклинивания под действием массы свободно
подвешенной части после удаления грунта из-под ножа.
Расчет погружения сооружения производится на расчетные
нагрузки по формуле
Go + GP + GH + Qnp ,
Tp + + Re + R„
254
где Go; Gp; GH и Qnp - вес соответственно оболочки погружной
крепи, тиксотропного раствора, ножевой части опускного со-
оружения и основная нагрузка, создаваемая гидродомкратами
или пригрузкой, кН;
Тр - сопротивление нагружению оболочки сооружения на
участке тиксотропного раствора, кН; Тн - трение по наружной
поверхности ножевой части опускного сооружения, кН; RB - вы-
талкивающая сила при нагружении сооружения, кН; RH - сопро-
тивление грунта внедрению ножевой части, кН; кн - коэффици-
ент надежности, равный 1,2.
Вес оболочки погружной крепи
Go = П50Л0у0,
где П - периметр оболочки опускного сооружения, м; 50 - тол-
щина крепи оболочки, м; Ло - высота погружаемой оболочки, м;
Уо - плотность материала оболочки, кН/м3.
Вес тиксотропного раствора
где 5Р - зазор между поверхностью опускного сооружения и
грунтом, равный 0,1-0,15 м; hp - высота тиксотропного раствора,
м; ур - плотность тиксотропного раствора, кН/м3.
Вес ножевой части опускного сооружения
<Л=П5н£ун,
где 5Н - приведенная толщина ножевой части, м; L - длина но-
жевой части, м; ун - плотность материала ножа, кН/м3;
Сопротивление погружению оболочки сооружения на участке
тиксотропного раствора
Тр — nypfp,
где fp - нормативная удельная сила трения оболочки сооруже-
ния о грунт, принимаемая при навале оболочки на грунт равной
2 кН/м2;
Трение по наружной поверхности ножевой части опускного
сооружения
Тн =nHLfH,
255
где Пн - периметр ножевой части, м; /н - удельная сила трения
материала ножевой части о грунт, кН/м2 (табл. 4.1).
Выталкивающая сила при погружении сооружения в
обводненных породах
Ав = П50//вув,
где Нв - уровень воды в опускном сооружении, м; ув - плот-
ность воды, кН/м3;
Усилие сопротивления грунта внедрению ножевой части
RH = FHR,
где F„ площадь подошвы ножа, м2, при ширине горизонтальной
проекции подошвы ножа, равной или меньшей 0,1 м, FH при-
нимается равной нулю; R - расчетное давление на основание
под подошвой ножа, величина которого для различных грунтов
изменяется от 200 до 300 кН/м2, при погружении в водонасы-
щенные породы значения R уменьшаются в 2 раза;
Таблица 4.1
Глубина погружения основания ножа, м Удельная сила трения материала ножевой части о грунт f„, кН/м2
Гравели- стые, круп- ные и средней крупности пески Мелкие и пылева- тые пески Суглинки и глины твердые и полутвердые, а также ту- гопластичные глины Супеси твердые и пла- стичные, суглинки туго и мягкопластичные, глины мягкопластичные Супеси текучие, суглинки и глины текучие и текуче- пластичные и илы текучие
о 3 X в t: С Средней плотности Плотные и средней плотности Рыхлые
10 60 53 47 43 47 33 29
15 71 63 56 51 60 44 25
20 82 73 65 59 73 55 30
25 93 83 74 67 86 66 35
30 104 93 83 75 99 77 40
35 115 103 92 83 112 88 45
40 126 113 101 91 125 99 50
Примечание. Для промежуточных глубин пмружения значения fH определя-
ются интерполяцией.
256
Если подземное сооружение возводят в водоносных породах,
то необходимо выполнять расчеты на всплытие (после бетони-
рования днища) под действием гидростатических сил. Расчет
выполняют по формуле
Go+GH+Gg+Tp,+TH>125
Ве ’ ’
где Gq - вес днища опускного сооружения, кН; Т'р - усилие тре-
ния в затампонированной щели, кН;
Тр- = mllypfm,
где m - коэффициент условий работы; fm - удельная сила трения
тампонажного материала щели тиксотропной рубашки о грунт,
принимаемая для цементно-песчаных растворов 40 кН/м2; в слу-
чае, если тампонаж не проводят, fm принимают равным нулю;
Вв - выталкивающая сила, действующая на сооружение, кН;
Вв = FqyBHB,
где Fq - площадь основания днища сооружения, м2; ув - удель-
ный вес воды, кН/м3; Нв - расстояние от низа днища до уровня
грунтовых вод, м.
Пример 4.1. Провести расчет опускной крепи диаметром 9 м
в свету, сооружаемой в следующих инженерно-геологических
условиях.
Геологический разрез представлен породами:
пески пылеватые мощностью 9 м и удельным весом 18
кН/м3;
псевдоплывуны мощностью 11 м, удельным весом 16 кН/м3
с коэффициентом бокового распора X = 0,65;
глины пластичные.
Отметка уровня грунтовых вод от поверхности земли
составляет 3 м. Материал опускной крепи - железобетон с рас-
четной прочностью на одноосное сжатие Rnp = 15,5 МПа.
Решение. Найдем давление грунтов на опускную крепь в
нижней части пласта псевдоплывуна
Рп = (Yih, + y2h2) = (18-9+16-11) 0,65 = 219,7 кН/м2 =
= 0,2197 МПа.
Давление подземных вод на опускную крепь равно
9 Зак. 3836
257
Рг = Ye(hi + h2 - 3) = 10(9 + 11 - 3) = 170 кН/м3 = 0,17 МПа.
Полное давление грунтов и подземных вод
Р = Рп + Рг = 0,219 + 0,17 = 0,389 МПа.
Толщина опускной крепи определяется по формуле
d = R0(
Rnp'n
R^ln-lP
-1),
где n = 4+5 - коэффициент запаса, Ro - радиус крепи в свету, м.
Величину коэффициента п примем п = 4. Тогда
d = 4,5(
15,5/4
15,5/4-2-0,389
-1) = 0,535 м.
Примем толщину стены опускной крепи d = 0,54 м.
Расчет погружения опускной крепи
Расчет погружения производится по формуле
Go + + G* + Qnp >
Tp+T„+Re+Rn
Найдем составляющие, входящие в вышеприведенное нера-
венство.
Вес оболочки Go опускной крепи.
Go = ПбоЬоуо.
Периметр оболочки
П = л (9+ 0,54) = 29,95 м.
Высота погружаемой оболочки
h0 = 9 + 11 + 2 = 22 м.
Плотность материала оболочки у0 = 26 кН/м3. Тогда
Go = 29,95 • 0,54 22 • 26 = 9252,68 кН.
Вес тиксотропного раствора
Gp = ПбрЬрУр.
Толщину тиксотропной рубашки примем равной 5Р = 0,15 м.
258
Высоту тиксотропной рубашки примем hp = 22 + 1 = 23 м.
Плотность раствора ур = 11 кН/м3. Тогда
Gp = 29,95 0,15 23 • 11 = 1136,6 кН.
Вес ножевой части
GH = П8нЬун.
Длину ножевой части примем равной L = 2 м.
Приведенная толщина ножевой части
8Я = | (0,54 + 0,15 + 0) = 0,345 м.
В качестве материала для ножевой части примем железобе-
тон с плотностью ун = 26 кН/м3. Тогда GH = 29,95 0,345 -2-26
= 537,3 кН.
Сопротивление оболочки на участке тиксотропного раствора
Тр = ПурГр = 29,95 -23 • 2 = 1377,7 кН.
Трение по наружной поверхности ножевой части опускной
крепи Тн = ПЬГН.
Величину удельной силы трения примем по данным таблицы
4.1. FH = 60 кН/м2. Тогда Тн = 29,95 • 2 • 60 = 3594,0 кН.
Выталкивающая сила при погружении сооружения в обвод-
ненных породах
RB = П80Нвув.
Уровень воды в опускном сооружении Нв = 9 + 11-3 = 17м.
Тогда RB = 29,95 • 0,54 -17-10 = 2749,41 кН.
Усилие сопротивления грунта внедрению ножевой части
R„ = F„ R.
Расчетное давление на основание под подошвой примем R =
100 кН/м2. Площадь горизонтальной проекции подошвы ножа
равна FH = П(0,54 + 0,15) = 29,95 • 0,66 = 19,76 м2. Тогда R„ =
19,76 • 100 = 1976 кН.
Проверим условие на погружение опускной крепи
G0+Gp+Gk _ 9252,68 + 1136,6 + 537,3
Тр + Тп + Re + Rn ~ 1377,7 + 3594 + 2749,41 +1976 “
259
10926,58^ 1?
9697,1
Активная нагрузка на крепь превышает силы сопротивления
внедрению и опусканию крепи в 1,12 раза и крепь будет погру-
жаться под действием собственного веса. Однако при расчетах
коэффициент надежности принимается Кн= 1,2. Тогда величина
дополнительной пригрузки Q составит: Q - 1,2 * 9697,1 -
10926,58 = 709,9 кН.
Для пригруза могут быть приняты два домкрата мощностью
по 500 кН.
Расчет на всплытие опускной крепи
Расчет на всплытие опускной крепи производится после бе-
тонирования днища и тампонирования пространства между кре-
пью и грунтовым массивом.
G0+GH+Gff + T'p + T
Ре
Вес днища опускной крепи
Од — ^д8дУд,
где 5д - толщина днища; ув - удельный вес днища; 8Д - пло-
щадь поперечного сечения днища 8Д = kR20.
Толщину днища примем 8Д = 1 м. Тогда GB = 1 • 3,14 • 4,52 •
26= 1653,02 кН.
Сила трения в затампонированной щели
Т'р = тПурГд) = 0,5 • 29,95 • 23 • 40 = 13777 кН.
Выталкивающая сила Вв = SB • ув Нв = 3,14 • (4,5 + 0,69)2 • 1
(17- 1)= 1353,27 кН. Тогда
Gp + G„ + Gd + Тэ + Тн _
Вв
- 92526,8 + 5373+16530,21 + 13777 + 3594 =, 0 чs
13532,69 ” ’
260
Величина 19,35 > 1,25 , поэтому опускная крепь после бето-
нирования днища и тампонирования закрепного пространства
всплывать не будет.
Задачи для решения
Задача 4.1. Провести расчет опускной крепи, сооружаемой в
следующих инженерно-геологических условиях.
Геологический разрез представлен породами:
грунты мощностью 7 м и удельным весом 17 кН/м3;
псевдопдывуны мощностью 13 м, удельным весом 16 кН/м3 с
коэффициентом бокового распора X = 0,7.
глины пластичные.
Отметка уровня грунтовых вод от поверхности земли состав-
ляет 2 м.
Материал опускной крепи - железобетон с расчетной проч-
ностью на одноосное сжатие Rnp = 15,5 МПа.
Задача 4.2. Провести расчет опускной крепи, сооружаемой в
следующих инженерно-геологических условиях.
Геологический разрез представлен породами:
грунты мощностью 6 м и удельным весом 16 кН/м3;
псевдопдывуны мощностью 12 м, удельным весом 17 кН/м3 с
коэффициентом бокового распора X = 0,65.
глины пластичные.
Отметка уровня грунтовых вод от поверхности земли состав-
ляет 3 м.
Материал опускной крепи - железобетон с расчетной проч-
ностью на одноосное сжатие Rnp = 15,5 МПа.
Задача 4.3. Провести расчет опускной крепи, сооружаемой в
следующих инженерно-геологических условиях.
Геологический разрез представлен породами:
грунты мощностью 10 м и удельным весом 18 кН/м3;
псевдопдывуны мощностью 10 м, удельным весом 18 кН/м3 с
коэффициентом бокового распора X = 0,65.
глины пластичные.
Отметка уровня грунтовых вод от поверхности земли состав-
ляет 4 м.
Материал опускной крепи - железобетон с расчетной проч-
ностью на одноосное сжатие Rnp = 15,5 МПа.
261
4.2. Расчет водопонижения при строительстве
подземных сооружений
Методические укаания
Водопонижение применяют для временного, на период
строительства, снижения гидростатического напора подземных
вод с целью создания более благоприятных и безопасных усло-
вий ведения горностроительных работ.
В зависимости от геологических и гидрогеологических усло-
вий строительства могут применяться три способа водопониже-
ния: поверхностный, из подземных выработок и комбинирован-
ный.
При расчете водопонизительных установок определяют: ра-
диус их влияния, понижение уровня подземных вод в расчетных
точках, в том числе и в водопонизительных устройствах в раз-
личные сроки строительства; общий приток воды ко всей водо-
понизительной системе и отдельным скважинам в различные
периоды времени, количество и размещение водопонижающих
скважин. В необходимых случаях расчетами определяется время
достижения требуемого понижения уровня грунтовых вод.
Для расчета параметров водопонижения необходимо знать
ряд исходных данных, характеризующих водоносные породы, в
частности: коэффициент фильтрации, - К, коэффициент водоот-
дачи - р, коэффициент пьезопроводности - а.
При водопонижении в водоносных породах из нескольких
пластов, имеющих различные коэффициенты фильтрации, для
расчета принимают средневзвешенное расчетное значение ко-
эффициента фильтрации, определяемое по формуле
Kxh + K2h2 +... + Knhn
Jx —------------------- ,
/?1 + h2 +... + hn
где К; и hj ( i = i ,n ) - соответственно коэффициент фильтрации
и мощность i-ro пласта.
Значения коэффициентов водоотдачи грунтов р и пьезопро-
водности а определяют на основании опытных полевых работ.
При их отсутствии ориентировочное значение р и а можно
определить по табл. 4.2.
При расчете водопонизительных установок необходимо знать
радиус их влияния R, который может быть определен по фор-
мулам: для плоского безнапорного потока
262
R = J$HKtln ;
для плоского напорного потока
R = 1,5 Jat;
Таблица 4.2
Виды грунтов Коэффициент пье- зопроводности а, м2/сут Коэффициент водоотдачи, р.
Глинистые грунты (суглинки) 20 - 800 0,05-0,10
Пески пылеватые, супеси 100- 1000 0,1-0,15
Пески мелкие (0,25-1,25)104 0,15-0,2
Пески средней крупности и гравелистые (0,15-1)105 0,2 - 0,3
Г алечно-гравелистые отложения (0,5 -1)10° 0,2-0,35
Скальные грунты (1-8)107 -
для радиального безнапорного потока
А = + (4^ / - 0,5S)t ;
для радиального напорного потока
R = ^A2 + 3at,
где Н - напор грунтовых вод, м; t - время откачки, которое при
расчете иглофильтровых установок принимается равным 5 сут;
А - приведенный радиус водопонизительной установки, м; S -
требуемое понижение уровня грунтовых вод на расстоянии х
от оси линейной или от центра контурной установки, м.
Расчетные методы разработаны в основном для линейного и
кругового расположения водопонизительных устройств. В связи
с этим при водопонижении на участках, где водопонизительные
устройства расположены по другой схеме, их расчет осуществ-
ляется по формулам, справедливым для кругового расположе-
ния водопонижающих скважин. При этом некруговой контур
расположения скважин сводится к круговому радиуса А с рав-
новеликой площадью.
263
Радиус действия Ry контурной водопонизительной установ-
ки равен
Ry= R + гх ,
где гх - приведенный радиус контура, по периметру которого
расположены скважины, м.
Величину приведенного радиуса определяют по формулам:
при прямоугольной форме контура (если отношение сторон не
превышает 5)
г ~_2(а + Ь)
х 2л- ’
где а и b - соответственно длинная и короткая стороны тре-
угольника, м;
при неправильной форме контура
где F - площадь, оконтуренная скважинами, м2.
Уравнения для определения дебита Q совершенных скважин,
т.е. скважин, пересекающих полностью всю мощность водонос-
ного горизонта, приведены в табл.4,3, а для определения пони-
женного уровня ho подземных вод - в табл.4.4.
Условные обозначения в формулах, приведенных в таблицах 4.3
и 4.4, следующие: К - коэффициент фильтрации водосодержа-
щих пород, м/ч: S - мощность водоносного пласта, м; m и Н -
соответственно мощность напорного и безнапорного водонос-
ного горизонта, м ; So - проектируемое понижение уровня во-
ды в скважинах, м ; гх - радиус равновеликого круга, к которо-
му приведены реальные контуры установки, м ; Ry - радиус
действия водопонижающей установки, м ; гс - радиус скважины
(водоприемной ее части), принимают по ее конструкции, м ; ст -
половина расстояния между скважинами установки по перимет-
ру, м ; п - число скважин в установке ; ho - высота пониженно-
го уровня воды в водоносном горизонте (высота остаточного
столба воды).
Число скважин рассчитывают методом подбора, при кото-
ром, задаваясь числом скважин в установке, определяют по при-
веденным формулам дебит каждой скважины.
264
Таблица 4.3
10 Зак. 3836
265
Затем рассчитывают высоту пониженного уровня воды до
водоупора в центре защищаемого ствола h0 или величину по-
нижения So-
Расчет считают законченным, если принятая схема обеспечи-
вает необходимое или максимально возможное снижение уров-
ня воды.
При расчете скважин, работающих в безнапорных условиях,
депрессионную кривую строят с учетом величины разрыва
уровня воды в скважине. Кроме того, для любого типа скважин
рассчитывают водозахватную способность фильтров и опреде-
ляют ее соответствие расчетному расходу скважины.
Пример 4.2. Определить радиус влияния, дебит и параметры
уровня понижения подземных вод кольцевой водопонизитель-
ной системы состоящей из водопонизительных скважин для
следующих инженерно-геологических, гидрогеологических и
горнотехнических условий.
Грунтовый массив представлен супесями с коэффициентом
пьезопроводности а = 100 м2/сут, коэффициентом водоотдачи ц
= 0,2 и коэффициентом фильтрации R = 0,3 м/сут.
Радиус кольцевой водопонизительной системы равен г = 6 м.
Нижний водоносный горизонт является напорным, мощность
его равна 4 м. Мощность безнапорного водоносного горизонта
равна 30 м. Водопонижение грунтового массива будет произво-
диться с помощью четных скважин. Время водопонижения t
принять равным 6 суткам.
Решение. Найдем радиус влияния R скважины
R = ^A2+3at = 7б2+3-100-6 = 42,84 м.
Тогда радиус влияния R водопонизительной системы при ра-
диальном напорном потоке Ry= R + г = 42,84 + 6 = 48,84 м.
Найдем дебит Q' водопонизительной скважины. Величина
дебита при взаимодействии 4-х скважин находится по формуле
Q' =
ZitKmS
ljl,3aM
где S = 30m; g--------6 = 4,23м.
266
Радиус скважины гс примем равным 0,15 м. Тогда
„ 2-3,14-0,3-4-30 3/
Q =------------------= 21,13 м /сут.
48,844 ,
11,Э-4,233 0,15*
Найдем высоту h0 пониженного уровня воды в водоносном
горизонте
Ry л , 48,84
«gin— 4-21,13 In-----
h0 = Н-------£- = 34--------------=
2пКт 2-3,14-0,3-4
= 34-23,5 = 10,5м.
Проектируемое понижение уровня воды So в скважинах со-
ставит So = Н - ho = 34 - 10,5 = 23,5 м.
Суммарный дебит всех водопонизительных скважин соста-
вит Q = nQ'= 4 • 21,13 = 84,52 м3/сут.
Задачи для решения
Задача 4.4. Определить радиус влияния, дебит и параметры
уровня понижения подземных вод кольцевой водопонизитель-
ной системы, состоящей из водопонизительных скважин для
следующих инженерно-геологических, гидрогеологических и
горно-технических условий.
Грунтовый массив имеет коэффициент пьезопроводности а =
120 м2/сут, коэффициент водоотдачи р. = 0,25 и коэффициент
фильтрации R = 0,35 м/сут.
Радиус кольцевой водопонизительной системы равен г = 7 м.
Нижний водоносный горизонт является напорным, мощность
его равна 4 м. Мощность безнапорного водоносного горизонта
равна 30 м. Водопонижение грунтового массива будет произво-
диться с помощью четных скважин. Время водопонижения при-
нять равным 6,5 суткам.
Задача 4.5. Определить радиус влияния, дебит и параметры
уровня понижения подземных вод кольцевой водопонизитель-
ной системы, состоящей из водопонизительных скважин для
следующих инженерно-геологических, гидрогеологических и
горно-технических условий.
267
Грунтовый массив имеет коэффициент пьезопроводности а =
90 м2/сут, коэффициент водоотдачи р. = 0,25 и коэффициент
фильтрации R = 0,25 м/сут.
Радиус кольцевой водопонизительной системы равен г = 5 м.
Нижний водоносный горизонт является напорным, мощность
его равна 4 м. Мощность безнапорного водоносного горизонта
равна 25 м. Водопонижение грунтового массива будет произво-
диться с помощью четных скважин. Время водопонижения при-
нять равным 5,5 суткам.
4.3. Проектирование замораживания горных пород
Методические указания
Расчет основных параметров процесса замораживания сво-
дится к определению толщины ледопородного ограждения и
времени замораживания для создания ледопородного огражде-
ния необходимой толщины.
Для выполнения расчетов необходимо знать инженерно-
геологические и гидрогеологические условия массива горных
пород в районе строительства выработки.
Толщина ледопородных ограждений определяется расчетом
исходя из давления горных пород и гидростатического давления
воды, действующих на ледопородное ограждение.
Величина горного давления Р в неустойчивых породах опре-
деляется по формуле
п
Рп=Ап^1^, (4.1)
7 = 1
где А„ = tg2 (45-рп/2) - коэффициент бокового распора в п-ом
слое; у;, , pi - соответственно удельный вес, мощность и угол
внутреннего трения пород в i-ом пласте; п - число пластов, пе-
ресекаемых стволом при его строительстве.
Механические характеристики некоторых типов грунтов
приведены в таблицах 4.5 и 4.6.
Для водонасыщенных пород, залегающих ниже статического
уровня подземных вод, при определении горного давления сле-
дует принимать плотность пород, взвешенную в воде.
268
Таблица 4.5.
Коэффициент гори- зонтального распора
1.0-0.53 (0,72) 0,53-039 (0,45) 0,3 9-0.13 (0,22)
Угол трения, град 0-18 - 18-26 (22) 26-50 (38)
Типичные грунты Плывучие пески и плывуны, разжи- женные грунты Рыхлые горные по- роды, галька, ще- бень, песок Наносы, слежав- шиеся грунты, пла- стичные глины
Характеристика грунтов Мельчайшие и мелкие (диаметром не свыше 0,15 мм) песчаные и гли- нистые частицы с водой в различных пропорциях, определяющих различ- ные консистенции и степень плыву- чести Скопления различной формы и раз- меров зерен и небольших обломков горных пород без сцепления между собой или со слабым сцеплением Землистые глинистые и песчано- глинистые грунты со связью между частицами, определяемой капилляр- ной водой или землистым и глини- стым цементом. Грунты преимуще- ственно пластичные
Группы грунтов I (плывучие) t—1 (сыпучие) III (мягкие землистые)
Примечание: числитель - диапазон значений; знаменатель - среднее значение.
269
Таблица 4.5.
Коэффициент гори- зонтального распора О' с С (0,72) 0,53-039 (0,45) г 0.39-0.13 (0,22)
Угол трения, град ос с 1 - 18-26 (22) 26-50 (38)
Типичные грунты Плывучие пески и плывуны. пазжи- женные грунты Рыхлые горные по- роды, галька, ще- бень, песок Наносы, слежав- шиеся грунты, пла- стичные глины
Характеристика грунтов Мельчайшие и мелкие (диаметром не свыше 0,15 мм) песчаные и гли- нистые частицы с водой в различных пропорциях, определяющих различ- ные консистенции и степень плыву- чести Скопления различной формы и раз- Q t 2 5 э 2 а а 5 э D С S с □ X D П D X □ горных пород без сцепления между 1 собой или со слабым сцеплением С землистые глинистые и иесчано- глинистые грунты со связью между частицами, определяемой капилляр- ной водой или землистым и глини- стым цементом. Грунты преимуще- ственно пластичные
Группы грунтов и £ е * II (сыпучие) III (мягкие землистые)
Примечание: числитель - диапазон значений; знаменатель - среднее значение.
270
Полное давление Р на ледопородное ограждение складывает-
ся из давления горных пород (грунта) Рп и гидростатического
давления Рг воды
Р = РП + Р,
(4.2)
где Рг = увНв, ув - удельный вес воды; Нв - статический уро-
вень воды для рассматриваемой точки определения давления.
Расчет толщины ледопородного ограждения. При расчетах
толщины ледопородное ограждение вокруг вертикального ство-
ла рассматривается как толстостенный упругий цилиндр беско-
нечной длины, на поверхности которого приложена равномер-
ная нагрузка Р.
Толщина Е ледопородного ограждения определяется из усло-
вия достижения на внутреннем контуре цилиндра наибольшим
тангенциальным напряжением предела прочности на сжатие асж
замороженных пород
Е ~^сд[
[рсж]
([осж]-2Р)
-1],
(4-3)
где RCB - радиус ствола, см; [асж] - допустимое напряжение за-
мороженных пород на сжатие, определяемое как [асж] = асж / Кз,
МПа; асж - предел прочности замороженной породы на одноос-
ное сжатие, МПа; Кз = 2-4 - коэффициент запаса; Р - давление
водоносных пород на ледопородное ограждение, МПа.
Следует отметить, что вышеприведенная формула Ляме дает
удовлетворительные результаты при замораживании пород на
глубину, не превышающую 70-90 м. С увеличением глубины и
ростом давления Р численное значение выражения [сгсж] - 2Р,
входящее в формулу, может принимать отрицательное значение,
и формула в этом случае теряет физический смысл. На практике
принято считать, что область применения формулы Ляме огра-
ничена глубиной 100 м и 50 м при замораживании глин.
Более полно характер работы ледопородного ограждения
учитывается в расчетной формуле Домке, в которой ледопород-
ное ограждение рассматривается как упруго-пластический тол-
стостенный цилиндр бесконечно большой высоты с равномерно
распределенной внешней нагрузкой. Для получения запаса
прочности в формулу введен предел длительной прочности crs
271
£ = Яв[0,29—+ 2,3(—)2], (4.4)
ст5
Приведенная формула рекомендуется для определения тол-
щины ледопородного ограждения при замораживании горных
пород на глубину 100-150 м. При дальнейшем увеличении глу-
бины, а следовательно, и давлении пород формула дает завы-
шенные размеры.
Предел прочности на сжатие асж замороженной породы зави-
сит от температуры t и влажности W. Для определения асж
можно пользоваться зависимостями:
для пылеватых песков асж = 0,11а + ЬЯ\), (4.5)
для глин
егсж= O,l(a + Z>|z|).
Значения коэффициентов а и b приведены в таблице 4.7.
Предел длительной прочности зависит от величины от-
рицательной температуры t
< =0,1 (ад + ЬдЩ), (4.6)
где значения коэффициентов ад, Ьд приведены в таблице 4.8.
Таблица 4.7
Порода Пористость, % Весовая влажность, % Коэффициенты, МПа
а b
Песок средней крупности 38 10,0 11,2 17,10
16,7 21,9 21,50
22,5 37,6 21,60
Песок вылеватый 42 8,1 5,1 2,26
15,0 8,6 3,67
23,0 11,5 5,20
Глина 40 8,0 5,9 1,96
14,7 10,2 3,12
24,0 15,7 3,50
272
Расчет времени образования ледопородного ограждения.
Продолжительность работы замораживающей станции состоит
из активного т и пассивного тп периодов. В активном периоде
происходит образование ледопородного ограждения. В пассив-
ном периоде ледопородное ограждение уже создано и необхо-
димо подавать холод в количестве, достаточном для поддержа-
ния ледопородного ограждения. Хладопроизводительность за-
мораживающей станции определяется по количеству холода,
которое необходимо для охлаждения пород в активном периоде.
Таблица 4.8
Порода ад, МПа bw МПа
Галечник с песчаным заполнителем 0,0-0,1 5,0-7,0
Песок (W=17-23%) 0,0-0,1 3,5-6,0
Супесь (W = 20 - 25 %) 0,0 - 0,2 2,4-4,5
Суглинок (W = 30 - 35 %) 0,2-1,0 2,0 - 3,0
Глина (W = 25 - 35 %) 0,5-1,5 2,0 - 9,0
Для определения времени активного замораживания и мощ-
ности замораживающей станции используется балансовый ме-
тод. Согласно этому методу теплопоглащающая способность
колонок QK должна быть равна количеству тепла, которое необ-
ходимо отобрать от породы при ее замораживании Q3 , и коли-
честву тепла, идущего на охлаждение пород, окружающих ле-
допородное ограждение Qox, т.е.
QkT = Q3+ Qox Т. (4.7)
Количество холода, необходимое для замораживания, опре-
деляется из выражения
Q3 = qi + 42 + 4з + 44, (4.8)
где 4i - количество холода, необходимое для охлаждения воды
от естественной температуры tn до температуры замерзания
^о,
4i = VByBCB(tn - to), (4.9)
q2 - количество холода, идущее на отбор скрытой теплоты
льдообразования,
273
42 = VByBa, (4.10)
Чз - количество холода, идущее на охлаждение льда от темпе-
ратуры льдообразования до заданной температуры заморажи-
вания tcp,
Чз = VnynCn(to - tcp), (4.11)
q4 - количество холода, которое необходимо для охлаждения
скелета горной породы, чтобы охладить его от естественной
температуры tn до температуры замораживания tcp,
44 = VnynCn(tn - tcp). (4.12)
В этих формулах: VB, Vn - объем воды и скелета в 1 м3 поро-
ды, м3; ув, ул, уп - плотность соответственно воды, льда и скеле-
та породы, кН/м3; Св, Сп, Сп - удельная теплоемкость воды, льда
и скелета породы, кДж/(кг °С); а - скрытая теплота льдообразо-
вания, равна 330 кДж/кг.
Количество холода, необходимое для охлаждения окружаю-
щих ледопородное ограждение пород, определяется по формуле
Qox = Soxqox = 2л (R„ + Rp) Hqox, (4.13)
где qox - теплоприток к 1 м2 поверхности ледопородного ограж-
дения, принимаемый по данным практики 16-24 кДж/(м2-ч) при
начальной температуре породы 10-12°С и 40-42 кДж/(м2 ч) при
начальной температуре породы 20-25°С. Рекомендуемые вели-
чины теплопритока к 1 м2 поверхности ледопородного огражде-
ния справедливы при температуре замерзания подземных вод ±
0°С. При более низких температурах замерзания воды, что ха-
рактерно для минерализованных вод, величины теплопритока
будут значительно ниже и могут составлять 80-130 кДж/(м2-ч).
Продолжительность работы замораживающей станции в ак-
тивный период т (в сутках) можно определить из выражения
(4-7)
T = Q3/(Q«-QOX)24.
В ряде случаев для определения времени, затрачиваемого на
замораживание пород при проходке стволов, может быть ис-
пользована формула проф.Н.Г.Трупака, полученная из учета
работы одиночной колонки
274
Q + (p)qd*
192(/0
lnJ2 /dk,
сут.,
(4.14)
где q - теплосодержание горной породы, кДж/м3 ; d2 - диаметр
ледопородного ограждения, образованного вокруг одиночной
колонки, м; ср - коэффициент, зависящий от диаметра ледопо-
родного цилиндра и теплосодержания породы, dK - наружный
диаметр замораживающей колонки, м; Xi - коэффициент тепло-
проводности замороженной породы, Вт/(м°С). Значения коэф-
фициента А.! для некоторых типов замороженных грунтов при-
ведены в таблице 4.9.
Таблица 4.9.
Грунт Весовая влажность, % Коэффициент теплопроводности, Вт/м2
Песок крупный (1-2 мм):
плотный 10 1,86
18 3,13
рыхлый 10 1,16
18 2,67
Песок мелкий и средний (0,25-1 мм):
ПЛОТНЫЙ 10 2,55
18 3,83
рыхлый 10 1,51
18 3,48
Супеси, суглинки, пылеватые грунты, растительная земля 15-25 1,51-1,97
В частности, при температуре горной породы tn = 8°С и те-
плосодержании q = 105000 кДж/м3 коэффициент ср имеет сле-
дующие значения в зависимости от диаметра ледопородного
цилиндра, сформированного вокруг колонки:
d2, м 0,5 1,0 1,5 2,0 2,5 з,о
<Р 0,39 0,45 0,49 0,53 0,54 0,55
При значении q', которое отличается от q = 105000 кДж/м3 ,
приведенные выше значения коэффициента ср должны быть
275
умножены на отношение y/q /Jq'. Если начальная температура
горной породы t'n будет отличаться от - 8°С, то приведенное
значение коэффициента ср необходимо умножить на выражение
t’n/tn.
Продолжительность пассивного замораживания
Tn=(H-Hr)/vv,
где Н - полная глубина замораживания, м; Нг - глубина гото-
вого участка ствола к концу периода активного замораживания
пород по проекту, м; vnp - средняя скорость проходки ствола
на участке замораживания водоносных пород, м/сут.
Теплопоглощающую способность замораживающих колонок
QK можно определить как произведение поверхности заморажи-
вающих колонок F на удельный тепловой поток qf, приходя-
щийся к 1 м2 поверхности колонок
Qk=F-qf. (4.15)
Ориентировочные значения qf за весь период замораживания
по исследованиям МГГУ на физических моделях в лаборатор-
ных условиях могут быть оценены по формуле
qf= Я/ *-1, (4-16)
где условный удельный тепловой поток, отнесенный к
единице теплопроводности замороженной породы, значения
которого от влияющих факторов при ламинарном режиме те-
чения рассола в колонках приведены в табл.4.10.
Зная теплопоглощающую способность колонок Qk, можно
определить хладопроизводительность замораживающей стан-
ции, численное значение которой принимается на 10-20%
больше Qk, т.е.
QCT= (1,1 - 1,2) Qk (4.17)
Расчет параметров холодильного оборудования. Зная ос-
новные параметры процесса замораживания пород, рассчиты-
вают и подбирают холодильное оборудование: компрессоры,
испарители, конденсаторы, рассольно-магистральные проводы и
другое оборудование.
276
Таблица 4.10
Температура хладоносителя, градус Расстояние между колонками, м Толщина ледопородного ограждения, м 7у,кДж/(м2ч)
-20 1,2 2 360 - 500
3 300 - 400
4 260 - 350
5 240 - 330
2,0 2 460 - 600
3 360 - 490
4 320 - 420
5 280 - 370
-30 1,2 2 460 - 600
3 420 - 550
4 360 - 480
5 320 - 420
2,0 2 850 - 875
3 650 - 675
4 575 - 600
5 500 - 530
-40 1,2 2 950 - 975
3 725 - 750
4 550 - 575
5 475 - 500
2,0 2 1050 - 1075
3 900 - 925
4 775 - 800
5 675 - 700
Количество и тип компрессоров подбирают с таким расче-
том, чтобы обеспечить требуемую хладопроизводительность
станции при заданной проектом температуре рассола.
Для каждого компрессора предусматривают установку от-
дельного испарителя и конденсатора с рабочей поверхностью,
равной:
для испарителя
F„ = l,2Qcp/q„;
277
для конденсатора
FK = l,2Qcp/qK,
где Qp - рабочая хладопроизводительность компрессора, Вт,
принимаемая в расчетах при температуре испарения хладагента:
для одноступенчатого цикла сжатия - 18°С; для двухступенчато-
го цикла сжатия - 30°С; qH - удельная тепловая нагрузка, прини-
маемая равной: для вертикально-трубных 3000-3600 Вт/м , для
кожухо-трубных 2400-2450 Вт/м2; qK - удельная тепловая на-
грузка на конденсатор, равная: для оросительных 4200-6000
Вт/м2; для кожухо-трубных 4200-5400 Вт/м2.
Диаметр магистральных рассолопроводов
п = -------? м>
\ vPvPc(tnp ~to6p)
где QpcT - рабочая хладопроизводительность замораживающей
станции, Вт; vp - скорость движения хладоносителя в рассоло-
проводах, принимаемая равной в пределах 1,5-2 м/с; ур - плот-
ность хладоносителя, кН/м3; С - теплоемкость хладоносителя,
Дж/(кг *°С); tnp , t06P - соответственно температура хладоносите-
ля в прямом и обратном рассолопроводе, °C.
К основным материальным ресурсам, определяемым в про-
цессе проектирования, относятся: расходы воды, хлористого
кальция (в случае рассольной схемы замораживания), хладаген-
та (аммиака, фреона), электроэнергии.
Вода расходуется на охлаждение хладагента для превраще-
ния его в конденсаторах из газообразного состояния в жидкое и
на охлаждение компрессора. При прямом способе охлаждения
вода, прошедшая через конденсатор, полностью сбрасывается в
канализационную сеть, при циркулярном - часть воды исполь-
зуется повторно с добавлением к ней необходимого количества
свежей воды. Температура воды, подаваемой на охлаждение
конденсатора, не должна превышать + 25°С.
Общий расход воды, подаваемой в конденсаторы:
---О^ап----
1000(/2 -/,)
278
где ti и t2 - температура воды, входящей и выходящей из кон-
денсаторов, °C. Разность (t2 - ti) в зависимости от типов кон-
денсаторов принимают в пределах 3° (оросительные) и 5° (ко-
жухо-трубные).
Расход свежей воды при циркуляционном водоснабжении с
использованием охлаждающих устройств (градирен) определя-
ется специальным теплотехническим расчетом.
Обычно расход добавляемой свежей воды принимают в раз-
мере 30 - 50% общего расхода.
Расход воды на охлаждение цилиндров компрессоров прини-
мают по паспортным данным компрессоров. Эта величина в за-
висимости от типа компрессоров колеблется от 2 до 10 м3/ч на
один компрессор.
Пример 4.3. Ствол диаметром в проходке Впр=7,5м на
глубине Ь1=20м от поверхности земли пересекает слабые неус-
тойчивые породы мощностью Ь2=51м с коэффициентом гори-
зонтального распора Х2=0,36. Плотность и пористость пород,
считая от поверхности равны:
Y1 = 17,0кЯ/лг3; у2 = 19,0кЯ/м3; у3 -21,0к///л13;
mi=20%; т2=25%; тз=20%.
Ствол в неустойчивых породах предпологается пройти спо-
собом искусственного замораживания.
Температура пород +10°С
Температура хладоносителя tx= -29°С
Внутренний диаметр замораживающей колонки di=100мм
Определить период активного замораживания в сутках. Вы-
брать тип компрессора.
Решение. Температура стенки замораживающей колонки
^='Р + 3 = -29° + 3°=-260.
Средняя температура замороженных пород
tcp =0,4-^ =0,4-(-26о)=-10,4°.
Предел прочности пород на одноосное сжатие
ос = 2,15 + 2,11-^|-/ср| =2,15 + 2,11-^|-10,4| =9ЛОТа.
279
Величина предела прочности пород с учётом коэффициента
запаса
где п - коэффициент запаса, п =2;
[o-J = | = 4,5Wa.
Толщина ледопородного ограждения в главной плоскости:
Dnp
—-----
2
-1 ,
где ОПр-диаметр ствола в проходке, Опр=7,5м;
P-горизонтальное давление на крепь равное давлению воды
Р„ и давлению пород Рп, где
Р=РВ+Рп,
рв = у-й = Ю-51 = 510кПЛ;
=(тЛ +Т2й2)-Х2 =(17-20 + 19-51)-0,36 = 477кЛЛ.
Величина давления Р=510+477=987кПа« 1Мпа
Толщина ледопородного ограждения
Е=7'5
4,5
, -1 =1,28л1.
2 ^4,5-2-1 J
Диаметр ледопородного цилиндра около скважины
d3 =^Ie2+i2 ,
где 1- расстояние между замораживающими скважинами. При-
мем 1=1,3м
d3 = -Jl,282 +1,32 = 1,8ти.
Расчёт температуры в главной плоскости
280
1
где Г1- внутренний радиус замораживающий колонки;
г3- внутренний радиус замороженного цилиндра пород.
Примем rt =O,5-dj = 0,05м; r3 =0,5 d3 = 0,9м.
1 0,05
0,9 0,9-0,05
0,05
Уточним размеры ледопородного ограждения с учётом тем-
пературы в главной плоскости (tcpTJI=-7,5°C )
ос =2,15 + 2,11-^-7,51 =8Л/77«;
= 7и32 + 1,32 = 2м.
Расчёт средней температуры (tcp4) в замковой плоскости:
ср ,= — •(-2б)-
11 Зак. 3836
281
Величина размера ледопородного ограадения с учётом
температуры в замковой плоскости:
ос = 2,15 + 2,11 ^|-4,7| = 6,7 МПа-,
[ос] = = 3,35 МПа-,
Е =
7,5
2
' I 3>35 /
J3,35-2-1
= 2,15 м.
Таким образом, окончательная величина прочности заморо-
женных пород и толщина ледопородного ограадения в замко-
вой плоскости равны соответственно 3,35 МПа и 2,15 м.
Расчёт параметров расположения замораживающих
скважин. Диаметр окружности ( D3 ) расположения заморажи-
вающих скважин равен:
£>3 = Dnp +2-Я1 +2-и;
где п- отклонение скважины от вертикали п = 0,5 + 0,002/7;
£ = а1+а2> «1=0,6-Е; а2=0,4-£;
Н- глубина замораживания, Н = hx + h2 + ;
h3 - величина заглубления в водоупор, h3 = 10 м;
Вычислим а1 = 0,6-Е = 1,29 м; а2=0,86л<; Н3=81м; п =
0,405;
£>3 = 7,5 + 2-1,29 + 2-0,66 = 11,4л«;
=D,+2-a, =11,4 + 2-0,86 = 13,12 л<;
nUff J X ' *
Dm ~D3~2ax =11,4-2-1,29 = 8,82л<;
где Dg,„ Dnap - соответственно внутренний и наружный диаметр
ледопородного ограадения.
Число замораживающих скважин:
282
w=k2Di = 3,14-10,89 =
Z 1,3
Примем N = 28.
Площадь поперечного сечения ледопородного ограадения:
F = л • D3 • d3 = 3,14 • 11,4 • 2,15 = 76,9 л?.
Объём ледогрунтового кольца для каждого пласта пород:
V^F-h'-, V2=F-h2-, V3=F-h3;
V=Vl+V2+V3-,
Г, =76,9-20 = 1538,8л?;
V2 = 76,9-51 = 3923,9л?;
Г3 =76,9-10 = 769,4л?;
£ V = 6232,1м3
Объём воды, содержащейся в пластах
К;=К1-/П1; v'2=V2-m2', V3 = V3-m3-
у' = у[ +у2+У3-,
Vi =1538,8-0,2 = 307,7л?;
V'2 =3923,4 -0,25 = 980,9л?;
Vi =769,4 -0,2 = 153,8л?;
V' = 1442,4л?
Объём твёрдых составных частиц в пластах
И-И-И; v2=v2-v2-, v; =v3-vi-
283
II II II II
v = V. +v2 + K3;
K," =1538,8-307,7 = 1231л?;
V" = 3923,9 - 980,9 = 2943л/3;
K3" =769,435-153,8 = 615,5л?;
V" =4789,5л/3.
Общее количество тепла (Qo ), отнимаемое от грунтов и воды
равно
So - 4i + ?2 + Чз + ?4
где qr количество холода, идущее на охлаждение твёрдых час-
тиц породы от нормальной температуры tn до температуры t3,
4i =v‘ уп-сп •(*« ~'з);
сп- теплоёмкость породы;
у — удельный вес породы, уп =
А, -й| + Д2 -Л2 + Д3
Л, + Л, + h
21
Д3 =—-— = 26,25;
3 1-0,2
21,25-20+ 25,33-51+ 26,25-10 Q/I_njziz/ з
------------------------------— 24, IVKn / М
qx = 4789,5 • 2470 • 0,837(10 + 5) = 148526, ЪМДж.
Количество холода (q3), идущее на охлаждение воды, содер-
жащейся в породе от нормальной температуры tn до ± 0° С,
?2=fZe-Ye-ce-(^-^o)’
где св- теплоёмкость воды;
q2 = 1442,4 • 1000 • 4,18 • (10 - 0) = 60292,2МДж.
284
Количество холода (цз ), идущее на отбор скрытой теплоты
льдообразования,
9з =Ve-Ye-<r>
где ст — скрытая величина льдообразования, а = 330 ;
кг
q3 = 1442,4 • 1000 • 330 = 475992Л(#ис;
Количество холода (q4), необходимое для охлаждения льда от
температуры льдообразования до температуры замораживания,
где сл- теплоёмкость льда;
Ул = 1,09-К. =1572,2 м3;
q< = 1572,2 900 • 2,09 • (0 + 5) = 14786,6 МДж.
Величина
Qo = 148526,8 + 60292,2 + 452760 +14786,6 = 699597М#нс.
Количество холода ( Qu ),которое могут передавать замора-
живающие колонки,
Qk = 4f F’
где qr предельный коэффициент теплопередачи;
qf = 837-1046-?^;
м ч
Fk- боковая поверхность колонок;
Fk = n-dk -Н3 = 3,14-0,1-81-26 = 661 м2. должно удовле-
творять условию
Q^Qk,
где Q3- производительность замораживающей станции,
Qk = 1046 • 661 = Ю\Ю(>кДж1ч.
285
Потери холода (Qx ) на удаление теплопритока,
QOx=p-u,
где Р- общая боковая поверхность ледогрунтового цилиндра,
P = nDHap-H3 =3,14-12,61-81 = 3207л/2;
U- удельный земной водоприток, U = 17-25-^у^-;
м ч
Qox =3207-17 = 5419^ж/ч.
Примем компрессор АВ-300/480 с холодопроизводительно-
стью рзи=1672000кДж/ч.
Холодопроизводительность компрессора при понижении
температуры испарения до - 29°С уменьшается, что учитыва-
ется с помощью коэффициента m - 2,5.
О"
£>3 = 668800 кДж/ч.
т
Период активного замораживания ледопородного огражде-
ния равен
Qo 699597700 .__
1 =-----------=-----------------= 47,7 суток.
(Сз-Сох)24 (668800-5451)24
Задачи для решения
Задача 4.6. Ствол диаметром в проходке Dnp = 6,0 м на глу-
бине hi = 18 м от поверхности земли пересекает слабые неус-
тойчивые породы мощностью h2 = 30 м с коэффициентом гори-
зонтального распора Х2 = 0,4. Плотность и пористость пород,
считая от поверхности:
Yi = 17,0 кН/м3;
mi ~ 22 %;
у2 = 19,0 кН/м3;
т2 = 25 %;
Уз = 21,0 кН/м3;
тз = 20 %;
Ствол в неустойчивых породах предполагается пройти спо
собом искуственного замораживания.
Температура пород tn= + 10 °C.
286
Температура хладоносителя tn= -29 °C.
Внутренний диаметр замораживающей колонки dj - 100 мм.
Определить период активного замораживания в сутках. Вы-
брать тип компрессора.
Задача 4.7. Ствол диаметром в проходке Dnp = 7,0 м на глу-
бине hi = 15 м от поверхности земли пересекает слабые неус-
тойчивые породы мощностью hi = 40 м с коэффициентом
горизонтального распора Х2 = 0,4
Плотность и пористость пород, считая от поверхности:
у, = 17,0 кН/м3; у2 = 19,0 кН/м3; уз = 21,0 кН/м3;
mi = 20 %; ш2 = 25 %; ш3 = 21 %;
Ствол в неустойчивых породах предполагается пройти спо-
собом искуственного замораживания.
Температура пород t„= + 10 °C.
Температура хладоносителя tn = -29 °C.
Внутренний диаметр замораживающей колонки di = 100 мм.
Определить период активного замораживания в сутках. Вы-
брать тип компрессора.
Задача 4.8. Ствол диаметром в проходке Dnp = 7,5 м на глу-
бине hi = 20 м от поверхности земли пересекает слабые неус-
тойчивые породы мощностью h2 = 35 м с коэффициентом
горизонтального распора Х2 = 0,4
Плотность и пористость пород, считая от поверхности:
у, = 17,0 кН/м3; у2= 19,0 кН/м3; у3 = 21,0 кН/м3;
mi = 21 %; mi = 25 %; m3 = 22%;
Ствол в неустойчивых породах предполагается пройти спо-
собом искуственного замораживания.
Температура пород tn= + 10 °C.
Температура хладоносителя tn= -29 °C.
Внутренний диаметр замораживающей колонки di = 100 мм.
Определить период активного замораживания в сутках. Вы-
брать тип компрессора.
Задача 4.9. Ствол диаметром в проходке Dnp = 6,0 м на глу-
бине hi = 16 м от поверхности земли пересекает слабые неус-
тойчивые породы мощностью h2 = 20 м с коэффициентом гори-
287
зонтального распора Хг = 0,4- Плотность и пористость пород,
считая от поверхности:
Yi = 17,0 кН/м3; у2= 19,0 кН/м3; у3 = 21,0 кН/м3;
П1] = 20 %; m2 = 25 %; ш3 = 20 %;
Ствол в неустойчивых породах предполагается пройти спо-
собом искуственного замораживания.
Температура пород t„= + 10 °C.
Температура хладоносителя t„= -29 °C.
Внутренний диаметр замораживающей колонки di = 100 мм.
Определить период активного замораживания в сутках. Вы-
брать тип компрессора.
4.4. Строительство горных выработок с
использованием тампонирования массивов горных
пород
4.4.1. Выбор способа производства цементационных работ
Методические указания
Выбор способа цементации с поверхности земли или из за-
боя ствола нужно производить по методике, разработанной
проф. Н.Г. Трупаком. По этой методике производится технико-
экономическое сравнение стоимости производства работ по це-
ментации из забоя ствола и с поверхности земли.
При цементации из забоя ствола определяют стоимость А
буровых работ и расходов на укладку и разборку подушек. Рас-
четы производят по формуле
А - [(а + Ь)п + —(е + qk) + ^-пе\НплНйНг . (4.18)
cosа cosа
При цементации с поверхности земли стоимость буро-
вых работ определяют по формуле
В = [md(L + С) + mjk(C + L)}HmH0Hr. (4.19)
288
С экономической точки зрения бурение скважин с земной
поверхности будет более эффективно, если В<А.
В формулах (4.18) и (4.19) приняты следующие обозначения:
а, b - стоимость соответственно укладки и разборки тампонаж-
ной подушки; п - число заходок при цементации из забоя ство-
ла; N - число цементируемых скважин в одной заходке при це-
ментации из забоя ствола; L - общая мощность водоносных
горных пород, м ; а - зенитный угол наклона скважины, градус;
е - стоимость бурения 1 м скважины по горной породе из забоя
ствола, руб.; q - стоимость бурения 1 м скважины по цемент-
ному камню из забоя ствола, руб.; к - число разбуриваний од-
ной цементационной скважины на каждом цементационном
участке; ii - толщина слоя зацементированных горных пород,
оставляемого под тампонажной подушкой, м; Нпл - плановые
накопления ; Но - общешахтные расходы; Нг - накладные рас-
ходы на работы, выполняемые в подземных условиях; m - число
цементационных скважин в одной заходке с земной поверхно-
сти; d - стоимость бурения 1 м скважины с земной поверхности,
руб.; С - глубина залегания зеркала подземных вод от земной
поверхности, м; f - стоимость бурения 1 м скважины по цемент-
ному камню с земной поверхности, руб.; и - число заходок при
цементации с земной поверхности; Нг' - накладные расходы на
работы, производимые на земной поверхности.
В случае, когда стоимости бурения и разбуривания равны,
т.е. е = q и d = f, значения А и В определяют по формулам:
NI NI,
А = [(а+ Ь)п + -е(1 + к) +-пе]Н^Н0Нг;
cos a cos а
В = [md(L + С) + mdk(C + ~L .
При цементации с земной поверхности с использованием
тампонов, устанавливаемых на уровне залегания подземных вод,
стоимость буровых работ определяют по формуле
В = \md(L + С) + ^(Ц^)]ЯтЯ0//г.
При равенстве d и f эта формула приобретает вид
289
B = {md[L + C + kL(^-)]}HruiH0Hr.
При цементации с земной поверхности с применением там-
понов, устанавливаемых в кровле каждой цементационной за-
ходки стоимость буровых работ определяют по формуле
В = [md(L + С) + тЦк^Н^Н^Н’,..
При одинаковой стоимости бурения и разбуривания скважин
эта формула приобретает вид
В = [md(L + С + .
4.4.2. Расчеты тампонажных подушек и предохранительных
целиков
Методические указания
Цементация при строительстве вертикальных стволов
При цементации горных пород из забоя ствола сооружают
тампонажные подушки или оставляют предохранительные по-
родные целики. Выбор целика или подушки обосновывается
технико-экономическим расчетом. Подушки сооружают пло-
скими или сферическими. Они могут передавать давление там-
понажного раствора на массив пород или крепь.
Плоские и сферические тампонажные подушки, передающие
давление раствора на породный массив сооружают в прочных
горных породах, а подушки, передающие давление на крепь
ствола, - в неустойчивых горных породах.
Поскольку тампонажные подушки вступают в работу через
3-14 сут., то для проектирования их параметров нужно исполь-
зовать расчетное сопротивление бетона в раннем возрасте. Ве-
личину этого сопротивления можно найти путем умножения
расчетного сопротивления бетона сжатию в 28-суточном воз-
расте на коэффициент относительной прочности бетона в ран-
нем возрасте Пб (табл.4.11).
Расчет тампонажных подушек и предохранительных целиков
производят по приближенному методу, предложенному Е.П.
Калмыковым.
290
Таблица 4.11
Коэффициенты относительной прочности бетона сжатию (п6)
в зависимости от его возраста
Возраст бетона, сут Пб, без добавок Пб, с добавкой хлористого кальция в количестве
1 % от массы цемента 2 % от массы цемента 3 % от массы цемента
Бетон на портландцементе
1 0,12 0,20 0,23 0,27
2 0,27 0,38 0,45 0,50
3 0,37 0,50 0,55 0,60
5 0,52 0,63 0,73 0,80
7 0,62 0,77 0,84 0,88
14 0,82 0,93 1,00 1,05
28 1,00 1,10 1,20 1,25
Бетон на шлакопортландцементе или пуццолановом портландцементе
1 0,07 0,14 0,17 0,20
2 0,13 0,22 0,30 0,37
3 0,23 0,33 0,39 0,48
5 0,34 0,45 0,48 0,51
7 0,44 0,55 0,57 0,62
14 0,68 0,80 0,85 0,90
28 1,00 1,12 1,25 1,30
Расчетное сопротивление бетона различных классов
(в 28-суточном возрасте):
Класс бетона В 7,5 В 10 В 15 В 25 В 35 В 40
Расчетное сопротивление бетона, МПа: сжатию 4,5 6,5 8,0 12,5 17,0 21,0
срезу 1,3 1,6 2,0 2,9 3,5 3,9
Тампонажные подушки, передающие давление на горные
породы. Толщина (м) сферической одноступенчатой тампо-
нажной подушки находится по формуле
291
в _т w2+n2)
с 4r2r\mRe ’
(4.20)
где X - коэффициент перегрузки, равный 1,1 - 1,2; Р - давление
нагнетания цементационного раствора, МПа; г - радиус ствола в
проходке, м; т] - высота сферической поверхности тампонажной
подушки, м; m - коэффициент условий работы, принимаемый
равным 0,7 - 0,8; R« - расчетное сопротивление бетона в раннем
возрасте на сжатие, МПа.
Толщина (м) плоской одноступенчатой тампонажной подуш-
ки находится по формуле
п
W2+^2)2
4r2n,wA6
(4.21)
где г] 1 - фиктивная высота сферической поверхности, при расче-
тах равная 0,15.
При толщине одноступенчатых тампонажных подушек
больше 2,5 м используют их многоступенчатые конструкции.
Расчет многоступенчатых подушек производят следующим об-
разом..
Вначале выбирают конструкцию подушки (сферическую или
плоскую) и, соответственно, по формулам (4.20) или (4.21) оп-
ределяют необходимую толщину Вл. Затем конструктивно, в
диапозоне от 1,5 до 2,5 м, принимают толщину Вм одной ступе-
ни. и находят число ступеней из выражения
При дробном значении N его округляют до ближайшего це-
лого.
После этого выполняют оценку прочности подушки путем
сравнения напряжения сжатия ст в ней с пределом прочности
материала подушки на сжатие К,. Для обеспечения прочности
необходимо
о</?о.
Напряжение сжатия материала многоступенчатой тампонаж-
ной подушки находят по формулам:
292
для сферической конструкции
W2+n2)2.
& с 2 ’
4rlr\mNBc
для плоской конструкции
7J\D + 2NBctga)2
" 4mNBc (D + NBctga.)tga.
Цементация при строительстве горизонтальных и на-
клонных выработок. При строительстве выработок наиболь-
шее применение получили клиновидные бетонные тампонажные
перемычки, которые могут быть одноступенчатыми или много-
ступенчатыми. Расчет толщины тампонажных перемычек может
быть выполнен по методике Е.П.Калмыкова.
Формулы для определения толщины одноступенчатых пере-
мычек с различной формой поперечного сечения приведены в
табл. 4.12.
В табл. 4.12 и на рисунках приняты следующие обозначения:
В - толщина перемычки, м; a, b, D, аь Ьь Ьг, е - геометрические
параметры перемычки, м; р - давление нагнетателя; Rg - расчет-
ное сопротивление бетона сжатию; Tg - расчетное сопротивле-
ние бетона срезу; ро - давление на единицу площади подушки;
Q - сопротивление породы выпиранию подушки; X - коэффици-
ент перегрузки, равный 1,1 - 1,2; m - коэффициент условий ра-
боты, равный 0,7 - 0,8.
Толщину перемычек определяют из условий прочности пе-
ремычки на сжатие и на срез. В качестве проектной принимают
большую из рассчитанных величин.
При толщине тампонажной перемычки больше 3 м, прини-
мают многоступенчатую конструкцию.
Расчет многоступенчатых тампонажных перемычек выпол-
няют в такой же последовательности, как для вертикальных вы-
работок. В зависимости от формы тампонажной перемычки по
приведенным формулам определяют ее толщину Вм. Затем кон-
структивно принимают толщину одной ступени в пределах Вс =
1,5 4- 3,0 м и находят число ступеней перемычки из выражения
293
При дробной величина N ее округляют до ближайшего цело-
го.
Пример 4.3. Рассчитать толщину сферической тампонажной
подушки, если давление тампонажного раствора Р = 9,0 МПа,
коэффициент перегрузки X = 1,1, радиус ствола в проходке г =
4,5 м, высота сферической поверхности подушки т] = 1,5 м, ко-
эффициент условий работы m - 0,8, расчетное сопротивление
сжатию бетона класса В25, приготовленного на портландцемен-
те с добавкой 2 % хлористого кальция, через четырнадцать су-
ток = 12,50 МПа.
Решение. Толщина сферической тампонажной подушки:
1,1-9,0(4,52 -И,52)2 П2
4 • 4,52 • 1,5 -0,8 -12,5
Так как Вс = 4612 > 2,5 м, принимаем конструкцию двухсту-
пенчатой сферической тампонажной подушки со ступенью тол-
щиной Вс = 2,2 м.
Напряжение сжатия двухступенчатой тампонажной подушки
1,1 -9,0(4,52 +1,52)2
4-4,52-1,5-0,8-2-2,2
-11,76 МПа.
Поскольку 11,76 МПа < 12,50, то условие прочности для по-
душки выполняется.
Толщину тампонажных подушек, опирающихся на шахтную
крепь, находят по тем же формулам с проверкой прочности
шахтной крепи на сжатие.
Напряжение сжатия крепи шахтного ствола при опирании на
нее сферической тампонажной подушки вычисляют по формуле
R _ XP[(Z>0+£)2+4т|2]
й 4mE(D0+E)
где Do - диаметр ствола в свету, м; Е - толщина крепи, м.
Напряжение сжатия крепи Rd при опирании на нее плоской
тампонажной подушки находят по формуле
R кР(Ро+2ЕУ
d 4mE(D0+E)
294
Таблица 4.12
295
Продолжение таблицы 4,12
296
Напряжение Rd не должно превышать расчетного сопротив-
ления сжатию материала крепи, т.е.
Rai <Rr-
Задачи для решения
Задача 4.6. Рассчитать толщину сферической тампонажной
подушки, если давление тампонажного раствора Р = 6,0 МПа,
коэффициент перегрузки Л. = 1,1, радиус ствола в проходке г =
4,0 м, высота сферической поверхности подушки т] = 1,5 м, ко-
эффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротивление
сжатию бетона класса В25, приготовленного на портландцемен-
те с добавкой 2 % хлористого кальция, через четырнадцать су-
ток Rd = 12,50 МПа.
Задача 4.7. Рассчитать толщину сферической тампонажной
подушки, если давление тампонажного раствора Р = 8,0 МПа,
коэффициент перегрузки Л. = 1,1, радиус ствола в проходке г =
4,5 м, высота сферической поверхности подушки т] = 1,5 м, ко-
эффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротивление
сжатию бетона класса В25, приготовленного на портландцемен-
те с добавкой 2 % хлористого кальция, через четырнадцать су-
ток Rg = 12,50 МПа.
Задача 4.8. Рассчитать толщину сферической тампонажной
подушки, если давление тампонажного раствора Р = 10 МПа,
коэффициент перегрузки Л. = 1,1, радиус ствола в проходке г =
4,0 м, высота сферической поверхности подушки т] = 1,5 м, ко-
эффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротивление
сжатию бетона класса В25, приготовленного на портландцемен-
те с добавкой 2 % хлористого кальция, через четырнадцать су-
ток Rd = 12,50 МПа.
Пример 4.4. Рассчитать толщину плоской тампонажной по-
душки, опирающейся на крепь, при условии, что давление там-
понажного раствора Р = 1,9 МПа, диаметр ствола в свету Do= 5
м, толщина крепи Е = 0,5 м, фиктивная высота сферической по-
верхности подушки т]1 = 0,75 м, коэффициент перегрузки X =
1,1, коэффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротив-
ление бетона подушки класса В15 в 5-суточном возрасте с 3 %-
ной добавкой хлористого кальция Rd = 6,4 МПа и крепи в 28-
суточном возрасте Rr= 9,0 МПа.
297
Решение. Толщина плоской тампонажной подушки
Вп =
1,1 1,9(32 +0,752)2
4-З2-0,75-0,8-6,4
+ 0,75 = 2,09
м
Напряжение сжатия крепи
R
d
1,1 -1,9(5 + 2 0,5)2 855
4-0,8-0,5(5+ 0,5) ~ ’
МПа.
Поскольку напряжение сжатия крепи 8,55 МПа меньше его
расчетного сопротивления 9,0 МПа, то крепь условию прочно-
сти на сжатие удовлетворяет.
Задача 4.9. Рассчитать толщину плоской тампонажной по-
душки, опирающейся на крепь, при условии, что давление там-
понажного раствора Р - 2,0 МПа, диаметр ствола в свету Do =
6 м, толщина крепи Е = 0,5 м, фиктивная высота сферической
поверхности подушки r]i = 0,75 м, коэффициент перегрузки X. =
1,1, коэффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротив-
ление бетона подушки класса В15 в 5-суточном возрасте с 3 %-
ной добавкой хлористого кальция Re = 6,4 МПа и крепи в 28-
суточном возрасте Rr= 9,0 МПа.
Задача 4.10. Рассчитать толщину плоской тампонажной по-
душки, опирающейся на крепь, при условии, что давление там-
понажного раствора Р = 3,0 МПа, диаметр ствола в свету Do =
5 м, толщина крепи Е = 0,6 м, фиктивная высота сферической
поверхности подушки т|1 = 0,75 м, коэффициент перегрузки X =
1,1, коэффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротив-
ление бетона подушки класса В15 в 5-суточном возрасте с 3 %-
ной добавкой хлористого кальция Re = 6,4 МПа и крепи в 28-
суточном возрасте Rr= 9,0 МПа.
Задача 4.11. Рассчитать толщину плоской тампонажной по-
душки, опирающейся на крепь, при условии, что давление там-
понажного раствора Р = 2,0 МПа, диаметр ствола в свету Do =
4,8 м, толщина крепи Е = 0,5 м, фиктивная высота сферической
поверхности подушки гц = 0,75 м, коэффициент перегрузки X =
1,1, коэффициент условий работы m = 0,8, расчетное сопротив-
ление бетона подушки класса В15 в 5-суточном возрасте с 3 %-
ной добавкой хлористого кальция Re = 6,4 МПа и крепи в 28-
суточном возрасте Rr= 9,0 МПа.
298
Пример 4.5.
Рассчитать тампонажную перемычку прямоугольно-
сводчатой формы с коробовым сводом при условии, что макси-
мальное давление тампонажного раствора Р = 4,0 МПа, размеры
поперечного сечения выработки: а = 4 м; bj = 2 м ; Ь2 = 1,2 м ;
коэффициент перегрузки X =1,1; коэффициент условий работы
ш = 0,8; класс бетона В25; угол наклона боковых граней пере-
мычки к продольной оси выработки 15° ; tga = 0,268.
Решение: Тампонажная перемычка загружается полностью
через 5 сут после ее возведения. Расчетное сопротивление бето-
на сжатию с добавкой 3 % хлористого кальция к массе цемента,
с учетом коэффициента относительной прочности бетона ng =
0,8 (табл.4.11), составит: на сжатие Rg = 0,8 • 11,5 = 9,2 МПа ;
на срез тб = 0,8 • 2,9 = 2,32 МПа.
Толщина тампонажной перемычки из условия прочности на
сжатие
7Г ТЕ
(—+ 1)4+ 2(2+—1,2)
ТЕ
2(- +2)0,268
х
= 1,74 м.
4 • 1,1 4,0 • 4(2 + “ 1,2)(“ + 2)
',8 9,2[(— +1)5 + 2(2 + - 1,2)]2
4 4
Толщина тампонажной перемычки из условия прочности на
срез
1,1-4,0-4(4-2 + 711,2
0,8 • 2,3[4(4 + 2 • 2) + л(4 + 2 • 1,2)]
Толщину тампонажной перемычки принимаем равной #£ =
2,12 м.
Задача 4.12.
Рассчитать тампонажную перемычку прямоугольно-
сводчатой формы с коробовым сводом при условии, что макси-
мальное давление тампонажного раствора Р = 6,0 МПа, размеры
поперечного сечения выработки: а = 5м;Ь] = 2м ; Ьг = 1,2 м;
коэффициент перегрузки X =1,1; коэффициент условий работы
299
m = 0,8; класс бетона В25; угол наклона боковых граней пере-
мычки к продольной оси выработки 15° ; tga = 0,268.
Задача 4.13.
Рассчитать тампонажную перемычку прямоугольно-
сводчатой формы с коробовым сводом при условии, что макси-
мальное давление тампонажного раствора Р = 5,0 МПа, размеры
поперечного сечения выработки: а = 4 м; bi = 1,5 м ; Ь2= 1,5 м ;
коэффициент перегрузки X =1,1; коэффициент условий работы
m = 0,8; класс бетона В25; угол наклона боковых граней пере-
мычки к продольной оси выработки 15° ; tga = 0,268.
Задача 4.14.
Рассчитать тампонажную перемычку прямоугольно-
сводчатой формы с коробовым сводом при условии, что макси-
мальное давление тампонажного раствора Р = 4,0 МПа, размеры
поперечного сечения выработки: а = 4,5 м; bi = 2 м ; Ь2= 1,3 м ;
коэффициент перегрузки X =1,1; коэффициент условий работы
m = 0,8; класс бетона В25; угол наклона боковых граней пере-
мычки к продольной оси выработки 15° ; tga = 0,268.
300
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Барановский И.В., Першин В.В., Баранов Л.В. Строи-
тельство и углубка вертикальных стволов. - М.: Недра, 1995.
2. Верхотуров В.С., Сенников Г.Г. Интенсификация строи-
тельства горных выработок. - М.: Недра, 1989.
3. Временная инструкция по применению смешанной крепи
на шахтах Кузбасса. - Прокопьевск, 1983.
4. Вяльцев М.М. Технология строительства горных пред-
приятий в примерах и задачах: Учебное пособие для вузов. - М.:
Недра, 1989.
5. Гузеев А.Г. Проектирование и строительство горных
предприятий: Учебник для вузов. - 3-е изд., перераб. и доп. -
М.: Недра, 1987.
6. Дмитрак Ю.А. Механизация проведения выработок буро-
взрывным способом. - М.: Недра, 1974.
7. Дополнение к руководству по проектированию вентиля-
ции угольных шахт. - М.: Недра, 1981.
8. Единые нормы выработки и времени на горнопроходче-
ские работы при строительстве шахт и рудников цветной метал-
лургии. - М.: Недра, 1976.
9. Единые нормы выработки и времени на горнопроходче-
ские работы при строительстве шахт и рудников цветной метал-
лургии (дополнение к ЕНВ и Вр., изданным в 1976 г.) - М.: Не-
дра, 1980.
10. Единые нормы выработки и времени на подземные,
очистные, горнопроходческие и нарезные горные работы для
шахт и рудников горнодобывающей промышленности. - М.:
Недра, 1980.
11. Единые нормы и расценки на строительные, монтажные
и ремонтно-строительные работы. Сб. Е36. Горнопроходческие
работы. Вып.1. Горнопроходческие работы при строительстве
угольных шахт и карьеров. - М.: Недра, 1988.
12. Единые правила безопасности при взрывных работах. -
М.: Недра, 1972.
13. Зарубежный опыт проходки тоннелей и камерных выра-
боток. Под ред. В.В. Гущина. Кольский научный центр АН РФ,
Апатиты, 1994.
14. Иванов И.И., Ципкис А.М. Бурение шпуров и скважин
самоходными шахтными установками. М., Недра, 1983.
301
15. Инструкция при применении сборной железобетонной
гладкостенной тюбинговой крепи (ГТК) конструкции КузНИИ-
шахтостроя. - Кемерово, 1971.
16. Каретников В.Н., Клейменов В.Б., Нуждихин А.Г. Креп-
ление капитальных и подготовительных горных выработок.
Справочник. - М.: Недра, 1989.
17. Ляшенко И.В. Системное исследование проблем интен-
сификации процессов добычи угля. - М.: Недра, 1983.
18. Машины и оборудование для угольных шахт: Справоч-
ник. / Под ред. В.Н. Хорина. - 4-е изд., перераб. и доп. - М.: Не-
дра, 1987.
19. Мельников Л.Л. Сооружения выработок большого сече-
ния в крепких породах. М., Недра, 1974.
20. Методика выбора оптимальных технических решений ве-
дения горнопроходческих работ во втором периоде строитель-
ства шахт. ВНИИОМШС, Харьков, 1981.
21. Насонов И.Д., Федюкин В.А., Шуплик М.Н. Технология
строительства подземных сооружений. Ч.П. М., Недра, 1983.
22. Насонов И.Д., Шуплик М.Н., Ресин В.И. Технология
строительства горных предприятий. - М.: Недра, 1990.
23. Отраслевая инструкция по применению рамных и анкер-
ных крепей в подготовительных выработках угольных и сланце-
вых шахт.-М.: 1985.
24. Перечень рекомендуемых промышленных взрывчатых
материалов, приборов взрывания и контроля. 3-е изд., перераб. и
доп. - М.: Недра, 1987.
25. Подземные гидротехнические сооружения. Под ред. В.М.
Мосткова. М.: Высшая школа, 1986.
26. Попов В.М. Рудничные водоотливные установки. - М.:
Недра, 1983.
27. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. -
Самара: Самар. Дом печати. 1995.
28. Правила безопасности при строительстве метрополите-
нов и подземных сооружений. М., ТИМР, 1992.
29. Прейскурант №19-02. Оптовые цены на оборудование
горношахтное. - М.: Прейскурантиздат, 1981.
30. Рудничная вентиляция. Справочник / Под общей ред. К.З.
Ушакова. - 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1988.
302
31. Руководство по проектированию вентиляции угольных
шахт. - М.: Недра, 1975. С.Н. Власова. М.: ВПТИтранспорт,
1985.
32. Сборник задач по экономике, планированию и управле-
нию строительством горных предприятий: Учебное пособие для
вузов. / Ю.Н. Огородников, А.И. Морозов, Н.С. Попова и др. -
М.: Недра, 1986.
33. Смирняков В.В., Вихарев В.И., Очкуров В.И. Технология
строительства горных предприятий: Учебник для вузов. - М.:
Недра, 1989.
34. СНиП 3.02.03-84. Подземные горные выработки. - М.:
Госстрой, 1985.
35. Справочник взрывника. / Под общей ред. Б.Н. Кутузова. -
М.: Недра, 1988.
36. Справочник инженера-тоннельщика. Г.М. Богомолов,
Д.М. Голицинский, С.И. Сеславинский и др. М., Транспорт,
1993.
37. Справочник инженера-шахтостроителя. Том 1, 2. Под
общей ред. В.В. Белого. - М.: Недра, 1983.
38. Справочник по буровзрывным работам (под ред. М.Ф.
Друкованного). М.: Недра, 1976.
39. Справочник по сооружению шахтных стволов специаль-
ными способами. Под ред. Н.П. Трупака. - М.: Недра, 1980.
40. Строительство подземных сооружений: Справочное по-
собие / М.Н. Шуплик, Я.М. Месхидзе, И.О. Королёв и др.; Под
ред. М.Н. Шуплика. - М.: Недра, 1990.
41. Техника и технология горноподготовительных работ в
угольной промышленности. / Под ред. Э.Э. Нильвы. - М.: Не-
дра, 1991.
42. Технологические карты-схемы сооружения горных
транспортных тоннелей. Под ред.
43. Технологические схемы сооружения вертикальных ство-
лов. Харьков, ВНИИОМШС, 1986.
44. Технология строительства вертикальных стволов. / П.С.
Сыркин, Ф.И. Ягодкин, И.А. Мартыненко и др. - М.: ОАО «Из-
дательство «Недра», 1997.
45. Тоннели и метрополитены. / В.Г. Храпов, Е.А. Демешко,
С.Н. Наумов и др.: Транспорт, 1989.
303
46. Указания по технологии возведения набрызгбетонных
крепей при проведении горизонтальных горных выработок. -
Кривой Рог, 1976.
47. Шахтное и подземное строительство: Учебн. для вузов -
2-е изд., перераб и доп.: В 2 Т. / Б.А. Картозия, Б.И. Федунец,
М.Н. Шуплик и др. - Изд-во Академии горных наук, 2001.
48. Шехурдин В.К. Задачник по горным работам, проведе-
нию и креплению горных выработок: Учебн. пособие для техни-
кумов. - М.: Недра, 1985.
49. Эстеров Я.Х., Бродов Е.Ю., Иванаев Н.И. Буровзрывные
работы на транспортном строительстве. М., Транспорт, 1983.
304
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие 3
1. Строительство вертикальных стволов
1.1. Выемка породы с помощью буровзрывных работ......... 4
1.2. Выбор бурового оборудования, расчёт производительно-
сти, определение времени бурения, заряжания и взрывания
шпуров. Разметка и бурение шпуров....................... 18
1.3. Расчет проветривания при проходке стволов.......... 26
1.4. Погрузка породы при проходке стволов............... 34
1.5. Проходческий подъем................................ 41
1.6. Возведение крепи при проходке стволов.............. 51
1.7. Графики организации работ при проходке стволов. Расчет
скорости и продолжительности строительства. Сметная стои-
мость строительства .................................... 56
2. Строительство горизонтальных и наклонных
выработок 75
2.1. Выбор проходческого оборудования для проведения
горных выработок......................................... 76
2.2. Буровзрывные работы при проведении выработок по
однородным породам....................................... 88
2.2. Проветривание при проведении выработок.............. 103
2.4. Процесс «Уборка породы» при проведении выработок... 112
2.5. Крепление горных выработок.......................... 121
2.6. Организация работ при буровзрывной технологии прове-
дения горных выработок................................... 126
2.6.1. Расчет графика организации работ проходческого
цикла по нормативной трудоемкости работ.................. 127
2.6.2. Экономико-математическое моделирование трудоем-
кости работ проходческого цикла.......................... 131
2.6.3. Расчет графика организации работ проходческого
цикла по эксплуатационной производительности оборудова-
ния ..................................................... 143
2.7. Комбайновая технология проведения горных выработок ... 160
2.7.1. Организация проходческих работ.................. 160
2.8. Проектирование строительства околоствольного двора. 178
3. Технология строительства выработок большого сечения
и тоннелей
3.1. Обоснование параметров паспорта буровзрывных работ
при строительстве выработок сплошным забоем............. 198
3.2. Обоснование параметров буровзрывных работ при разра-
ботке уступов горизонтальными шпурами................... 215
305
3.3. Обоснование параметров буровзрывных работ при разра-
ботке уступов нисходящими скважинами................... 220
3.4. Погрузочно-транспортные работы.................... 233
3.4.1. Погрузка породы погрузочными машинами......... 233
3.4.2. Погрузка породы погрузочно-транспортными
машинами............................................... 234
3.4.3. Погрузка породы ковшовыми погрузчиками....... 235
3.4.4. Погрузка породы экскаваторами................. 235
3.5. Организация работ при строительстве тоннелей..... 243
3.5.1. Расчет графиков организации работ при проходке
тоннелей сплошным забоем............................... 243
3.5.1. Расчет графиков организации работ при разработке
нижнего уступа тоннелей нисходящими скважинами........ 248
3.5.3. Расчет параметров бетонирования............... 251
4. Специальные способы строительства горных
выработок
4.1. Расчет опускных сооружений........................ 258
4.2. Расчет водопонижения при строительстве подземных
сооружений............................................. 266
4.3. Проектирование замораживания пород................ 272
4.4. Строительство горных выработок с использованием
тампонирования массивов горных пород................... 292
4.4.1. Выбор способов производства цементационных работ 292
4.4.2. Расчет тампонажных подушек и предохранительных
целиков................................................ 294
Библиографический список............................ 305
306
Протосеня Анатолий Григорьевич,
Долгий Иван Емельянович,
Огородников Юрий Никифорович,
Очкуров Валерий Иванович
ШАХТНОЕ И ПОДЗЕМНОЕ СТРОИТЕЛЬСТВО
В ПРИМЕРАХ И ЗАДАЧАХ
Учебное пособие
Компьютерный оригинал-макет выполнен И.А. Нечаевой
Лицензия ЛР № 06517 от 09.01.2002
Формат 60x90/16. Подписано в печать 10.12.02. Печать
офсетная. Усл. печ. л. 17. Усл. кр.-отт. 17. Уч.-изд. л. 17
Тираж 500 экз. Заказ №3836.
Санкт-Петербургский государственный горный институт
им. Г.В. Плеханова
Адрес института: 199106 Санкт-Петербург, 21-я линия, 2
Отпечатано с оригинал-макета
в Академической типографии «Наука» РАН
199034, Санкт-Петербург, 9 линия, 12