44068

Североуральское месторождение бокситов не является исключением ОАО «Севуралбокситруда»

Дипломная

География, геология и геодезия

Североуральское месторождение бокситов не является исключением ОАО «Севуралбокситруда» - основной поставщик боксита для уральских алюминиевых заводов. В связи с этим развитие ОАО «Севуралбокситруда» придается исключительное знание. Поэтому главным в работе управления «Шахтострой» должно быть максимальное применение высокоиндустриальных и экономических методов строительства, использование новейших достижений науки и техники, применение прогрессивных строительных материалов.

Русский

2013-11-10

502.5 KB

9 чел.

СОДЕРЖАНИЕ

  1.  Введение………………………………………………………………..5
  2.  Ситуация в районе строительства…………………………………….

Краткие сведения о районе строительства…………………………..

Горно-геологические условия разработки…………………………

Геология и гидрогеология…………………….

  1.  Характеристика строящегося объекта………………………….
  2.  Объемно-планировочные схемы……………………….
  3.  Инженерные комплексы и решения……………………

5.1. Подъемные установки………….

5.2. Схемы и откатки…………..

5.3. Здания и сооружения на поверхности……………………….

6. Основные конструктивные решения……………………………

6.1. Проверка устойчивости незакрепленной горной выработки……

6.2. Определение нагрузок на крепь…………

6.3. Расчет анкерной цепи

7. Строительство подземных выработок…………………

7.1. Выбор способа проходки ствола…………………

7.2. Проходка устья ствола……………..

7.3. Буровзрывной комплекс работ…………….

7.4. Приведения забоя в безопасное состояние……………….

7.5. Погрузка породы………..

7.6. Возведение постоянной крепи……………………….

7.7. Армирование ствола……………

7.8. Проветривание ствола………………………

7.9. Техника безопасности, охрана труда…………………………….

7.10. Организация работ…………………………

7.2.1. Буровзрывной комплекс работ……………..

7.2.2.  Проветривание тупиковых забоев………………

7.2.3. Водоотлив при проведении выработок………………

7.2.4. Освещение при проведении горных выработок……………….

7.2.5. Маркшейдерское обслуживание……………………………

7.2.6. Рельсовый  транспорт при проведении выработок………..

7.2.7. Техника безопасности при проведении выработок…………….

7.2.8. Организация труда………………………….

8. Электроснабжение…………………………………………..

9. Выбор общешахтного оборудования……………………………

10. Экономическое обоснование………………………..

11. Охрана труда……………………………………

12. Специальная часть……………………………..

а. Сооружение ППЦ

б. Ликвидация ППЦ……………………..

б.1. проходка восстающего…………………………

б.2. проходка ствола………………………………………

13. Используемая литература………………………….

  1.  ВВЕДЕНИЕ

Важными экономическими задачами строительства и реконструкции горных предприятий является: увеличение мощности действующих предприятий является увеличение мощности действующих предприятий путем внедрения передовой техники и технологии, модернизации и замены устаревшего оборудования, повышение концентрации капиталовложений при одновременном снижении объемов незавершенного строительства предприятий и освоения мощностей на вновь водимых в действие предприятий с приведением этих сроков в соответствии с установленными нормативами и проектами.

В настоящее время принят такой порядок проектирования, планирования и организации строительства, который обеспечивает строгое соответствие между объемами строительства и возможностями трудового и материально-технического обеспечения, концентрацию выделяемых капиталовложений и всех видов ресурсов ну пусковых объектах, осуществление строительства высокими темпами.

Современно строительство горных предприятий при максимальном использовании в процессе строительства постоянных зданий и сооружений требует глубоко и детально разработанных проектных решений по технологии работ при сооружении всех объектов шахты. Вместе с тем, необходимо заметить, что запасы полезного ископаемого, залегающие в благоприятных условиях на небольшой глубине, постоянно исчерпываются. В настоящее время месторождения полезного ископаемого разрабатывают на глубине 1000 м. при наличии большого давления горных пород. В этих условиях требуется применение соответствующей техники и технологии, которая должна обеспечить не только высокие технико-экономические показатели производства горнокапитальных работ, но и обеспечить высокую надежность и безопасность труда рабочих. С увеличением глубины разработки ухудшаются горно-геологические условия строительства, требуется применение специальных способов строительства – тампонирование горных пород, водопонижения и другими.

Североуральское месторождение бокситов не является исключением ОАО «Севуралбокситруда» - основной поставщик боксита для уральских алюминиевых заводов. В связи с этим развитие ОАО «Севуралбокситруда» придается исключительное знание. Поэтому главным в работе управления «Шахтострой» должно быть максимальное применение высокоиндустриальных и экономических методов строительства, использование новейших достижений науки и техники, применение прогрессивных строительных материалов.

2. СИТАУЦИЯ В РАЙОНЕ СТРОИТЕЛЬСТВА

Североуральске бокситовые месторождения находятся на севере Свердловской области на восточном склоне Северного Урала. Это крупнейшая в стране сырьевая база алюминиевой промышленности была открыта геологом Н.А. Каржавиным. Разработка бокситовых месторождений была начата в 1934 году. Место рождение бокситов Североуральского бокситового бассейна отличаются сложными и разнообразными горно-геологическими условиями.

Рудные тела представлены пластообразными залежами меридианного простирания и падения на восток под углами 250-350, в отдельных случаях менее 250 и более 350.

Месторождение характеризуется чередованием рудных участков протяженностью 60-200м. и более с безрудными участками непромышленной мощности, а также развитой системой тектонических нарушений различной амплитуды и ориентацией.

Рудные тела залегают на весьма неровной поверхности светло-серых массивных (рифогенных) известняков сипуро-девонского возраста и перекрываются девонскими темно-серыми слоистыми известняками. Мощность рудного тела (нормальная) колеблется от нескольких сантиметров до 15-20 м., а  в отдельных случаях и больше. В среднем она составляют 4-5 м. без учета безрудных площадей. К безрудным относятся площади с нормальной мощностью рудного тела меньше 1,5 м.

Непосредственной кровлей рудных залежей являются амфипоровые, битуминозные, слоистые известняки, а также глинистые известняковые, известняково-глинистые и другие сланцы. Стратиграфические они не постоянны и на небольших участках могут перемещаться между собой. В известняках прослеживаются прослои глины и сланцы. Часто встречаются участки, где породу непосредственной кровли не сохранили общей стоимости и структуры, перемяты и носят следы выщелачивания, прослеживаются крупные трещины и небольшие картовые полости.

Разнообразие и сложность горно-геологических условий предопределили применения различных систем разработки: участки с устойчивой и средней устойчивостью  кровлей(I-IV кл) нормальной мощности залежи до 6 м. отрабатываются камерно-столбовой и камерной с закладкой системами разработки; - остальные участки отрабатываются в основном системами слоевого обрушения в различных модификациях.

2.1. Краткие сведения о районе строительства

Город Североуральск расположен на территории Свердловской области и имеет и имеет географические координаты: 60о северной широты и 60о восточной долготы. К городу относятся поселки: Покровск-Уральский, 3й Северный, Калья, Черемухово, Бояновка, Бокситы. Есть железная дорога, проложенная от станции Бокситы до шахты и далее. Кроме того от города Североуральск проложена автодорога с бетонным покрытием, которая проходит вблизи всех промышленных площадок шахт ОАО «Севералбокситруда». Численность населения приблизительно 60 тысяч человек.

Климатические условия таковы:

  •  Климат континентальный;
  •  Среднегодовая температура – 1,30С;
  •  Среднемесячная температура зимой -180С;
  •  Среднемесячная температура летом +150С;
  •  Расчетная зимняя температура для проектирования вентиляции и отопления -350С;
  •  Глубина промерзания – 3м.;
  •  Средняя температура отопительного периода – 7,20С;
  •  Продолжительность отопительного периода – 250 суток;
  •  Средняя норма выпадения осадков – 480 мм. Зимой преобладают ветры северные и юго-западные, летом – западные и северо-западные;
  •  Среднеговдовая скорость ветра – 2м./сек.;
  •  Средняя высота снежного покрова – 1,5-1,7 м.;
  •  Средняя продолжительность со снеговым покровом – 176 суток;
  •  Продолжительность теплого периода – 182 суток;
  •  Глубина промерзания при отсутствии снегового покрова для суглинков – 2,8-3,5 м., для разрушенных известняков- 4,5м.

Подрядной строительной организацией является управление «Шахтострой», которая осуществляет горнопроходческие работы, строительство надшахтных сооружений, общерудничные объекты, жилищно-гражданское строительство.

Электроснабжение осуществляется от двух высоковольтных линий 110 кВ с Красноуральской подстанции. Снабжение теплом производится от центральной котельной в городе Североуральске. Водоснаюжение района строительства от Северо-восточного (Кальинского) дренажного узла, а также от дренажного узла в районе поселка 3й Северный.

Материалы и изделия поступают на площадку строительства с производственной базы ОАО «СУБР». Цемент поступает с цементного завода г. Сухой Лог. Песок берется из Ивдельского песочного карьера. Металлические конструкции поставляются с заводов России железнодорожными транспортами. Гравии берется недалеко от города (в 25 км) с Усольцевского карьера.

2.2. Горно-геологические условия разработки

Шахты «Красная шапочка» отрабатывает месторождения участок «Восточная залежь». Протяженность участка 5 км. по простиранию. На севере естественной границей месторождения является Южно-Кальинский сброс северо-восточного простирания, начинается сброс в пределах 9-10 линий от Восточно–меридиального  сброса и далее на северо-восток прослеживается буровыми скважинами на протяжении 3500м.

На юге участок «Восточная залежь»  граничит с южным участком по южному сбросу, который начинается на Западе и пересекает разведанную площадь  южнее 114 линий. На востоке он ограничен Крутоловско-Коноваловским надвигом. Простирание сброса юго-восточное. Амплитуда смешения меняется от 450 до 300 м.

На западе естественной границей участка является восточномеридиальный сброс. Он имеет меридиальное простирание с падением плоскости на запад. Участок представляет крупный тектонический блок, приподнятый на 250-400 м. по меридиальной плоскости сброса относительно запанных участков.

На востоке граница участка проходит по Крутоловско-Коноваловскому надвигу. Простирание надвига субмеридиальное, линия пересечения надвига с рудным телом очень извилистая.

Субровский рудный горизонт залегает на неровной закарстованной поверхности известняков Петропавловской свиты. Физические свойства бокситов различны.

№ Наименование пород

Средний объем вес

+3

Средняя влажность

Коэффициент крепости по Проторьякову

1. Пестроцветные бокситы

3,2

3

4-8

2. Красные бокситы

2,7

10

2-6

3. Известняки висячего бока

2,5

10

6-8

4. Сланцы висячего бока

2,3

10

3-4

5. Известняки лежачего бока

2,7

10

8-10

6. Порфириты, туфопесчаники, туфоконгломераты лежачего бока

2,5-2,7

10

4-12

Касаясь температурного режима при отработке месторождения необходимо указать, что данным термометром температура с глубиной возрастает незначительно (до 150 -170 С) на глубине 1400м. и не будет отрицательно влиять на условия эксплуатации месторождения.

Североуральские бокситовые месторождения с глубины 350 м. отнесены к опасным по горным ударам. Удароопасными являются породы, характеризующие большой механический проточностью: перфериты туфогенные породы Сосьвинской свиты, известняки Петропавловской свиты, бокситы и известняки Вагранской свиты.

ГЕОЛОГИЯ И ГИДРОГЕОЛОГИЯ

Месторождения «Красная шапочка» как и весь бокситовый бассейн определяется преобладанием в разрезе закарствованных известняков. Известняковая полоса с запада на восток практически состоит из водоупорных пород, вулканогенно-пиропластических и терригенных, в которых развиты трещинные воды не играющие существенной роли в обводнении бокситового рудника. Выделяем 4 водоносных косплекса:

  1.  Петропавловский (подрудный);
  2.  Нижнее-эйфельский (надрудный);
  3.  Верхний
  4.  Северо-восточный.

Петропавловский водоносный комплекс представлен в нижней части слоистыми известняками с пропластами конгломератов песчаников и известняково-глинистых  сланцев, а в верхней части рифоимными известнияками. Общая мощность 600м.

Водовлияющие породы характеризуются неоднородностью и анезотропностью  физических свойств. Их коэффициенты фильтрации изменяются от 0,0001 м/сут до 1200 м/сут, коэффициенты уравнепроводности от 5*103 до 7,6*10 м2/сут. Наиболее широко водоносный комплекс развит в Южном районе, где преобладающее значение водопроводимости составляет 2500-500 м2/сут.

Нижне-эйфельский водоносный комплекс представлен битуминозными мергелистыми и рифогенными известняками общей мощностью 150-250м. Он прослеживается на территории всего карстового массива. Преобладающее значение коэффициента уровнепроводимости 1,2-7,6*106; водопроводимость 2000-6000 м2/сут.

Верхний водоносный комплекс представлен почками темно-серых известняков, переслаивающихся с рифогенными известняками; общая площадь 700м. Водопроводность пород составляет 3000-10000 м2/сут.

Северо-восточный водоносный комплекс развит только в северной части карстового массива, на территории месторождения «Красная шапочка» он отсутствует.

Водоносные комплексы разделены водоупорами: Петропавловский от нижнее-эйфельского рудной залежью и глинистыми надрудными сланцами толщи; надрудный от верхнего – тонкоплитчатыми кремнистыми известняками с прослоями глинистых сланцев толщи; верхний от северо-восточного толщей и песчаников кедровской свиты.

Степень водообильности известняков определяется их закарстованностью. Закарстованность массива крайне неравномерна как на площадке, так и в разрезе. В общем случае она больше в верхней части известнякового массива, особенно на участках, прилегабщих к долинам рек, вблизи зон тектонических нарушений. С глубиной, закарстованность как правило уменьшается.

Уклон подземных вод составляет 0,001-0,002. Питание осуществляется за счет атмосферных осадков, как выпадающих в пределах известнякового массива, так и стекающего к нему с прилегающих водораздельных возвышенностей.

Другим источником питания водоносных горизонтов в естественных условиях явились и реки на участках (р. Вагран, р. Сарайная, р. Сосьва и др.), реки подвешены над уровнем карстовых вод. Кроме того, в восполнении запасов карстовых вод участвовала также проточность со стороны некартующихся пород.

3. ХАРАКТЕРИСТИКА СТРОЯЩЕГОСЯ ОБЪЕКТА

Общая организация работ и производительность шахты

В настоящее время общая организация работ принимается такой же как  на действующих шахтах рудника. Число рабочих дней в году – 305. Продолжительность рабочей недели на подземных работах 36 часов при шести рабочих днях. В сутках две смены с двух часовым перерывом между сменами. Продолжительность смены – 7 часов на подземных работах, 8 часов на поверхности.

Ремонт  и доставка материалов производится в течение рабочей смены. Проверка заданной годовой производительности по горнотехническим возможностям и экономическому расчеты по определению минимальных приведенных затрат подтверждают правильность принятой производительности.

Календарный график добычи показывает, что при производительности в 1200 тысяч тонн в год опускание горных работ составляет примерно 20 м/год.

Проверка годовой производительности выполнена по формуле:

Где:  А – годовая производительность;

 V – среднегодовое понижение выемки по всей рудной площади, м/год;

К1=0,8 поправочный коэффициент на угол падения рудного тела, 30о

К2=1,25 поправочный коэффициент на мощность рудного тела;

S – горизонтальная площадь рудного тела на эксплуатационных горизонтах в расчетном году, м2;

γ=2,8 т/куб м  - объемный вес руды;

Кп  коэффициент, учитывающий потери; 0,9;

Кр  - коэффициент, учитывающий разубоживание; 0,96

Полученный результат подтверждает производительность выбранной производительности шахты «Красная шапочка» - 1200 тысяч т/год.

р. аяр. очником питания водоносных горизонтов в естественных условиях явлились и реки на участкахва, так и стекающегшо к нему

  1.  ОБЪЕМНО-ПЛАНИРОВОЧНЫЕ СХЕМЫ. ВСКРЫТИЕ

Основными вертикальными вскрывающими являются:

  1.  Действующий клетьевой ствол №15БНС (углубленный до горизонта – 860м.; отм – 960,0 м.);
  2.  Вентиляционный ствол №15 (скиповой ствол №15), углубленный до гор – 860м. (отлитка – 890,0м.).

После углубки ствол будет оснащен клетьевыми подъемами. Вспомогательный ствол берет на себя все функции:

А) второй киповый ствол проходит до горизонта – 860 м.;

Основными  наклонными выработками являются:

А) Наклонный ствол №6 углубленный с гор – 320 м. до гор 500м.;

Б) Слепой наклонный ствол №6Н-2 с гор- 500м. до гор -860м.;

В) С горизонта – 620 м до гор – до гор -860м. (СКСУ-2) скипо-клетевой строительный уклон;

Г) СУ-2 строительный уклон с двумя скипами с горизонта – 410 м. до – 740 м.

В период эксплуатации запасными механизированными выходами на поверхность принимаются:

  1.  Вспомогательный ствол №15БНС с гор – 860 м. на поверхность;
  2.   Ступенчатый выход – строительный уклон с гор – 740 м. до гор – 410 м. и далее вертикальным стволом №15БНС   на поверхность. Он оборудован клетьевым подъемом;
  3.  Скиповый ствол №2 с гор – 860 м. на поверхность (после его сдачи с гор – 740), оборудованный клетью в породном отделении;
  4.  Ступенчатый выход – наклонный ствол №6Н-2 до гор – 500м.;
  5.  Во время работ в стволе №15БНС ствол 15 заменяет все его функции.

На данном этапе вскрытия месторождения шахты «Красная шапочка» используется общешахтная всасывающая вентиляция.

Подающий свежий воздух в шахту является:

  •  Вспомогательный ствол №15БНС;
  •  Вентиляционный ствол №15;

Выдающими воздух на поверхность будут:

  •  Южный вентиляционный ствол наклонный до гор 410 м и выше вертикальный южный вентиляционный ствол №1;
  •  Северный наклонный  ствол до отметки 562,0 м., а далее вертикальный ствол;
  •  Наклонный ствол №6 и №6Н-2.

5. ИНЖЕНЕРНЫЕ КОМПЛЕКСЫ И РЕШЕНИЯ

5.1. Подъемные установки

При проходке квершлага порода выдается скипом, емкостью 3,2 м3 на поверхность горизонта 620 м. по скипо-клетьевому уклону№2. На гор 620 существует бункер, куда сыпят породу. После скипами выдается порода на гор 455, где ее переводят в другой бункер, а потом на поверхность.

От проходки выработки на гор 860 м. порода выдается бадьевым подъемом ствола №15 на горизонт 620 м.

По наклонному стволу №6Н-2  выдается скипом 1,6 м3 на горизонт 500 м. После вся порода по второму скиповому стволу выдается скипом (15 м3 емкостью) на поверхность.

Спуск оборудования и материалов для нужд строительства производится скиповыми подъемами по уклонам. С 410 г. на 620 г., с 620г. до 860г. Спуск людей при проходке уклонов производится с скипах, а спуск людей на строящийся горизонт производится клетьевыми подъемами соответствующих уклонов.

5.2. Схемы откатки

Проходческие работы при строительстве горизонтов ведутся в 4 смены, шести часовые.  Число рабочих дней в году 255. Откатка породы по всем горизонтам проектируется электровозным транспортом. Применяются контактные и аккумуляторные электровозы (К-10). Вагонетки ВГ (ГОСТ 15174-70) вместительностью свыше 4,5 м3 – для подземных работ, применяют и ВБ (ГОСТ 151174-70), УВБ с опрокидным бортом. Вагонетки вместимостью свыше 1,2 м3  должны быть оборудованы автоматическими сцепками и иметь амортизированную посадку кузова с рамой на колесные пары. Колеса и оси колесных пар изготовлены из стали. Загрузка вагонеток должна производиться с высоты не более 1,5 м. от верхнего уровня кузова. Порода от проходки выработок околоствольного двора и квершлага на горизонте 860 м. откатывается с строительного скипо-клетьевому уклону №2, выдается скипом (емкостью 3,2 м3) на горизонт 620 м., а потом по горизонту к стволу №15 для выдачи на поверхность. После сдачи в эксплуатацию второго скипового ствола вся порода откатывается по второму скиповому стволу и скиповым подъемам (емкостью 15 м3) выдается на поверхность. Порода от проходки наклонного ствола №6Н-2 скиповым подъемом выдается на горизонт 500м. и откатывается к стволу и скиповым подъемам выдается на поверхность.

Здания и сооружения на поверхности шахты

Согласно техническому проекту шахты «Красная шапочка» основное строительство ведется на действующей территории шахты №15-15БНС. На промплощадке шахты ведется размещение основного копрового оборудования, необходимого для монтажа и строительства конструкций, заданий и сооружений.

На промплощадке шахты размещается: здание подъемной машины, здание проходческих лебедок, калориферная с вентиляторной, административный бытовой комбинат, электроподстанция, мастерские для ремонта оборудования, складские помещения, здание для обогрева рабочих, открытые площадки складирования.

  1.  ОСНОВНЫЕ КОНСТРУКТИВНЫЕ РЕШЕНИЯ

6.1. Проверка устойчивости незакрепленных горных выработок

Устойчивость незакрепленной горной выработки может быть установлена приближенно, исходя из системы больших оценок, разработанных Бенявским-Денкхаузеном. По этой системе время стоянки горной выработки в незакрепленном состоянии и предельный пролет определяется в зависимости от класса горной породы. Класс горной породы назначается по сумме баллов, учитывающей шесть факторов: прочность пород на одноосное сжатие, выход керна, расстояние между трещинами, характеристику трещиноватости, обводненность горных пород, простирания и падения трещин.

Крепость горных пород

12

Оценка в баллах

12

Выход керна

100%

Оценка в баллах

20

Расстояние между трещинами

0,3÷1,0м

Оценка в баллах

20

Характеристика трещиноватости

Стенки твердые

Оценка в баллах

20

Подземные воды

Капеж

Оценка в баллах

7

Падение и простирание

Оценка в баллах

-2

S=12+20+20+20+7-2=77

По полученным баллам устанавливаем:

Класс горной породы II   

В незакрепленном состоянии – 0,5 года

Предельный пролет  – 4 литра

Помимо приближенной оценки устойчивости, следует установить вероятность разрушений на контуре незакрепленной выработки. С этой целью используется методика, разработанная А.Р. Ржаницыным.

Аналитическое условие отсутствия  разрушений на контуре выработки выражается неравенством

GсжGg > 0, где

Gсж – предел прочности горной породы на сжатии;

Gg  главное максимальное напряжение действующее на контуре незакрепленной выработки.

Gсжб*γ*Н, где:

Кб – коэффициент концентрации напряжений;

γ – объемный вес породы;

Н – глубина заполнения выработки.

Gg = 2*28*1060 = 59360 кПа

Gсж - Gg = 90МПа-59,36 МПа = 30,64 >0

Условия выполняются.

6.2. Определение нагрузок на крепь

Под нагрузкой на крепь принимается давление, испытываемой сос тороны горных пород.

Находим расчетное смещение:

U = U ТПt*Kαθ*KS*KB,  где

U ТП – типовое смещение, определяется на монограмме, в зависимости от расчетной глубины заложения выработки Нр и расчетного сопротивления пород сжатию Rc

Rc = R*Kc,   МПа,   где

R – сопротивление пород сжатию;

Kcкоэффициент структурного ослабления [М1] 

Rc = 90*0,6 = 54Мпа

U ТП = 300 мм по монограмме [рис. 2,5]

Кt – коэффициент,учитывающий срок службы выработке по монограмме

Кt = 1[рис. 26 а М1] в зависимости от срока службы и комплекса Нр/ Rc

Kα – коэффициент, учитывающий угол падения пород  

Kα = 0,6 [табл. 26.1.М1]

Кθ  = 0,8 коэффициент, учитывающий углы падения пород для стенок выработки [табл. 26.2. М1]

KS – коэффициент, учитывающий размеры выработки.

KS = 0,2 (В-1) = 0,2 (5,3-1) = 0,86

KB = 1 коэффициент, учитывающий влияние других выработок

U =300*1*0,6*0,8*0,8*1 = 115,2

Нормативная нагрузка Рн зависит от расчетных смещениё U и суммарных смещений

Uсум = UКt1+ Uз+ Uк = Ut1+ Ut,  где

Ut1 – смещение за период, когда крепь полностью начнет воспринимать нагрузки;

Ut1 = U*Кt, где

Кt – коэффициент, учитывающий время установки крепи; определяется по монограмме [рис. 26.Б. М1] Кt=0,7

Ut1 = 115,2*0,7 = 80,64 мм;

Ut = 10÷15 мм конструктивная податливость крепи;

Uсум = 80,64=10 = 90,64 мм.

По монограмме определим нормативную нагрузку Рн = 700 кПа [рис. 2.7. М1]

По монограмме нормативной нагрузки вычисляется расчетная нагрузка.

Р = nКн*mв* Рн,  где

N = 1,1 коэффициент перегрузки [2.6.М1]

Р = 1,1*1,1*1*700 = 847 кПа

По расчетным смещениям U устанавливаем категорию устойчивости пород – близко  к устойчивым.

6.3. Расчет анкерной цепи

Высота свода естественного равновесия

Глубина шпура

Lшп = bсв+l3+a, где

l3=0,4÷0,5м – величина заглубления анкера за границу обрушения

а = 0,005-0,07м. – выступающая часть анкера.

Lшп = 1,325+0,4+0,05 = 1,775 ≈ 1,78м.

Расчет прочности закрепления железобетонного анкера.

По контакту между бетоном и арматурой.

Рз1 = 10000*К123dal3 , где 

К1 – коэффициент зависящий от состава бетона V:П=1:2 => К1 = 1;

К2 = 1 коэффициент, учитывающий диаметр арматуры ø16÷20;

К3 = 360÷380 для периодического профиля;

da – диаметр арматуры, 16 мм.;

l3 – длина заделки;

Рз1 = 10000*1*1*380*3,14*0,016*√1,78+254708 Н.

Рз2 =Пdшп* l3τ, где

dшп = 0,036м – диаметр шпура;

τ =2,5*106 Па – сцепление породой и бетоном;

Рз2 = 3,14*0,036*1,78*2,5*106 = 503028 Н;

Рз1 = Рз3 = 254708 Н.

Расстояние между анкерами, м

где:  V – объемный вес породы

К3 = 3 коэффициент запаса

Проверка по разрывному усилию стержня

где: [σр]=270*10в Па

К0 = 0,65 – коэффициент ослабления сечения периодического профиля

S – площадь поперечного сечения арматуры, 0,0162 м·П

1,6*108 < 2,7*108 Па

7. СТРОИТЕЛЬСТВО ПОДЗЕМНЫХ ВЫРАБОТОК.

7.1. Проектирование забойных процессов

Выбор способа проходки ствола.

Проходка ствола ведется обычным способом, с помощью буровзрывных работ по современной схеме, работы по выемке породы и возведению постоянной крепи при использовании данной схемы частично совмещаются.

После проведения буровзрывных работ порода частично убирается и выравнивается. Устанавливается опалубка и производится укладка бетона на высоту 1 м. и производят нагрузку из центральной части ствола. Остальную породу грузят через 1 час, после набора бетоном прочности 0,8 МПа.

7.2. Проходка устья ствола и участков технологического отхода

Так как применяется совмещенная схема проходки с использованием породопогрузочных машин с механизированным вождением грейфера, глубину технологического отхода применяем 45 м. Технологическая схема проходки устья ствола предусматривает проходку верхней его части в наносных породах открытым способом, возведение на дне котлована железобетонного основания под крепь верхней части  устья и заделки крючьев – подвесок для временной крепи нижней части, проходку устья ниже наносов – буровым способом с использованием кранов ля погрузки и выдачи породы.  Котлован устья разрабатывается экскаватором – дроллайном. По окончании разработки котлована выставляется опалубка, возводится  промежуточный опорный железо-бетонный венец и бетонный оголовок устья. Для бетонирования устья используется бетон класса В15. После набора бетоном прочности опалубка разбирается и производится обваловка устья ствола грунтом, вынутым при проходке ствола. Обваловка производится бульдозером С-100. Далее устье проходится буровзрывным способом уборка породы осуществляется пневмо-погрузчиком КС-3, подъем породы в бадьях БП-1 краном на гусеничном ходу РДК-25.

7.3. Буровзрывной комплекс работ. Общие положения

Буровзрывной комплекс работ занимает от 30 до 60% от общего времени проходческого цикла. При проведении горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить  заданные размеры и форму поперечного сечения выработки, точное оконтуривание ее профиля, качественное дробление породы и сосредоточенный отброс ее от забоя. Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора параметров буровзрывных работ: типа ВВ, величины и конструкции его заряда в шнуре, числа и расположения их в забое, способа и очередности взрывания, типа бурового оборудования и установочных приспособлений, организации работ.

Выбор типа ВВ и определение удельного заряда ВВ

Исходя из условий проведения взрывных работ к использованию принимаем аммонал скальный №3. В качестве средств инициирования принимаем электродетонаторы ЭД-З-Н с временем срабатывания 20, 50, 100 мс.

Характеристика ВВ

Идеальная работа взрыва, кДж/кг – 4420

Коэффициент взрывной эффективности – 1,18

Работоспособность, см3 -  450

Диаметр патрона, г  -200, 250, 300

Определяем удельный расход ВВ

g =2g1fcem, кг/м3, где

g1 - расход ВВ зависящий от степени взрываемости пород, g1 = 10;

fc - коэффициент структурного ослабления, fc = 1,6;

е - коэффициент работоспособности ВВ; е = 380÷450+0,84;

m – коэффициент, учитывающий диаметр патронов ВВ; m = 36 ÷45 = 0,8

g = 2*1,0*1,6*0,8*0,84 +2,05 кг/м3

Определяем количество шпуров на 1 цикл

где: gвв - удельный расход ВВ, кг/м3;

α  = 0,5 коэффициент заполнения шпуров;

Δ - плотность ВВ, кг/м3;

dn - диаметр патронов; м.

Определение глубины шпуров.

Глубина шпура определяется в зависимости от типа бурильных машин, физико-механических свойств пород и организации работ.

Для обурования забоя применяется бурильная установка типа БУКС – 1м., что обеспечит максимально быстрое обуривание забоя и высокую эффективность буровзрывных работ.

Характеристика БУКС – 1 м.

Число бурильных машин – 4

Диаметр шпура – 50 мм.

Глубина бурения – 4,2 м.

Масса установки – 10,2 т.

Принимая во внимание характеристику бурильной установки, максимальная глубина шпуров будет составлять 4,0 м.

Расположения шпуров в забое.

В стволах круглой формы поперечного сечения шпуры располагаются по концентрическим окружностям и разделяются на врубовые, отбойные и оконтуривающие.

Определение диаметра окружности врубовых шпуров:

Двр = (0,3÷0,25)*Двч

Двр = 0,3*7,7 = 2,31

Определение диаметра отбойных окружностей:

Дотв = 0,45*Двч, м;

Д11 = 0,6*Двч, м;

Д111отб = 0,8*Двч, м;

Док = 0,94*Двч, м.

Определение пробивного расстояния между окружностями и шпурами:

Определение количества отбойных окружностей:

Принимаем 3 отбойных окружности:

Д1отб = 0,45*7,7 = 3,465м;

Д11отб = 0,6*7,7 = 4,62м;

Д111отб = 0,8*7,7 = 6,16м;

Док = 0,94*7,7 = 7,24м.

Определение расхода ВВ.

Определение средней величины заряда на 1м  шпур:

Определение величины заряда во врубовом шпуре:

gвр = (1,2÷1,25) gшср;

gвр = 1,2*3,31 = 3,98кг.

Определение величины заряда в оконтуривающих шпурах:

gок = (0,8÷0,85) gшср;

gок = 0,8*3,31 = 2,65кг.

Величину заряда в отбойных шпурах принимаем gотб = 3,3кг.

Определение фактического расхода ВВ на цикл:

Qф = Σgвр + Σgотб + Σgок;

Qф = 6*3,9*70*3,3+3,8*2,7 = 357 кг/цикл

Определение расхода ВВ на 1п м ствола:

Определение расхода на 1м3:

Расчет эл. взрывной сети

Общая длина взрывной сети:

l = 11*Н = 1,1*1190 = 1309м.

Определение сопротивления взрывной сети:

где:   = 0,0175 (Ом·м) удельное сопротивление медных проводов;

S = 0,2 мм2 площадь поперечного сечения соединительных проводов;

S = 0,75мм2 – магистральных проводов;

R = 0,0175*(1190÷0,75) = 27,77 Ом;

Rсоед = 0,0175*(116÷0,2) = 10,15 Ом.

Сопротивление 1го электродетонатора при расчете сети, принимается

R = 2.0 Ом;

Rобщ = Rмаг+Rсоед+ ΣRэд;

Rобщ = 27,77 + 1015 + 2-115 = 267,92 Ом.

Проверочный расчет электровзрывной сети

При параллельном соединении ЭД проверка производится по формуле:

При соблюдении условия i = J/niб при переменном токе iб = 2,5А.

n – число параллельно включенных групп электродетонаторов при смешанном соединении.

Условие выполняется.

Проверочный расчет показал правильность выбранной электровзрывной сети и целесообразность ее применения при сооружении горной выработки.

Выбор конструкции вруба

Для вышеописанного горно-геологических условий при проведении БВР для увеличения эффективности принимаем цилиндрический вруб с центральным расположением шпура уменьшенной длины, который не заряжается.

Заряжание и взрывание шпуров

В процессе подготовки и проведения взрывных работ производится ряд следующих операций:

1. Изготовление патронов-боевиков;

2. Спуск ВМ и СИ в забой ствола;

3. Заряжание шпуров;

4. Монтаж и проводка электровзрывной сети.

Патроны-боевики изготовляются в специально отведенном помещении на проплощадке шахты, находящегося на расстоянии не менее 100м от ствола.

Спуск патронов ВВ в ствол производится в ящиках размещенных в бадье при скорости 2м/с  (при наличии направляющих). Патроны – боевики спускаются мастером-взрывником в сумке.

Заряжание шпуров производится взрывником с помощью проходчиков, имеющих единую книжку взрывника. Перед заряжанием все ненужное оборудование и инструмент выдается из забоя.

По окончанию заряжения монтируется взрывная сеть и проверка ее сопротивления  с помощью прибора ВНС-1 (непосредственно в забое или с полка). Далее на подвесном полке замыкается двухполюсный выключатель, и взрывник с помощниками выезжает на поверхность. Полог поднимают  на безопасную высоту (30-40м), на нулевой площадке открывают все ляды, а также ворота и двери в конре. Люди располагаются в специальном безопасном месте.

7.4. Приведение забоя в безопасное состояние

После проветривания забоя ствола с малой скоростью, опускается сменный мастер, взрывник и бригадир. При спуске производится тщательный осмотр ствола и оборудования, анализ воздуха и с помощью длинных реек порода, заброшенная на полок или опалубку сбрасывается в забой.

Забой ствола тщательно осматривается с целью выявления «отказов». При отсутствии «отказов» дается разрешение на дальнейшее производство работ.

7.5. Погрузка породы

По окончании проветривания ствола и приведения забоя в безопасное состояние осуществляется погрузка и подъем взорванной породы на поверхность.

Эта технологическая операция занимает до 40% продолжительности проходческого цикла. Для погрузки породы принимаем грейферный грузчик типа КС-1МА с механизированным вождением.

Характеристика КС-1МА

Диаметр ствола в свету                                                                       6,5-8м

Вместимость грейфера                                                                        1,25м3

Производительность                                                                  100-120 м3

Рекомендуемая вместимость бадьи                                                     3-5м3

Масса                                                                                                        21,6т

7.6. Возведение постоянной крепи

Возведение монолитной бетонной крепи производится после первой фазы погрузки породы

Технология возведения крепи включает в себя: спуск и центрирование опалубки, укладку за опалубку бетонной смеси.

Для возведения монолитной бетонной крепи  принимаем к применению секционную самоцентрирующуюся опалубку.

Бетонная смесь подается за опалубку с поверхности по двум трубопроводам, которые на конце через гаситель скорости соединяются с гибким трубопроводом.

Определение объема бетонной смеси укладываемой за цикл проходки:

Vб = (NSвч-Sсв) ηlшп,  где:

N = 1,1 –  коэффициент излишка сечения,

Vб = (1,1*46,54-33,17)*0,9*4 = 64,88м3

Определение продолжительности укладки

tб = Vбб,  где:

Рб – производительность укладки бетона,

Бб = 10÷12 м3/час

Tб = 64,88/12 = 5,4 часа

Операция по обрыву, спуску  и центрированию опалубки равна 2-3 часа.

7.7. Армирование ствола

Армирование включает в себя такие работы, как: по установке расстрелов проводников, Турб, кабелей.

Основные требования к армированию:

  1.  обеспечение вертикального движения сосудов в стволе;
    1.  большой срок службы;
    2.  создание малого аэродинамического сопротивления;
    3.  служить опорой для труб, кабелей, оборудования.

Расстрелы выполняются из коробчатого профиля 170х160х12, шаг армирования – 4 метра. Армирование ствола проводим по последовательной схеме. Сначала  в направлении сверху вниз на всю глубину ствола устанавливают расстрелы, затем снизу вверх монтируют проводники.

Расстрелы устанавливают с подвесного полка, у которого расстояние межу этажами соответствует расстоянию между ярусами расстрелов.

Разделку лунок в стволе производят с нижнего этажа полка в то время, когда другая часть  звена проходчиков находящиеся на верхнем этаже, устанавливает расстрелы.

Размеру лунок выполняют шаблоном. Глубина заделки расстрелов, а, следовательно, и глубина лунок должна быть равна ⅔ толщины крепи, но не менее высоты расстрелов.

Для механизации работ по разделке лунок в бетонной крепи стволов применяем специальную машину типа СБЛ. Машина размещается на нижнем этаже полка, в центре которого монтируется опора вращения, а по его периферии  - круговой монорельс.

Подготовленные на поверхности главные расстрелы спускают в ствол на крюке подъемного каната.

После завершения работ по установке расстрелов разбираются, и выдает на поверхность подвесной полок, а на поверхность подвесной полок, а затем приступают к монтажу проводников в направлении снизу вверх, подвешиваемых на канатах тихоходных лебедок одновременно в нескольких отдельных ствола.

Люлька имеет несколько этажей с расстоянием  между ними, равным расстоянию между ярусами расстрелов. Высота люльки принимается несколько большая длины проводника. На верхнем е этаже установлен поворотный кран, предназначенный для приема проводника, опускаемого в ствол, опускания, подъема и расстрелам и к ранее установленным проводникам.

Выбор проходческих лебедок

В процессе строительства ствола все оборудование (опалубка, полок, кабели и т. д.) подвешено в стволе и перемещается вслед за забоем с помощью проходческих лебедок установленных на поверхности шахты, вокруг контура. Перечень лебедок  задействованных в проходческом процессе сведен в таблицу:

Спасательная лестница

ЛПЭРП-6,3

Кабели, люльки, направляющие канаты (натяжение)

ЛПЭП-6,3

Трубопровод

ЛПЭП-10

Вентиляционный трубопровод

ЛПЭП-16

Опалубка

ЛПЭП-25

Полок

ЛПЭП-45

7.8. Проветривание ствола

Общие сведения

Проветривание осуществляется с целью удаления из ствола продуктов взрыва: СО, СО2, NO, N2O5, SO2.

После проветривания содержание кислорода в атмосфере ствола должно быть не менее 20%, а углекислоты менее 0,5%, температура воздуха не более 260С при влажности 90%.

Наиболее распространение при проходке стволов получила нагнетательная схема проветривания.

Расчет параметров проветривания

Расчет параметров проветривания включает в себя определение необходимого количества воздуха, подаваемого вентилятором и депрессии вентилятора, достаточной для доставки воздуха в забой с необходимой интенсивностью. Принимаем нагнетательный способ вентиляции с расположением вентилятора на поверхности в 50м от устья ствола и подачей воздуха в забой по металлическому  трубопроводу. Отставание от забоя 1 = 20м.

Выбираем диаметр трубопровода 1,2м, коэффициент аэродинамического сопротивления трения α = 0,0025 кг/м3. длина одного звена трубопровода принимаем равной 3м. Качество сборки труб предусматриваем хорошее, Ку = 0,001.

Общая длина трубопровода в конце проходки составит

50+110-200 = 1190м;

В начале проходки: 50+50 -20 = 80м.

Определяем коэффициент утечки воздуха из трубопровода в начале и конце проходки ствола:

В начале проходки:

В конце проходки:

Находим площадь поперечного сечения в свету и объем ствола:

Sсв = ПД2/4 = 33,17м2

V = 33,17*1190 = 39472,3м3

Определяем количество воздуха, необходимого для проветривания ствола по расходу ВВ в начале проходки:

Критический объем ствола:

Находим длину трубопровода при объеме ствола, равным 49228,42м3

L = 50+(49228,42÷3317)-20 = 1514,12м

Определяем коэффициенты утечки воздуха при длине трубопровода

 L = 1514,12м

Рассчитываем критический объем ствола при р = 1,44

Определяем количество воздух, необходимого для проветривания ствола по расходу ВВ в конце проходки:

По числу работающих: Q3 = 8*0,1 = 0,8м3

По минимально допустимой скорости вентиляционной струи:

Q3 = 33,17*0,15 = 4,97 м3

По пылевому фактору: Q3 = 33,17*0,4 = 13,27м3

Определяем ожидаемую температуру в забое ствола на глубине 1190м:

По тепловому фактору: Q3 = 1/3*0,15*33,17 = 1,66м3

Из приведенных ниже расчетов следует, что наибольшее количество воздуха для проветривания ствола в начале проходки требуется по пылевому фактору, в конце проходки – по расходу ВВ.

Определяем минимальное и максимальное значение требуемой производительности вентилятора:

Qвmin = 1,0*13,27 = 13,27м3

Qвmax = 1,3*22,89 = 29,76м3

Находим скорость выхода из трубопровода при Q3 = 13,27м3/с и

Q3 = 29,76м3

Vвmin = (4*13,27)/(3,14*1,22) = 11,74 м/с

Режим работы вентилятора на заданный трубопровод

Vвmaх = (4*29,76)/(3,14*1,22) = 26,3 м/с

Рассчитываем минимальное и максимальное значение депрессии вентилятора:

hmin = (6,48*0,0025*80)/(1,*1,25)*13,272+(1,2*11,742)/2 = 174,44 Па

hmax = (6,48*0,0025*1190)/(1,3*1,25)*29,762*(1,2*26,32)/2 = 5693,5 Па

Исходя из полученных значений выбираем центробежный вентилятор ВЦП-16/1470. Чтобы обеспечить работу вентилятора с высоким КПД в начале эксплуатации, следует увеличить сопротивление трубопровода с помощью мибера.

Характеристика ВЦП-16/14470

Диаметр рабочего колеса                                                                   1600мм

Частоты вращения                                                                          1470мин-1 

Подача в рабочей зоне                                                                    10-46м3

Статистическое давление в рабочей зоне                               2000-9400Па

Максимальный КПД                                                                                0,87

Потребляемая мощность в рабочей зоне                                   160-245кВт

7.9. Техника безопасности. Охрана труда

При проведении вертикального ствола, по технике безопасности, устье ствола должно быть перекрыто «нулевой рамой»  с лядами. Ляды «нулевой рамы» открываются только ля пропуска бадьи и на период проветривания. Проходчики, занятые на сооружении выработки, обеспечиваются спецодеждой и средствами индивидуально защиты. Каждый рабочий обязан пройти первичный, очередной, внеочередной инструктаж, а так же ознакомиться под роспись с правилами безопасности при выполнении сменной задачи.

При перемещении полков и наращивании ставов труб работа в забое ствола запрещается. Работы по перемещению полка, подвесного оборудования, подвесной металлической опалубки и наращиванию труб должны производиться в присутствии лица технического надзора. Перемещаться полок должен по специальным сигналам. Между подвесным полком и забоем должна быть двухсторонняя сигнализация. Все рабочие, занятые в проходке и креплении  ствола должны знать сигналы и уметь их подавать.

7.10. Организация работ

Наиболее эффективной формой организации труда при проходке стволов является организация по цикличному графику,  в котором отражается взаимосвязь и последовательность выполнения проходческих операций, увязанных в единый технологический процесс.

Продолжительность проходческого цикла зависит от конкретных горнотехнических  условий и режима горнопроходческих работ, оптимальные параметры которые должны обеспечивать наименьшие затраты времени всех последовательных не совмещенных операций на проходку 1м ствола.

Определим продолжительность цикла:

Тц = (tc*a*ncl)/Vотес,  где

tc – продолжительность смены, tc = 6ч;

а – количество дней в месяц;

nc – количество семн в сутки;

l – продвижение забоя за цикл;

Vм – заданная месячная скорость проходки;

Тц = (6*2,2*4*4*0,9)/52,8 = 36 часов.

36 часов = 6 смен.

Определим объем работы по процессам проходческого цикла:

Бурение шпуров:

Vбур = N*1шп = 115*4 = 460шп/м

Погрузка породы

Vп = lшп*η*Sвчр,  где:

Кр – коэффициент разрыхления породы, Кр = 1,8

Vп = 4,0*0,9*46,54*1,8 = 301,58м3

Разрыхленная взрывом порода занимает свободный объем в зоне забоя и частично в зоне опалубки. Порода поднимается на высоту около 6,5м.

Объем породы первой фазы погрузки составит:

Vф1 = 176,8м3  - эта порода убирается для установки опалубки;

Высота опалубки: Ноп = 3,8м;

Объем породы во второй фазе:

Vф11 = 30158 – 176,8 = 124,78м3

Объем бетона на одну заходку:

Vб = (*Sвч-Sсв)*3,8 = (1,1*46,540-33,17)*3,8 = 68,49м3, где

= 1,1 – коэффициент изменения сечения

Норма времени на бурение 10м шпуров: БУГС – 1м        Нвр бур = 1,7.

Норма времени на погрузку 1м3 породы: Нпогр = 0,6

Норма времени на 1м3 бетона: Нкреп = 1,15

Трудоемкость выполнения отдельных операций: gi = Vвр

gбур = (460/10)*1,7 = 78,2 чел. час;

gпогр = 301,58*0,6 = 180,9 чел. час;

gпогр1 = 176,8*0,6 = 106,08 чел. час;

gпогр11 = 124,78*0,6 = 74,82 чел. час;

gкреп = 68,49*1,15 = 78,76 чел. час.

Суммарная трудоемкость выполнения операций:

Σ gi = gбур+ gпогр+ gкреп, чел. час;

Σ gi = 78,2+180,9+78,76 = 337,8 чел. час.

Исходя из суммарной трудоемкости на одни цикл и продолжительности цикла, определяем число проходчиков на смену:

nсм = Σ giц = 337,8/36 = 9,38 чел.

Принимаем 8 человек в смену. Коэффициент выполнения:

Кв = nсмф = 9,38/8 = 1,17, то есть,

Каждый рабочий должен превышать норму на 17%, что находится в допустимых пределах 1,0≤Кв≤1,25.

Время на подготовительно вспомогательные операции

Они включают в  себя:

1. Заряжание шпуров и монтаж ЭВС. Время заряжания одного шпура патронами диаметром 45мм и монтаж электросети:

t3 = 4+1,1lшп = 4+1,1*4 = 8,4мин

Общее время заряжания и взрывания:

Т3 = (Nш*t3)(l3з)+tn3, где

l3 – коэффициент одновременности работы по заряжанию, l3 = 0,83

n = 8 – численность человек, проводящих заряжание.

tn3 – время подготовительно-заключительных работ, tn3 = 30 мин

Т3 = (115*8,4)/(0,83*8)+30 = 175,48

2. Спуск и подъем людей и инструменты                                          20мин

3. Спуск ВВ                                                                                          30 мин

4. Выезд взрывника и рабочих                                                           20 мин

5. Взрывание и проветривание                                                           30 мин

6. Приведение забоя в безопасное состояние                                   20 мин

7. Спуск оборудования                                                                        30 мин

8. Наращивание бетонопроводов                                                       50 мин

9. Отрыв, спуск и центрирование опалубки                                      90 мин

10. Промывка бетонопровода                                                             30 мин

11. Подъем погрузочной машины                                                      20 мин

                                                                        Σ                                  516 мин

Определение продолжительности выполнения отельных операций

ti = (gi*α)/(Пфв), где:

α – коэффициент, учитывающий сокращение времени на выполнение основных процессов цикла; α = (Тцо)/Тц, где:

 То – время на подготовительно вспомогательные операции;

α = (36-8,6)/36 = 0,76

tбур = (78,2*0,76)/(8*1,17) = 6,35ц = 381 мин

t1погр = (106,08*0,76)/(8*1,17) = 8,61ц = 516,6 мин

t11погр = (74,82*0,76)/ (8*1,17) = 6,04ц = 362,4 мин

tкреп = (78,76*0,76)/(8*1,17) = 6,4ц = 384 мин.

Общее время цикла с учетом времени на проведении забоя в безопасное состояние, проветривание, спуск опалубки и другое:

Σtц = tбур+ t1погр+ t11погр+ tкреп+To, мин

Σtц = 381+516,6+362,4+384+516 = 2160 мин = 360 часов.

Наращивание труб вентиляции, сжатого воздуха производится одни раз в два цикла с отставанием от забоя.

7.2.1. Буровзрывной комплекс работ

При проведение горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечении выработки, точное оконтуривание ее профиля, качественное дробление породы и сосредоточенный отброс ее от забоя; уменьшение коэффициента излишка селения; высокий коэффициент использования шпуров.

Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора параметров буровзрывных работ.

Определение параметров взрывных работ.

Выбор взрывчатых материалов

При выборе взрывчатых материалов руководствуются требованиями безопасного производства взрывных работ, регламентированных  «едиными правилами безопасности при взрывных работах» с учетом физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий. К использованию применяем Аммонит №6 ЖВ.

Характеристика Аммонит №6 ЖВ

Идеальная работа взрыва, кДж/кг                                                          3561

Плотность в патронах, Г/см3                                                              1,0-1,2

Коэффициент взрывной эффективности                                                 1,0

Диаметр патрона, мм                                                                                   36

Масса патрона, г                                                                                        250

Длина патрона, мм                                                                                     250

Так как шахта является не опасной по взрыву газа и пыли, то к применению выбираем электродетонатор ЭД-3-Н.

Характеристика ЭД-3-Н

Интервал замедления                                                                      20-100 мс

Безопасный ток                                                                                     0,18 А

Количество                                                                                         1-23 шт.

Выбор типа вруба и глубины шпуров

К использованию принимаем прямой эллиптический вруб. Прямые врубы представляют собой комбинацию параллельных заряженных шпуров, взрыв которых работает на компенсационную полость, создаваемую холостым шпуров или скважиной. Взрыв последующих шпуров расширяет врубовую полость до размеров, достаточных для отбойки вспомогательными шпурами с постоянной и предельной линией сопротивления с учетом конкретных горнотехнических условий. Наиболее ответственными являются первый шпур или серия шпуров, взрываемых на компенсационную полость холостого шпура.

Расстояние между компенсационной полостью и серией шпуров, взрываемых первыми, и одновременно – пробивное расстояние W1 рекомендуется принимать для шпуров диаметром 42мм при аммоните №6 ЖВ в патронах диаметром 36мм [по табл. 1.6 М33].

W1 = 10см

W2 = 28см [по табл. 1.8 М33]

W3 = 56см [по табл. 1.9 М33]

W4 = 50см [по табл. 1.10 М33]

Предельное пробивное расстояние для вспомогательных и оконтуривающих шпуров при их диаметр 42мм, аммоните №6 ЖВ в патронах диаметром 36мм, 65см.

После расчета параметров прямого вруба определяется площадь вруба по забою выработки, что необходимо для определения количества остальных шпуров по забою.

Глубина холостого и заряженных шпуров прямого вруба должна приниматься больше не 10% по сравнению с оконтуривающими и вспомогательными шпурами.

Определение удельного заряда ВВ:

g = 0,1ff1Ve-1, где:

g – удельный заряд ВВ, кг/м3;

f = 12, коэффициент крепости;

f1 = 1,6, коэффициент структуры породы;

V – коэффициент зажима породы;

V = 6,5/√Sвч = 6,5/√20,4 = 1,44

е – коэффициент взрывной эффективности заряда ВВ

е = Qудρ/Qудэρэ = 1

g = 0,1*12,1,6*1,44*1 = 2,78 кг/м3

Определение количества шпуров

Где: g – удельный заряд;

d – диаметр патрона, см;

ρ – плотность ВВ в шпурах, г/см3;

γ – коэффициент заполнения шпура.

Среднее расстояние между оконтуривающими и вспомогательными шпурами:

Определение расхода ВВ на цикл

Q = Qвр+g(Sвч-Sвр)*lшп, где

Qвр – количество ВВ во врубовых шпурах

Q = 10*2,0+2,76(20,4-1,1) = 2,5 = 153,17кг

gвр = 0,0785*d2ργLвр, где:

d – диаметр патрона, см;

ρ – коэффициент заполнения шпуров;

γ – плотность ВВ в заряде;

Lвр – длины врубовых шпуров.

gвр  = 0,0785*3,62*1*0,8*2,5 = 2,03кг/м3

Средняя величина заряда на один шпур:

g1ср = Q/N =153,17/75 = 2,04кг/м3

gок = 0,9* = 0,9*2,04 = 1,8кг

Фактический расход ВВ на цикл:

Qф = 10*2+36*2+29*1,75 = 142,75 кг/цикл

Расход ВВ на погонный метр выработки:

Qм = Qф/lшп*η = 142,75/(2,5*0,9) = 63,44 кг/п.м.

Удельный расход на  1м3 взорванной породы:

gр = Qф/Sпр*lшп*η,  где:

Sпр = Sвч = 20,4 – площадь проходки;

η = КИШ = 0,9 – коэффициент использования шпуров.

gр = 142,75/(20,4*2,5*0,9) = 3,1 кг/м3

Расход ЭД на 1м3 выработки:

Nм = Ng/(lшп*η) = 7,5/(2,5*0,9) = 33,3шп.

Удельный расход ЭД на 1м3 взрывной породы:

Np = Nэр/(Sпр*lшп*η) = 75/(20,4*2,5*0,9 = 1,63шп/м3

Расчет электровзрывной сети

Определение сопротивления сети:

R = ρ*(l/S), где:

R – сопротивление провода, Ом;

ρ – удельное сопротивление для медных проводов, ρ = 0,0175 Ом*м;

l = 150м, длина проводов;

S = 0,8, сечение проводов;

R = 0,0175*(150/0,8) = 3,28 Ом.

Сопротивление 1го электродетонатора 2,0 Ом

Rобщ = 3,3+2*75 = 153,3 Ом.

Проверочный расчет электровзрыной сети при последовательном

соединении

J = E/(R+rm), I = J≥iб, где:

J – сила тока в элетровзрывной сети, А;

Е – электродвижущая сила источника тока, В;

R – сопротивление, Ом;

J = 500/153,3 = 3,2 А    3,2А≥1А

Применяем ВМК-500. Проверочный расчет показал правильность выбранной электровзрывной сети и целесообразность ее применения при сооружении горной выработки.

Для бурения шпуров принимаем бурильную установку СБУ-2К

Характеристика СБУ-2К

Коэффициент крепости                                                                               16

Глубина бурения                                                                                         4м

Число бурильных машин                                                                              2

Обуривание с одной позиции: ширина                                                  6,2м

                                                   высота                                                    5,8м

7.2.2. Проветривание тупиковых забоев

Выбор схемы проветривания

Проветривание горных выработок в процессе проходки очуществляется, как правило, с помощью вентиляторов местного (частичного) проветривания.

Существует три схемы проветривания тупиков выработок: нагнетательная, всасывающая  и  комбинированная.

Мы выбираем нагнетательную схему, при которой в призабойное пространство по вентиляционным трубам подается свежий воздух, скоростной напор струи способствует интенсивному перемешиванию ядовитых газов со свежим воздухом, и забой сравнительно быстро освобождается от вредных продуктов взрыва. При нагнетательной схеме можно применять как жесткие, так и гибкие трубы, что является достоинством схемы.

Для предотвращения рециркуляции ядовитых газов вентилятор необходимо устанавливать в выработке со свежей струей воздуха на расстоянии не менее 10м от проветриваемой выработки.

Применяем осевой вентилятор, что позволяет быстро освобождаться от вредных газов.

Производительность (подача) вентилятора местного проветривания не превышает 30% от количества воздуха, проходящего по сквозной выработке. Расстояние от конца вентиляционных труб до забоя не должна превышать 8м (для газовых шахт), а в нашем случае (в негазовых) – 10м.

Нагнетательная схема

Определение количества воздуха

Количество воздуха, необходимое для проветривания выработки, определяется, согласно существующему положению, по пяти факторам: газовыделению, количеству одновременно взрываемого ВВ, числу работающих людей, минимальной скорости движения воздуха и тепловому фактору.

Наша шахта считается не опасной по выделению газа, значит, расчет по газовыделению не проводим.

Расчет расхода воздуха при нагнетательном проветривании по количеству взрываемого ВВ.

где: t = 30 мин – время проветривания выработки;

Vвв – объем ядовитых газов, образующихся при взрыве, л;

Vвв = 100*А1 (взрывание по углю), а наш случай по породе

Vвв = 40*А2, где  40 – газовость ВВ при взрывании по породе, л/кг;

                              А2 – количесвто взрываемого ВВ, кг

                              А2 = 142,75кг Vвв = 40*142,75 = 5710л.

L – длина выработки, м; L = 700м;

Kобв – коэффициент обводненности К = 0,6

Кут = 2,63 – коэффициент, учитывающий утечки в трубопроводе.

Расчет по пылеулавливанию:

Qзп = 0,5*16,7 = 8,35м3

Расчет расхода воздуха по наибольшему числу одновременно работающих в выработке:                             Qзп = 6n

3/мин – норма одного человека;

n – число работающих

Qзп = 6*(3/60) = 0,3 м3

Расчет расхода воздуха по минимальной скорости движения воздуха.

Производится для обеспечения турбулентности и исключения образования и «застойных» зон.

Vmin = 0,25 м/с

Qзп = 16,7*0,25 = 4,17 м3

Выбор диаметра вентиляционных труб

Проветривание тупиковых горизонтальных выработок осуществляется, как правило, с применением труб, изготовленных из натуральных материалов: МУ, ПХВ  - из ткани чефер с покрытием из негорючей резины и полихлорвинила.

Принимаем диаметр 0,8м с длинной звена 10м.

Гибкие трубы соединяются между собой стыкованными кольцами и подвешиваются к тросу, протянутому по выработке. Трос крепят к версняку крепи.

Выбор вентилятора

Вентилятор местного проветривания должен обеспечить расчетную подачу воздуха и расчетную депрессию при наибольшем КПД.

Расчетная подача вентилятора определяется:

Qв = Qзаут,
Qв = 8,35*2,63 = 21,96м3

Депрессия вентилятора:

h = R*Qв2,где

R – сопротивление прямолинейных, нормально собранных трубопроводов с учетом утечек, R =5,2 при длине 700м;

h = 5,2*21,962 = 2507,6 Па

Выбираем вентилятор ВМ-12М.

Характеристика ВМ-12М

Подача в оптимальном режиме                                                          20м3

Подача в рабочей зоне                                                                    10-31м3

Депрессия в оптимальном режиме                                                      3 кПа

                                    рабочей зоне                                             3,8-0,8 кПа         

КПД вентилятора                                                                                      0,82

Масса                                                                                                     2000кг

Тип электродвигателя                                                                 ВРМ 280L4

Характеристика вентилятора и трубопровода

7.2.3. Водоотлив при проведении выработок

Для выдачи воды при проведении и эксплуатации горизонтальных выработок сооружают водоотводные канавки, по которым самотеком направляется в водосборник околоствольного двора или к промежуточной насосной станции.

Обычно продольный уклон канавки совпадает с уклоном рельсового пути и составляет 0,003-0,005. Для обеспечения стока воды в канавку, почве выработки придают поперечный уклон 0,002. Нормальная скорость движения воды в канавках 0,4-0,6 м/с.

В слабых и средней крепости породах водоотливные канавки крепят деревом, бетоном, железобетонными и асбоцементными  лотками. При проведении выработок буровзрывными способами в месте водоотводной канавы бурят один – два наклонных шпура. После взрывания и уборки породы канавку оформляют до проектного сечения отбойными молотками.

7.2.4. Освещение при проведении горных выработок

Освещение горных выработок  и особенно призабойной зоны имеет большое значение в части повышения производительности, безопасности и качества работ. Для освещения выработок вслед за подвешиванием забоя наращиваются отставанием не менее 20м постоянную осветительную сеть.

Призабойная зона освещается светильниками мощностью 100 Вт, повешенные через 4 – 6м, и светильниками, установленными на бурильных и погрузочных машинах и комбайнах.

Для освещения выработок применяют светильники РН-60-2, РН-50-1, РП-60. Для питания подземных светильников должно применяться напряжение не более 200 В, а светильники встроенные а горные машины – не более 3127В. Все подземные рабочие должны иметь индивидуальные аккумуляторные светильники. Эти светильники должны быть включены при спуске рабочих в шахту, перемещении по выработкам и производстве работ.

7.2.5. Маркшейдерское обслуживание горнопроходческих работ

Контроль за сооружением горных выработок осуществляется маркшейдерской службой предприятия.

Одной из задач маркшейдерской службы является выполнение комплекса работ по геометрическому обеспечению проведения горных выработок в соответствии с технической проектной документацией, подтвержденной в установленном порядке.

При проведении горных выработок маркшейдерская служба обеспечивает:

  1.  Контроль соответствия проведения горных выработок проектом, календарным планам, объемам и скоростям проходки;
  2.  Задание проектных направлений и уклонов горных выработок;
  3.  Систематическую проверку направления, уклона, профиля, размеров выработки;
  4.  Выполнение ежемесячных маркшейдерских замеров и контрольный учет объемов выполненных работ;
  5.  Ведение обязательного установленного комплекса геофизической и маркшейдерской документации и пополнения этой документации в установленные сроки.
  6.  О всех отклонениях от технической документации маркшейдерская служба дает указания линейному персоналу, которые заносят в журнал «Журнал геодезического и маркшейдерского контроля».

Направление выработки в горизонтальной плоскости задается теодолитом и обозначается отвесами или при помощи лазерного указателя ЛVН-3.

Для контроля направления выработок в вертикальной плоскости используют ватерпасы, которые устанавливают на укладываемые рельсы; направления в вертикальной плоскости обозначают также осевыми, боковыми рапирами или лучом лазерного указателя.

Весьма эффективный контроль направления выработок в вертикальной плоскости (оснащаемой рельсовой откаткой) обеспечивается нивелирами в процессе укладки очередного звена рельсового пути.

7.2.6. Рельсовый транспорт при проведении выработок

Призабойный транспорт (рельсовый) включает в себя организацию перегрузок породы в транспортные средства и маневры транспортных средств в призабойном пространстве.

К эксплуатации принимаем электровозную откатку вагонеток с применением контактного электровоза К-10.

Характеристика К-10

Сцепной вес                                                                                           100кН

Колея                                                                                      600, 750, 900мм

Тяговое усилие                                                                                   16,60кН

Скорость при часовом режиме                                                        12,2км/ч

Суммарная мощность двигателей                                                     6,2 кВт

Сила тока при часовом режиме                                                         145х2А

Высота подвески контактного провода должна быть не менее 2м от головки рельса.

В месте подвески расстояние контактного провода от верхняка крепи должна быть не менее 1,2м.

Для уборки взрывной породы необходлимо3и состава по семь вагонеток ВД-4.

Разгрузка вагонеток на промежуточных горизонтах и в околоствольных дворах основных горизонтах осуществляется круговыми опрокидывателями с пропуском электровоза на одну вагонетку 4,0м3. Под опрокидывателем для дробления крупных кусков над грохотными решетками установлены бутобой БП-2. Вагонетки в опрокидыватели подаются электровозом.

Откатка горной массы из подготовительных, нарезных и горно-капитальных выработок осуществляется аналогично. Вагонетки ВГ-4,0у в забоях подготовительных работ загружаются погрузочной машиной типа БНП-3к. Общее время погрузки состава с маневрами составляет примерно 130 минут. Движение электровоза в ОД и перегрузочных узлах по кольцевой схеме.

Откаточные пути на штреках укладываются из рельсов Р33, по квершлагам и околоствольным дворам из рельсов Р33.

Для текущего ремонта и осмотра электровозов на каждом горизонте оборудуется электровозное депо.

Перевозка людей в специальных пассажирских вагонетках ВП-18 вместимостью по 18 человек. Для посадки людей и стоянки пассажирского состава в течение смены в ОД вертикальных шахт укладывается специальный путь с посадочной платформой.

Откатка мса и материалов, оборудования производится на специальных платформах в течении рабочей смены.

Схема обмена вагонеток в двухпутевых выработках

Наличие двух путей облегчит маневренные операции по замене груженых вагонеток на порожние и исключает необходимость сооружения разлиновок.

В нашем случае обмен груженых вагонеток на порожние производится с использованием симметричной переносной стрелки.

Характеристика смены обмена вагонеток

  1.  Расстояние от забоя до пункта обмена                               не более 20м
  2.  Время обмена вагонеток                                                          1,0-2,0мин
  3.  Область применения                                                            двухпутевые

4) Грузоподъемность вагонеток, т                                                      любая

7.2.7. Техника безопасности при проведении горизонтальных

выработок

  1.  Материалы, применяемые для крепления выработок, должны отвечать требованиям ГОСТа;
  2.  Крепление всех горных выработок должна производиться своевременно  и в соответствии с утвержденным для них паспортом крепления;
  3.  Все горизонтальные выработки, по которым производится транспортирование грузов, должны иметь зазоры;
  4.  При перевозке людей в специальных вагонетках скорость не должны превышать 18км/ч;
  5.  Запрещается проезд людей на локомотивах в необорудованных грузовых вагонетках на платформах.
  6.  Места посадки людей в поезда и выходы из них должны быть освещены.
  7.  при проведении уклонов должны быть пройдены ходки для передвижения людей.
  8.  Все рабочие и ИТР шахты, занятые на проходке и креплении выработок должны быть изучены паспорта и проекты под роспись;
  9.  Допуск людей в забой после взрывных работ разрушается после получения нормальной пробы воздуха, взятой из забоя экспресс - анализатором, но не ранее, чем через 30 мин после взрыва.
  10.  Все рабочие должны проходить инструктаж по безопасности труда

7.2.8. Организация труда

Определение продолжительности цикла:

Tц = (tc*a*nc*l)/Vмес, где:

tc – продолжительность смены, tc = 6ч;

a – количество дней в месяц, а = 22см;

nc – количество смен в сутки, n = 4;

l – продвижение забоя за цикл;

Vм – заданная месяцная скорост прокладки.

Tц = (6*22*4*2,5*0,9)/64,5 = 18ч

Тц = 18 часов = 3 смены.

Определяем объемы работ по процессам проходческого цикла.

Бурение шпуров:

Vбур = N*lшп = 75*2,5 = 187,5 шп метр.

Погрузка породы:

Vпогр = S*N*lшп*η, м3, где:

N = 1,1 – коэффициент излишка сечения;

η = 0,9 – коэффициент использования шпура.

Vпогр = 1,1*20,4*2,5*0,9 = 50,49м3

Объем работы бурения шпуров под анкерную крепь:

Vанк кр = (lзах/Lа)*lан*Nан, где:

La – расстояние между анкерами (шаг установки) La = 1,46м;

Lан – длина анкера  Lан = 1,78м;

Nан – количество анкеров, шт.

Vан бур = 2,25/1,46*1,78*6 = 15м.

Так как породы достаточно устойчивые, имеют высокий коэффициент крепости, основную крепь возводят отдельно, с отставанием от забоя.

Норма времени по ЕНиР

Нвр бвр = 0,17 на 1м

Нвр креп = 0,17

Нвр погр = 0,52

Трудоемкость выполнения операций проходческого цикла

gi = Vi*Hврi ч.час;

gбур = 187*0,17 = 31,87

gпогр = 50,49*0,52 = 26,25

gкреп = 15*0,17 = 2,55

Σgi = 60,67

Исходя из суммарной трудоемкости, на 1 цикл и продолжительность цикла определяем число проходчиков на смену:

nсм = 60,67/18 = 3,37

Принимаем численность проходчиков 3 человека в смену:

Кв = 3,37/3 = 1,12,

то есть каждый рабочий должен перевыполнять норму на 12%, что находится в пределах нормы 1 ≤ Кв ≤ 1,25.

Продолжительность выполнения каждой операции проходческого цикла:                                    ti = (gi*α)/(nпр*Kв), час, где:

α – коэффициент учитывающий сохранение времени на выполнение основных процессов цикла

α = (Тц0)/Тц, α = (18-2,83)/18 = 0,84

Определение времени вспомогательных процессов:

Т0 = t3+tn

t3 = (75*8)/4 = 150мин =2,5ч

tn = 20 мин по нормам ТБ

Т0 = 150+20 = 170мин = 2,83ч

tбур = (31,87*0,84)/(3*1,12) = 7,97 = 478,2 мин;

tпогр = (26,25*0,84)/(3*1,12) = 6,564 = 393,6мин;

tкреп = 2,55*0,84/(3*1,2) = 0,64 =38,4мин.

Общее время цикла с учетом времени на привидение забоя в безопасное состояние, заряжание и взрыванием

Σt = tбур+ tпокр+ tкр0, мин

Σt = 7,97+6,56+0,64+2,83 = 18 часов.

8. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ

Все электроснабжение шахты осуществляется от существующей подстанции ГПП-100/6кВ с двумя трансформаторами по 6300 кВ. Эта подстанция подключена двумя высоковольтными линиями ВЛ-110кВ от ЛЭП-110кВ.

Питание подземных горных выработок производится от ГПП-100/6кВ через клетьевой ствол высоким напряжением с помощью двух высоковольтных кабелей ЦСКН – 6кВ.

Для питания электроприемников приняты следующие напряжения:

  1.  6кВ – для распределения электроэнергии между подстанциями отдельных площадок, ЦПП и для электродвигателей мощностью более 2000кВт;
  2.  380В – для электродвигателей мощностью до 200кВт в подземных выработках (с изолированной нейтралью);
  3.  380В и 220В с заземленной нейтралью для электродвигателей мощностью до 200кВ на поверхности и для освещения зданий и территорий промышленной площадки;
  4.  127В – для стационарных подземных осветительных сетей, для питания электрооборудования.
  5.  36В для освещения очистных и проходческих забоев, дистанционного оборудования, для осмотра и ремонта оборудования /переносное освещение/.

Мероприятия по электробезопасности:

  •  Аппаратура в исполнении РВ;
    •  Применение специальных бронированных устройств;
    •  Камеры с электрооборудованием оснащаются металлическими решетчатыми дверями;
    •  устройство двух главным заземлений (зумор, водосборник);
    •  устройство общей сети заземления, причем ее сопротивление не должно превышать 20м;
    •  устанавливается реле утечек;
    •  защита от перенапряжения.

Расчет шахтного освещения

Основным методом расчета освещения подземных выработок шахт является метод расчета по нормативному расстоянию между светильниками.

Напряжение в осветительной сети 127В, светильники типа РН-60-2, расстояние между светильниками lсв = 10м. Длина квершлага Lкв = 2800м.

Тогда количество светильников составит:

nсв = Lкв/lсв = 2800/10 = 280шт.

Определяем мощность светильного трансформатора:

Sосв = (nсв*Pсв*10-3)/(cosφcв*ηcв*ηc), кВА, где:

Рсв – мощность светильника Рсв = 60Вт;

cosφcв = 0,6÷0,8 – коэффициент мощности светильника;

ηcв = 0,8÷0,95 – КПД светильника;

ηc = 0,95 - КПД осветительной сети.

Sосв = (280*60*10-3)/(0,6*0,9*0,95) = 32,7 кВА.

Для питания осветительной сети принимаем пусковой агрегат АП-4 (АПШ-1). Освещение квершлага питается от трансформаторных подстанций через трансформаторы 380/127, встроенных в агрегаты АП.

Количество пусковых агригатов:

Na = Sосв/Sтр = 32,7/4,0 = 8,1 шт

Принимаем 8 агрегатов АП-4 (АПШ-1):

Uтр = 133В, Wтр = 4кВА.

Расчет осветительной кабельной сети

Вся осветительная кабельная сеть будет защищена от 8и агрегатов. Каждый участок будет иметь длины: lуч = Lкв/8 = 2800/8 = 350м.

Количество светильников на каждом участке одной ветви составит:

mВуч = lв/lсв = 350/10 = 35шт.

Каждый участок разбит на 2а плеча:

Lп = 350/2*10% = 192м.

Кабель выбираем по условию нагрева (длительно допустимый ток):

Принимаем ГРШЭ 3х4 – 1х2,5.

Проверка кабельной сети на потерю напряжения

Расчет ведется из условия допустимой потери, для рудных шуахт:

ΔUдоп = 0,08Uтр = 0,08*133 = 10,64В

Потери напряжения в ветви кабеля равны:

ΔUосв В = (nсвсв*lВуч*100)/(4*γ* *V2н), %, где

nсв – число светильников;

lВуч – длина ветви освещения, м;

γ = 50 м/Ом*мм2 – удельная проводимость жил лидного кабеля;

Sк = 4мм2 – сечение дил кабеля;

ΔUосв В = (18*60*192*100)/(4*50*4*1272) = 1,61%

Ток  двухфазного к.з. в сетях 127В рассчитан по упрощенному методу, для трансформаторов встроенных в агрегат АП-4

для 192м: Jк.з. = 67А;

к = Iкз/Iч = 67/40 = 1,6 > 1,5

Условие выполняется.

Расчет электроснабжения проходческого участка

Наименование и характеристика токоприемников

Наименование

Количество

Рн, кВт

ΣРн, кВт

Кс

cosφ

tgl

1

1

142

142

142

0.5

0.7

1.02

2

1

110

110

0.8

0.8

0.7

1.02

3

8

4

32

1

1

1

0

Расчетная нагрузка

Наименование

Qр КВАР

Рр кВт

Погрузочная машина ПНБ-3а2

72,4

71

ВентиляторВРМ-280S-4

89,76

88

Освещение участка

-

32

Расчетная мощность трансформатора:

Ксм = 0,9÷0,95 – коэффициент совмещения максимума нагрузки;

Рм – расчетная мощность.

Выбираем ТСВП 400/6-0,5

Коэффициент загрузки трансформаторов по мощности:

β = Sтр ρ/Sтр н = 246,9/400 = 0,617

Оптимальный коэффициент загрузки:  

βопт = 0,6÷0,8

Расчет кабельной сети

Определение сечения кабелей по допустимому нагреву:

  1.  Для отдельных двигателей

Принимаем кабель ГРШЭ 3х10 1х10 – 2 шт.

Принимаем кабель РРШЭ 3х50 и 1х10 – 22 шт.

  1.  Для магистрального кабеля

Принимаем два кабеля по S = 95мм2 ЭВТ 3х95 1х10

Определение потери напряжения в кабельной сети при нормальном режиме

Максимально допустимые потери напряжения в сети от трансформатора до самого удаленного электроприемника с учетом потерь:

ΔUдоп = Uтрн-Umin

U = 0,95*Uн = 0,95*380 = 361В

ΔU = 400-361 = 39В.

Суммарная потеря напряжения для самого удаленного электроприемника не должна превышать допустимой величины:

ΔUдоп ΔUтр+ ΔUпг+ ΔUзк.

ΔUмк  = (kc*ΣHy*lнк*103)/(γ*Sмк*Uн), В;

ΔUмк  = (0,67*284*200*103)/(50*95*2*380) = 10,5 В;

ΔUзк = (142*100*103)/(50*2*70*380) = 5,3 В;

ΔUзк = (110*100*103)/(50*2*50*380) = 5,9 В

ΔUдоп ≥ 10,5+5,3+5,9+7,98 = 29,68 В

ΔUдопΔU

39 ≥ 29,68

Условие выполняется.

Расчет токов короткого замыкания по приведенным длинам

Длина магитсрального провода Lна = 200м. Длина гибкого кабеля до вентилятора Lчк = 100м, до погрузочной машины Lчк = 100м.

Токи двухфазного к.з. в сетях 660В рассчитанные по упрощенному методу. Расчетный магистральный ток двухфазного к.з. при мощности трансформатора 400 кВ*А [Дзюбан].

- для 100м = Jкз min = 4819А;

- для 200м – Jкз min = 3124А.

Но так как у нас напряжение в сетях 380В, мы табличные величины делим √3

Jкз = 4819/(1,73*0,5) = 5571А – вентилятор;

Jкз = 4819(1,73*0,36) = 7737А – погрузочные;

Jкз = 3124/(1,73*0,27 = 6688А – магистр.

Выбор пускателей и автоматических выключателей

Магнитные пускатели:

Для погрузочной машины

ПВН-320

Для вентилятора

ПВН-320

Для освещения

Автоматический выключатель

АВФ-3

Номинальное напряжение

380-660В

Номинальный ток

500А

Ток установки срабатывания

2000А

Технико-экономические показатели

  1.  Рассчитываем мощность трансформатора:

Sp = ΣPp/cosφ = 191/0.9 = 272.85 кВ А;

2. Удельный расход электроэнергии:

W = Wr/Qr, (кВт*ч)/т, где:

Wr – годовой расход активной энергии кВтч;

Qr – годовая добвка, т;

Wr = Pmax*Tнс;

Wr = 191*6300*0,67 = 806211 кВт

Qr = SквLгод = 20,4*70*12 = 17136

3. Стоимость электроэнергии за год:

Cэ = a*ΣРм+b*Wr, где

а – годовая оплата 1кВт максимальной нагрузки, руб.,

а = 1774руб 78,5коп = 1774,785 руб.

b – стоимость 1кВтч активной энергии, руб.

b = 16,3коп = 0,163 руб.

Сэ = 1774,785*191+0,163*806211 = 470396,32 руб.

Электровооруженность труда:

ЭВ = Wr/(N*t*n) = 806211/(652*6*1008) ≈ 0,205 кВтч/чел. ч., где:

N – списочный состав трудящихся,

t – продолжительность смены,

n – число смен в году.

9. ВЫБОР ОБЩЕШАХТНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

Подъемное оборудование

Исходные данные:

1. Глубина скипового ствола                                                     Нш = 1190м

2. Диаметр ствола вчерне                                                             Двч = 7,7м

3. Скорость проходки                                                             Спр = 55м/мес

4. Время работы подъема в сутки по выдаче породы                   t = 12час

5. Число рабочих дней в месяц                                                         t = 21дн

6. Максимальная скорость движения бадьи                        Vmax = 10м/с

7. Коэффициент неравномерности работы подъема           K1 = 1,15÷1,50

8. Коэффициент неравномерности работы

                                        погрузочных машин                                К2 = 1,15÷1,30

9. Коэффициент разрыхления пород                                        Кр = 1,5÷2,2

10. Коэффициент заполнения бадьи                                       К3 = 0,9÷0,95

11. Коэффициент пустот в барьере                                          Кп = 0,5÷0,6

Выбор подъемного сосуда

В качестве подъемных сосудов в шахтном строительстве при проходке стволов применяются проходческие бадьи. Для получения максимального производительности проходческой подъемной установки необходимо определить такую вместимость бадьи, которая бы обеспечивала заданную скорость проходки ствола при соблюдении требований ПБ.

Определим часовую производительность проходческой подъемной установки:

Qчас = (Cпр*Sвч1р)/(t*n);

Qчас = (55*46,54*1,2*2)/(12*21) = 24,38 м3/час

Исходя из полученной производительности определяется необходимая вместимость бадьи:

Vб = (QчасНш*α*К2)/(3600*Vmax3) =

= (24,38*1190,3,35*1,15)/(3600*10,0*0,95) = 3,27м3, где:

α – множитель скорости, величина которой определяют из кривых

α = fш, Vmax), α = 3,35

Принимаем бадью БПС-4

Характеристика бадьи БПС-4

Вместимость                                                                                              4м3

Диаметр корпуса                                                                                1600мм

Масса, кН                                                                                             1280кН

Полезная                                                                                              7400кН

Рамки и прицепного                                                                           1000кН

Концевая нагрузка

(рамка, прицепное устройство, груженая бадья)                              9600кг

Выход проходческого копра

Под высотой копра понимают высоту от отметки устья ствола до оси направляющего шкива

Нк = hp+hб+hпер+Rшк, м, где:

hp – высота разгрузной бадьи (6-10м);

hб – полезная высота бадьи с поднятой дужкой с учетом высоты прицепного устройства и направляющей рамки;

hпер – высота переподъема;

Rшк – радиус шкива, который может быть равен радиусу барабана ПМ.

Для выбора ПМ выбираем Rшк = 1÷3м, причем большее значение соответствует большей глубине и вместимости бадьи

Нк = 8+7,5+3+3 = 21,5м.

По найденному Нк и его диаметру Двч принимаем копер ВНИИОМШСа – «Север-1»

Техническая характеристика «Север-1»

Глубина ствола                                                                                      1200м

Диаметр ствола                                                                                        8,0м

Высота копра                                                                                             22м

Размеры подшкивной площадки                                                           6х8м

Масса металлоконструкции копра                                                           86т

Выбор подъема каната

Для проходческого подъема принимают стальные некрутящиеся круглопрядные канат, а также закрытой конструкции. Подъемные канаты рассчитывают на наибольшую статическую нагрузку в момент нахождения бадьи на конечной глубине.

Предельная концевая нагрузка бадьи БПС-4,0 составляет Qконц = 9600.

Длина отвеса каната, когда сосуд находится на конечной глубине будет равна:

Но = Ншк = 1190+22 = 1212м

Расчет массы 1м каната:

σ – временное сопротивление канату разрыву; σ = 200Н/мм2;

m = 7,5

γф – фиктивная плотность массы, Н/м3 принимается в зависимости от конструкции канатов.

Для круглопрядных канатов γ = 96800

Концевая нагрузка для бадьевого подъема в кН:   9600*9,81 = 94176 Н.

Принимаем канат ЛК – РО6х36(1+7+7/7+14)+1ОС

Диаметр канта 42мм

Фактическая масса каната, 1м

Рф = 6,75кг.

Суммарное взрывное усилие всех проволок в канате QΣр = 1365000Н Для маркировочной группы σк = 2000н/мм2.

Принятый канат проверяем на соответствие требованиям ПБ. Действительный запас прочности принятого  каната составит:

mg = QΣр/(Qkф0) = 1365000/(94176+6,75*9,81*1212) = 7,825 > 75

Что соответствует ПБ.

Выбор подъемной машины

Для подъема принимаем барабанную одноканатную подъемную машину. В соответствии с ПБ и ЕПБ, диаметр барабана проходческой ПМ должен выбираться из соотношения.

Дб ≥ 60dk

Дб ≥60*42 = 2520мм.

Расчетная ширина барабана ПМ:

Н – высота подъема, Н = 1212м

l3 – запас длины каната предназначенный для испытаний, l3 = 30÷40м.

Zтр – число витков трения, для барабанов с деревянной футеровкой,   

         Zтр = 3;

σ – зазор между витками, σ = 2÷3мм

nсл – число слоев навивки принимается в соответствии с ПБ и ЕПБ,

nсл ≤ 3;

Проверим барабан на статические нагрузки. Максимальное статическое натяжение каната:

Тст max = (Qп+Qс+pHк)*g, кН

Тст max = (9600+6,75*1212)*9,81 = 1724431,61 Н

Максимальная разность статических натяжений канатов:

Fст max = (Qп+рНк)g, кН

Fст max = (7400+6075*1212)*9,81 = 152849,61 Н

Принимаем подъемную машину

Ц3,5х2,4.

Ее характеристика:

Диаметр барабана, м                                                                                  3,5

Ширина барабана, м                                                                                   2,4

Статистическое напряжение,                                                               196кН

Максимальная разность статистического напряжения, кН              196кН

Максимальный диаметр каната                                                         43,5мм

Высота подъема:

           1го слоя навивки                                                                        485м

           2го слоя навивки                                                                       1070м

           3го слоя навивки                                                                       1570м

Скорость подъема                                                                                  10м/с

Мощность двигателя                                                                      2х630 кВт                                                                                  

Расположение ПМ относительно ствола шахты

Подъемные машины должны быть расположены так, чтобы они не занимали площадей, предназначенных под строительство постоянных зданий и сооружений. Расчет геометрической схемы подъема сводится к определению длины струны каната, угла наклона струны канта к горизонту и углов девиации.

Длина струны каната zстр  представляется собой часть подъемного каната, находящуюся между направляющим шкивом и органа навивки по вщирной линии:

где:

Со  = 0,6÷0,8м – превышение оси барабана ПМ над нулевой отметкой;

Е – удаление ПМ от ствола шахты

Еmin = 0,6Нкб+3,5

Еmin  = 0,6*22+3,5+3,5 = 20,2м

Угол наклона струны к горизонту можно определить по формуле:

φ = arctg[(Нко)/(Е-Rшк)], град;

φ = arctg[(22-0,8)/(20,2-2,5)] = arctg 1,2

φ = 390

Углом девиации называется угол отклонения, образованный крайними положением струны каната на барабане с плоскостью направляющего шкива, перпендикулярной оси барабана.

Различают внутренний αв и наружный αн углы девиации, которые для одноконцевого подъема могут быть определены

αв = αн = 1030

Схема расположения подъемной машины относительно ствола шахты представлена на рисунке.

Выбор электродвигателя ПМ

Для привода проходческих подъемных установок в основном применяются асинхронные электродвигатели с фазовым ротором. Мощность двигателя для однобадьевой ПУ определяется:

где:

к – грузовой коэффициент дл проходческого подъема к = 1,1;

ηред = 0,85÷0,92 – КПД редуктора;

Кд = 0,9÷1,1 – коэффициент динамического режима.

Необходимая скорость вращения двигателя:

где: i – передаточное отношение редуктора, принимается из характеристики ПМ

По расчетной мощности N и скорости вращения nдв выбираем асинхронный двигатель с фазовым ротором АКН-2-16-57-8УЧ

N = 1250кВт;

nдв = 740об/мин;

η = 95,2%;

cos * = 0,88;

m = 7,45*103кг.

Технико-экономический показатель проходческой подъемной

установки

К технико-экономическим показателям проходческой ПУ относятся расход электричества энергии и КПД ПУ. Они определяются на конец проходки ствола, так как по мере проходки ствола они меняются во времени.

Полезный расход электроэнергии на один подъем:

Wн = (Qгр*Н)/(102*3600), кВтч;

Wн = (7400*1212)/(102*3600) = 24,4 кВтч.

Фактический расход электроэнергии на один подъем для однобадьвеой ПУ:

где:

ηдв – КПД  двигателя,

Т – время цикла подъема, с

                Т = 2t+θ, с;

      где: θ – пауза на маневровые операции;

      θ = 70÷90с;

      t – чистое время подъема.

                t = tн+ tв+ tп

      В начале подъема tн = 25*0,5 = 12,5с;

      В конце подъема  tв = 32*0,8 = 25,6с;

      Разгрузка бадьи   tр = 12,035 = 4,2с;

                           t = 12,5+25,6+4,2+(1212-57)/10 = 157,8с.

Т = 2*157,8+90 = 405,6с.

Определение КПД проходческой подъемной установки, для заданной глубины ствола:

η = (Wп/Wф)*100, %      η = (24,4/135)*100 = 18%

Водоотлив

Ожидаемый приток воды при проходке скипового ствола шахты «Красная шапочка» не более 8м3/час. При нагрузке породы подъем воды будет производится в бадьях вместе с породой. Подача воды в бадьи будет производиться переносными забойными насосами Н-1м.

Техническая характеристика насоса Н-1м:

Подача, м3/час                                                                                             25

Давление водяного столба, мПа                                                                0,4

Расход воздуха, м3/мин                                                                                6

Масса насоса, кг                                                                                          30

Производительность водоотлива в бадьях:

Qбв = (3600*Vббп)/(К1*Т), м3/час, где:

Vб = вместимость бадьи, Vб = 4,0м3;

Кб – коэффициент заполнения бадьи, Кб = 0,95;

К1 – коэффициент неравномерности работы карьера, К1 = 1,2;

Кп = 0,6 – коэффициент заполнения пустот водой в загруженной породой бадье;

Т – продолжительность цикла подъема, Т = 405,6с, при использовании 2х ПМ, Т = 202,8с;

Qбв = (3600*4*0,95*0,6)/(1,2*2,2,8) = 33,7 м3/ч.

Бадьевый  водоотлив удовлетворяет данным условиям. На случай внезапного прорыва воды в ствол предусматривается резервный подвесной проходческий наос ВП-3с, который подвешивается под проходческим полком.

Техническая характеристика ВП-3с

Производительность, м3/час                                                                      50

Давление водяного столба, мПа                                                               3,6

Число рабочих колес, шт.                                                                            6

Ожидаемый приток в шахту в период строительства горизонтов. Водопритоки при сооружении базового горизонта – 860м составит до 750м3/час. Откачка воды будет производится на горизонте 500м, где расположена перекачная станция.

Выбор насоса

Выбор насоса производится по минимальной производительности водоотливной установки

Qmin = 24Qнв, м3/час, где:

Qн – нормальный приток воды в шахту, м3/час;

Тв – время работы водоотливной установки в сутки, час

Qmin = (24*750)/900м3/час.

Манометрический напор насоса:

Нм = Нгтр, м, где:

Нг = 360м – геодезическая высота подачи воды насосом;

ηтр – Кпд шахтного трубопровода, ηтр = 0,9

Нм = 360/0,3 = 400м.

принимаем 4 насоса ЦНС-500х400 (2а рабочих, 1 резервный, 1в ремонте).

Техническая характеристика ЦНС-500х400

Подача, м3/ч                                                                                              500

Напор водяного столба, МПа                                                                      4

Число колес, шт.                                                                                           5

Электродвигатель «Украина 630L-ЧУ5»

      Напряжение, В                                                                                  6000

      Мощность, кВт                                                                                 1000

      Частота вращения, с-1                                                                          25

Расчет емкости водосборника

Согласно ЕПБ ля строящихся и реконструируемых шахт и новых горизонтов, емкость водосборников главного водоотлива должна быть рассчитана не менее, чем не 4х часовой нормальный приток.

Для шахты «Красная шапочка» при нормальном притоке воды Qн = 750 м3/час. Емкость водосборника составит:

Vв = 4*Qн = 4*750 = 3000м3.

Снабжение сжатым воздухом

Требуемая производительность компрессорной станции определяется по формуле:

Vкс = Σaр*Kн*bп*Vп+Vут*L, где:

ар – коэффициент одновременности работы потребителей сжатого воздуха, ар = 1;

Кн – коэффициент износа потребителей;

Vп – нормальный расход воздуха потребителем;

Vут – допустимая утечка воздуха на один километр воздухопровода.

Условия расчета:

В стволе работает бурильная установка БУКС-1М, погрузочная машина КС-1МА, забойный пневматический насос Н-1М.

Vкс =

Расход сжатого воздуха на утечки из трубопровода определяется:

Vксу = (V*L)/Vкс*100, %

Vксу = (5*1,2)/209,5*100 = 2,8%

По правилам допускается до 20% утечки сжатого воздуха. Рабочее давление компрессорной станции определяется:

Ркг = Р+0,3L+0,3 = 5+0,3*1,2+0,3 = 5,66 МПа, где:

Р – рабочее давление компрессорной станции потребитель сжатого воздуха МПа. Для подачи сжатого воздуха в забой принимаем компрессор 4ВМ10 – 120/9 три штуки. (2а рабочих + резервный)

Техническая характеристика

Производительность, м3/мин                                                                124,5

Мощность компрессора, кВт                                                                    666

Масса без двигателя                                                                              12900

Электродвигатель                                                     СОК2-16-44-10КУХЛ4

Частота вращения, об/мин                                                                       600

Мощность, кВт                                                                                          800

Напряжение, В                                                                                         6000

Масса, кг                                                                                                   3770

Диметр трубопровода определяется:

где: L – длина трубопровода, L =1200м;

V – объемный расход воздуха при нормальных условиях;

ΔРд – потери давления на определенном участке, ΔР = 0,15МПа

Сжатый воздух подается  в забой по трубам диаметром 350мм. Соединение труб, фланцевое, трубопровод заканчивается распределительным устройством, от которого к машинам проложены резиновые рукава.

11. ОХРАНА ТРУДА

Все горнопроходческие работы при строительстве шахты должны выполняться в полном соответствии с «Едиными правилами безопасности».

Обслуживание механизмов выполняется рабочими, прошедшими обучение и имеющие соответствующее удостоверение.

До начала работ они должны получить инструктаж по технике безопасности, а также на предприятии должно быть в наличии:

1. Санитарно-бытовые шахты с  помещением для нужд трудящихся, занятых на подземельных работах и пользующихся основным помещением   для хранения чистой одежды и спецодежды;

2. Пыле-вентиляторная лаборатория для контроля состояния шахтного воздуха;

3. Освещение всех действующих выработок и очистных забоев стационарными и передвижными электрическими светильниками.

4. Снабжение всех подземных рабочих индивидуальными источниками свето-переносными головными аккумуляторами.

5. Снабжение доброкачественной водой  в бочках устраиваемых в местах скопления рабочих.

6. Подогрев подаваемого в холодное время года в подземные выработки воздуха до +40 С.

Охрана труда, техника безопасности и противопожарные

мероприятия

Охрана труда разработана в соответствии с инструкцией ВСН-08*83 «О составе и порядке разработки мероприятий по охране труда в проектах цветной металлургии» утвержденной Минцветметом в июне 1983г.

руда по скиповому стволу транспортируется скипами с перегрузкой в копре на ленточные конверты и подачи ее на шахтный склад руды. Там руда грузится в думпкары экскаватором СЭ-3 и подается на центральный шахтовый склад руды.

На складе руда выгружается с эстакады высотой 6,0м, шихтуется и перемораживается посредством перелопачивания экскаваторами типа ЭКТ-4,6, а затем грузится в полувагоны МПС или думпкары ВС-60 (собственность БАЗа) и отправляется потребителям.

Порода в скиповом стволе из скипов выгружается в бункер; из бункера посредством питателя грузится в автосамосвалы марки Белаз -540 и транспортируется в отвал. Руда и порода поступают во влажном состоянии, потому орошения водой узлов перегрузки не предусматривается.

Пылящие материалы закладной установки при транспортировки по галереи (галерея герметизируется) орошаются водой, также предусматривается гидроуборка полов помещения. Габариты приближения помещений приняты в соответствии с требованиями ГОСТ 9238-83.

Для предотвращения падения транспортного оборудования на автомобильном отвале шахтных руд пород, по бровке отвала должен отсыпаться предохранительный вал высотой не менее 0,7м и шириной 1,5м. Автосамосвал должен выгружаться до призмы обрушения. Отвал должен иметь угол не менее 30, направленный от бровки  откоса в глубину отвала.

На отвале организуется систематический контроль за устойчивостью отвала. Площадки, места работы погрузочных механизмов, рабочие площадки отвалов, места основного прохода людей и проезда транспорта имеют стационарное электрическое освещение.

Для уборки территории, дорог тротуаров предусмотрена специальная техника. В местах пресечения автодорог с железнодорожными путями, в одном уровне устраиваются переезды, которые ограждаются знаками, согласно правилам движения.

Проезжая част автодорог в зимнее время очищается от пыли грязи. Движение на автодорогах регулируется стандартными знаками правил дорожного движения.

Продольные уклоны железнодорожных путей не превышают руководящего уклона существующих путей СУБРа -170 , что обеспечивает безопасное движение поездов. Продольные и поперечные уклоны автодорог приняты согласно действующего СНиП 2.05.07-85.

В целях пожарной безопасности и борьбы с пожарами в проекте предусмотрены противопожарные разрывы между зданиями согласно СНиП II-89-80 «Генеральные планы промышленных предприятий», с учетом степени огнестойкости и категории производства.

К зданиям предусмотрены подъезды пожарных машин. Шахту обслуживает пожарное депо, расположенное в городе Североуральске. Кроме того, на площадках запроектированы закольцованные водоводы, пожарные станции пожаротушения с резервуарами запаса воды.

Мероприятия по охране труда

1. Строительство санитарно-бытовых комбинатов  шахт с помещением для нужд трудящихся, занятых на подземных работах и пользующихся помещениями для хранения одежды и спецодежды, сушки и обеспыливания спецодежды, прачечной, умывальников, душевых, санузлов;

2. Лаборатории для контроля за состоянием шахтового воздуха;

3. Освещение всех действующих выработок и очистных забоев стационарными и переносными электросветильниками;

4. Снабжение всех рабочих индивидуальными источниками света;

5. Снабжение всех рабочих индивидуальными пакетами;

6. Снабжение кипяченой водой в бочках, установленных в местах скопления рабочих;

7. Устройство подземных уборных на каждом горизонте;

8. Подогрев подаваемого воздуха в холодное время года до +20С.

Мероприятия по предотвращению производственного травматизма

1. Предусматриваются специальные инженерно-технические  мероприятия для предохранения бурильщиков от вибрации;

2. Для предотвращения травматизма взрывников предусмотрено применение счетчиков числа взорванных зарядов;

3. Применения на всех работах, где это необходимо, предохранительных поясов, защитных очков, рукавиц и резиновых перчаток;

4. Снабжение рабочих и ИТР самоспасателями и там, где это необходимо, противопыльными респираторами. Рабочие должны снабжаться исправными инструментам и доброкачественной одеждой и обувью;

5. Устройство аварийной производственной и транспортной сигнализации;

6. Телефонная, диспетчерская связь всех подземных объектов с внешней связью;

7. Тщательное заземление всех электромеханизмов, установленных под землей;

8. Автоматизация вентиляторных установок и реверсирования вентиляторной установки.

Администрация предприятия должна строго выполнять весь комплекс профилактических мероприятий, требуемых ЕПБ, и в первую очередь, проводить инструктаж всех трудящихся шахты по технике безопасности.

В плане ликвидации и предупреждения аварий предусматривается:

1. Мероприятия по спасению людей, застигнутых  аварией в шахте;

2. Мероприятия по ликвидации аварий в начальной стадии,  а также действия ИТР и рабочих при возникновении аварии;

3. Действия ВГСЧ в начальной стадии аварий;

4. Вентиляционный режим и использование его при аварии;

5. Способы быстрого оповещения всех руководителей.

План ликвидации аварий разрабатывается.

Борьба с вибрацией

В целях снижения вредного воздействия вибрации при работе с ручными перфораторами необходимо соблюдать условия:

1. Каждый перфоратор должен иметь технический паспорт, в котором отмечается дата изготовления, данные о параметрах вибрации, сроки проведения профилактического ремонта.

2. Тип используемой пневмоподдержки или автоподатчика должны соответствовать типу перфоратора и обеспечивать оптимальное осевой усилие.

Работа без виброгасящих устройств запрещена. За эффективной работой виброгасящих устройств должен быть организован  специальный надзор.

3. При бурении колонковыми перфораторами не допускается нахождение рабочих на вибрирующей поверхности оборудования

4. Рукоятка вибрирующих инструментов должна облицовываться виброгасящими материалами;

5. Организационные и лечебно-профилактические мероприятия;

    а) поступающие на работу, связанную с воздействием  вибрации, должны пройти обязательный медосмотр;

    б) режим труда должен обеспечить длительность контакта рабочего с вибрирующими поверхностями на более ⅔ продолжительности рабочего дня;

    в) имеющие контакт с вибрационными поверхностями находятся под диспансерным наблюдением для своевременного выявления виброболезни;

   г) работающие с вибрационным оборудованием обеспечиваются профилактическими леченем

Борьба с шумом

Практически все технологические процессы горных предприятий - источники шума. По своей природе шумы разделяют на механические, аэродинамические и магнитные.

Для снижения механического шума применяют детали из нешумевших материалов. При невозможности снижения шума в самих источниках его образования они заключаются в звукопоглощающие кожухи. Для защиты о воздействия высокочастотного шума применяют экраны из фанеры, листового металла, стекла и пластмасс.

Снижение аэродинамического шума осуществляется при помощи присоединенных или встроенных глушителей, которые делятся на активные, реактивные и комбинированные. В активных глушителях звуковая энегрия поглощается звукопоглощающим материалом, которым облицованы каналы. Простейшим видом активного глушителя являются камерные и резонаторные глушители.

Для рабочих предусмотрены средства индивидуальной защиты: антифоны, беруши, шумозащитные наушники и шлемы.  

Борьба с рудничной пылью

Основным источником пыли в подземельных условиях являются следующие производственные операции:

  1.  Бурение шпуров;
  2.  Взрывные работы;
  3.  Погрузочно-разгрузочные операции;
  4.  Транспортные операции.

На шахте предусмотрены следующие виды инженерных мероприятий по борьбе с пылью:

а) Мероприятия по борьбе с пылью общего характера:

Искусственная вентиляция шахты, помимо общего санитарно-технического назначения, используется как основное мероприятие в общей схеме противопылевой борьбы. Для проветривания тупиковых забоев предусматривается вентиляторы местного проветривания с дистанционным управлением;

б) Борьба с пылью:

Противопылевой службой предусмотрены следующие требования:

  •  бурение шпуров должно вестись с промывкой;
  •  бурение рекомендуется вести при максимально допустимом давлении сжатого воздуха, что заметно снижает пылеобразование
  •  в забой, где трудно достичь эффективной вентиляции и подвести воду,  бурение должно осуществляться с применением пылеулавливателей;

         в) Борьба с пылью при погрузке, разгрузке и транспортировке породы

При работе погрузочных машин при проходке черных выработок предусматривается орошения. Для снижения выноса пыли при движении, транспорта, людей и воздуха рекомендуется периодически орошать водой стенки и кровлю выработки. Кроме того, на стенки главных водопадающих выработок предусмотрены водяные завесы.

Пожаробезопасность. Общие требования

На всех шахтах, находящихся в эксплуатации, строительстве и реконструкции должны быть выполнены противопожарные мероприятия, предотвращающие возникновение пожаров  в горных выработках, а также позволяющие быстро ликвидировать или локализовать их.

Копры и надшахтные здания при стволах, штольнях, а также шурфах, подающих свежий воздух, должны сооружаться из несгораемого материала. Устья должны иметь металлические ляды, а устья штолен – металлические двери. Эти устройство должны легко и плотно закрывать сечения выработок и содержаться в исправном состоянии.

В проектах противопожарной защиты шахт должно предусматриваться использование для целей пожаротушения всех действующих водоотливных магистралей, водопроводов, оросительных систем. Во всех противопожарных трубопроводах давление воды в пожарных кранов должно быть не менее 4или не более 10атмосфер. Средства пожаротушения – огнетушитель, песок и другое, должны быть расположены не далее 3м от входа в камеру.

Шланги и пожарные рукава с пожарными стволами должны размещаться в специальных опломбированных ящиках непосредственно над отводами возле камер.

Всё оборудование и средства противопожарной защиты шахты, их местонахождения и порядок использования указываются в планах ликвидации аварий.

Каждая шахта должна иметь на противопожарном складе на поверхности запас огнетушителей в размере 10% от числа имеющихся в выработках и по три заряда на каждый находящийся в выработке огнетушитель.

Все устройства и средства противопожарной защиты в шахте должен  ежемесячно проверять начальник пылевентиляционной службы в присутствии представителя ВГСЧ.

Мероприятия по борьбе с горными ударами

Основные принципы:

  1.  Выбор оптимального порядка отработки шахтного поля;
  2.  Необходимо обеспечить минимальную изрезанность массива
  3.  Учет геохимической структуры шахтального поля (геологические нарушения, складки и т.д.)

12. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

Предохранительные устройства

Для обеспечения ритмичной работы горных предприятий (шахт, рудников) необходимо своевременное вскрытие нижележащих горизонтов. Эти работы сопряжены с углубкой вертикальных стволов, которая в большинстве случаев осуществляется без прекращения работ эксплуатационных подъемов. ПО сравнению с проходкой стволов углубка имеет ряд специфических особенностей, которые осложняют производство работ: углубка ствола производится на эксплуатационной шахте, что обуславливает необходимость подчинения углубочных работ режиму работ действующему на шахте; малая протяженность шага углубки; ограниченные возможности размещения проходческого оборудования усложняют применение высокопроизводительного горнопроходческого оборудования; осложняются условия транспортирования выдаваемой из забоя породы, вентиляции, водоотлива, спуска бетонной смеси, спуска и подъема людей, материалов и оборудования.

При углубке стволов необходимо сооружать, а после углубки ликвидировать предохранительные устройства, характеризующиеся нетехнологичностью, материалоемкостью и значительными затратами. Для монтажа проходческого оборудования необходимо проводить временные выработки, по объему иногда превышающие объем углубленных стволов.  Темпы углубки и производительность труда в 2-3 раза ниже аналогичных работ при проходке ствола. Продолжительность работ составляет 30-50% общего времени подготовки горизонта.

Согласно Правилам безопасности, при совмещении работ по углубке вертикальных стволов шахт с работой эксплуатационных подъемов для защиты рабочих в углубляемой части ствола от падения подъемных сосудов, их содержимого, оборудования, требуется сооружение предохранительных устройств, представляющих собой специальные инженерные сооружения.

Применение того или иного вида ПУ определяется крепостью пород, схемой углубки, массой подъемного сосуда, первоначальной глубиной ствола.

В настоящее время средняя глубина подземной обработки месторождений достигала 810-900м.

При таких глубинах углубки стволов шахт осуществляется с рабочих или углубочных горизонтов.

В отечественно практике углубки стволов преобладают породные предохранительные целики (ППЦ), отличающиеся минимальными затратами, как на их сооружение, так и на ликвидацию. В нашем случае берется цельный породный целик.

Расчет ППЦ

Исходные данные те же:

Lц = 7,7м – для всего сечения ствола, Lпр = 0,33, Lц = 2,54;

lп = 6,9м;

T0 = 5000кН*м

Опрделение массы породного целика

P1 = Sц*hц*γп = πR2*Hц*γп = 3,14*3,852*8*2,75 = 1023,94т

Определение КПД удара

τр = 0,167*Rдин*(hч*ln)-1

τр = (0,167*36,87*10-4)/(8*6,9)

1,1 МПа < 2,42 МПа

При одинаковых горно-геологических условиях и размерах, глухой породный целик имеет на 30% больше запас прочности.

Породные целики представляют собой массив породы, который перекрывает сечение ствола. Верхняя часть целика покрывается бетоном и обычно служит водосборником. Нижняя часть целика бывает плоская или сферическая. При плоской нижней грани устраивают  сплошной настил из двутавровых балок. Пространство между двутавровыми балками и целиком заполняется  накатником из бревен. Настил исключает  падение в забой углубляемого ствола отслоившихся кусков породы и усиливает грузонесущую способность целика.

При сферической форме нижней грани  в виде полого параболоида горизонтальные напряжения в целике снижаются до минимума, а осевые имеют нулевые значения. При такой форме нижняя грань может быть закреплена анкерами с металлической сеткой и набрызгбетоном.

В породных целиках с бадьевым проемом, место расположения бадьевого проема зависит от расположения в сечении ствола отделения углубочного подъема. Бадьевой проем крепят железобетоном дерево, редко - анкерами.  Крепь бадьевого проема должна быть выше уровня воды, собирающейся над породным целиком.

В случаях, если породный целик перекрывает половину или близкую к ней часть сечения ствола по обнаженной вертикальной стороне целика и над целиком устраивается вертикальная стена из двутавровых балок, уложенных через 0,5-0,37м, которая обшивается с внутренней стороны листовой сталью толщиной 8-10мм.  Породные целики проводят в крепких (f>5÷6), монолитных не склонных к внезапным выбросам и размоканию породах. Основные достоинства породных целиков по сравнению с предохранительными искусственными полками – меньше затраты ( на строительство и ликвидацию) времени, средств, труда и материала (металлические балки, лес); недостаток – ограниченная по крепости пород область применения.

Достоинства сооружения породного целика  через бадьевой проем упрощает подъем породы и спуск материалов, исключается проходка вспомогательных горных выработок. Главный недостаток этого способа – сооружение предохранительного целика лежит на критическом пути общего комплекса работ, что удлиняет время углубки ствола.

Главное достоинство предохранительного породного целика – работы по строительству – породного целика производят параллельно и не зависимо от оснащения углубляемого подъема, что сокращает время подготовительных к углубке ствола работ  в 1,5-2,0 раза. Недостаток – необходимо проходить вспомогательные выработки, осложняется подъем породы и спуск материалов.

Ликвидация ПЦ

Настоящим проектом производства работ предусматривается ликвидация породного целика во вспомогательном стволе 15 Бис. Породный целик расположен в стволе между отметками -740метра и до отметки – 750.600м, то есть общая величина целика равна 10,6м.

Ниже породного целика ствол углублен до -860м, заармирован и в нем навешаны проводники. Выше целика ствол забетонирован, в нем выполнена армировка и сделано ходовое отделение. Зумфовая часть ствола очищена от ила и породы.

Спуск и подъем материалов ниже целика предусмотрен с помощью лебедки ЛППГ-1,5, установленной на подшкивной площадке – ниже 710 отм. Подъемного оборудования для выдачи породы не предусматривается, а породу намечено перепускать по трубе ø1 метр в камеру разгрузки и выдавать ее скипам по строительному уклону.

Организация труда

Работы по ликвидации породного целика разделены на:

  1.  Работы по проходке восстающего с -751,2м;
  2.  Работы по расширению восстающего до проектных размеров сечения ствола с возведением постоянной бетонной крепи.

На время проходки восстающего работы организуются из расчета выполнения двух циклов в сутки.

Подготовительные работы

В стволе следует выполнить:

  •  Ограждающую стенку из шпального бруса толщиной 140мм на подшкивной площадке;
  •  Смонтировать трубу диаметром 1м от подшкивной площадки до камеры разгрузки. Трубу необходимо смонтировать для пропуска породы от проходки восстающего;
  •  Установить лебедку ЛЛЛГ-1,5 на подшкивной площадке для подачи материалов при проходке восстающего;
  •  Нарастить течку для пропуска породы на 860гор;
  •  Сдемонтировать 5 балок n30 перекрытия ствола под породным целиком для засечки  восстающего.

Монтаж трубы для перепуска породы, демонтаж балок перекрытия ведутся с временных полков.

Технология работ

Предусматриваются основные положения:

1. Проходка восстающего сечением 5м2 (2500 ммх2000м) снизу-вверх с отметки -756,6 до -740м с общей длиной 10,6м. Сбойку с зумпором ствола следует выполнять в соответствии с п.208 «Единых правил безопасности при взрывных работах»;

2. После сбойки восстающего сверху - вниз проходятся ствол на участке породного цикла с одновременным возведением бетонной крепи ствола.

параллельно с проходкой допускает установка элементов армировки с устройством ходового отделения.

Проходка восстающего

Проходка восстающего начинается с засечки его на высоту 4-6 метров с перекрытия подшкивной площадки на отметке -756,6м.  Затем в восстающем делается ходовое отделение.

В период засечки проходческие  работы ведутся с временных полков устраиваемых на трех парах фигурных скоб через каждый метр проходки по всему сечению восстающего. Полки проходят снизу  вверх после каждого взрывания забоя и разбираются в обратном порядке перед взрывом.

В проходческий цикл входят следующие работы: проветривание, осмор и очистка от породы ходового отделения, ремонт лестниц и бшивки, приведение забоя в безопасное состояние, устройство и разборка отбойного предохранительного и рабочего полков, устройство ходового отделения, бурение, заряжание и взрывание шпуров.

Подъем людей в забой разрешается только после полного проветривания его. На распорках №1 и 2 первого яруса делается временный настил, с которого разбирается отбойный полок и убирается распорка №4.  

Элементы полка складируются на верхней переходной площадке. На распорках №4 и 5 второго яруса делается второй такой же полок ,с которого устанавливаются распорки №6, 7, 8 третьего яруса, делается предохранительный полок, отшивается породное отделение и наращивается лестница. Затем возводится рабочий полок.

Лесоматериал и фигурные скобы подаются на место работы вручную на веревках. Шпура для установки всех распорок(6, 7, 8, 9, 10, 11) третьего, четвертого ярусов бурятся в процессе выполнения предыдущего  цикла. Полки устанавливаются из досок толщиной 50мм и прибиваются к распоркам гвоздями.

При устройстве полков проходчики должны работать  в закрепленных предохранительных поясах. После повторной оборки забоя и подъема перфораторов забой обуривается, а по окончанию бурения перфораторы, инструменты и шланги убираются на верхнюю переходную площадку, забой заряжается. Затем разбирается рабочие и предохранительные полки, укладывается распорка №4, делается отбойный полок и выполняется взрывание шпуров.

Отбойный полок предназначен для направления  отбитой породы в породное отделение и для защиты ходового отделения, труб, кабеля и инструментов, находящихся на его полках. Полок делается из шпального бруса длиной 2,0-2,2 литра. Один конец бруса упирается в породную стенку восстающую, а 2й подшивается к дополнительным распорке.

Проходка ствола

Ликвидацию породного целика предусматривается выполнить за 7 отпалок. Подвигание забоя за каждый цикл – 1,5метра. После сбойки обеих частей ствола люди передвигаются в забой с гор -740м или с гор-860м по имеющемуся в стволе ходовому отделению. Работы по бурению шпуров следует выполнять в испытанных и маркированных поясах. Во время бурения шпуров и крепления восстающей должен быть перекрыт либо арматурной сеткой из арматуры №32П с ячейкой 250х250мм, либо шпальным брусом. В обоих случаях величина перепуска должна быть не менее 0,4-0,5м за все стороны восстающего. Паспорт БВР должен быть составлен так, чтобы в забое можно было  заниматься только зачисткой почвы его.

Всю породу предусматривается перепускать в восстающей вручную или с использованием пневмомонитора переносного или ручного типа. При работе пневмомониторов необходимо соблюдать меры предосторожности по защите лица и рук от поражения породной мелочью и пылью.

Основные операции при ведении работ

  1.  Буровзрывные работы.

Проходка восстающего и ствола ведется с помощью буровзрывных работ шпуровым методом. При бурении шпуров по забою ствола используется перфораторы типа ПР. При бурении шпуров по забою восстающего применяются перфораторы типа Т.П. Количество, глубина, направления шпуров должно соответствовать паспорту БВР.

ПО окончанию бурения по забою ствола перфораторы подняты на ходовое отделение ствола выше породного целика.

В качестве ВВ применяются аммиачно-селитренные ВВ.

II. Уборка породы.

При проходке восстающего порода собственным весом перепускается по породному отделению восстающего и далее по металлической трубе ø1000м в камеру разгрузки. Из камеры разгрузки порода выдается на вышележащий горизонт скипом по строительному уклону. Из забоя ствола в породное отделение восстающего порода убирается вручную.

III. Постоянная крепь.

Крепление ствола выполняется монолитным бетоном. Проектом предусматривается отставание бетонной крепи от забоя не мене чем на 2 (до отбитой разрыхленной породы) метра.

Для возведения крепи предусмотрена деревометаллическая опалубка. Кольца опалубки диаметром 6420мм металлические собранные из отдельных сегментов из швеллера №18, обшивка опалубки доски 40мм. Лицевые соприкасающиеся с бетоном доски должны иметь одинаковую толщину. Опалубку изготовлять сплошной, чтоб не было утечки цементного молока. Ниже кольцо следует присыпать породой. Центрирование кольца осуществляется от центрального отвеса, имеющегося в стволе. Бетон за опалубку подается по бетонопроводу ø168мм заканчивающемся горшковыми трубами.

IV. Вентиляция.

Проветривание забоя, восстающего и ствола осуществляется вентиляторами осевыми типа СВМ. при проходке восстающего, для проветривания забоя  предусмотрено из зумпфа  ствола на отметке -756, 400м пробурить три скважины, так чтобы они были расположены в площади сечения восстающего.

Свежий воздух подается по стволу 15БИС. Отработанная струя подхватывается вентилятором СВМ и по прорезиненным рукавам ø 600мм сбрасывается в вентиляционный восстающий с исходящей струей.

V. Электроснабжение.

На время ликвидации породного целика между -756,6 до -740м во вспомогательном стволе электроснабжение сварочного аппарата, освещение полков выполняется через федерный автомат АФВ-IА, установленный у вспомогательного ствола. ОТ АФВ-IА к электрооборудованию прокладывается гибкий кабель КРПСН-3*25+1*10. Освещение полков выполняется светильникам напряжением 36В, от осветительного аппарата АБК 2,5; 380/36В.

VI. Связи и сигнализация.

Связь и сигнализация в двух местах:

1 – между горизонтом -860м и машинистом лебедки ЛППГ-1,5 на подшкивной площадке углубленного подъема, отметка 756,400м

2 – связь межу забоем ствола при ликвидации породного целика, начиная с 751м и машинистом лебедки ЛППГ-1,5; установленной у горизонта -740м.

Предусматривается светозвуковая сигнализация.

VII. Снабжении сжатым воздухом и водой.

Сжатый воздух на время проходки восстающего и ствола подается с горизонта по трубопроводу ø133(108)мм, проложенному по хоровому отделению восстающего. Так же прокладывается водопровод ø108(57)м

Допускается подача воздуха и воды с -740м. Трубы прокладываются также в ходовом отделении с г-740 до забоя ствола.

Охрана труда и техника безопасности

1. До начала работ все рабочие и ИТР обязаны изучить проект производства работ;

2. В составе бригады: проходчик, занятые спуском-подъемом материалов, должны иметь права стропальщика;

3. Ежемесячно  горный мастер знакомит членов звена под роспись  в «Книге наряд-допуск»  с объемом, порядком выполненных работ;

4. Пред началом работы горный мастер проверяет рабочие места, оборудование, лестницы ходового отделения. Полки переходные очищены от породы.

5. Работы по уборке породы из забоя ствола в восстающий разрешается выполнять только после перекрытия восстающего арматурной сеткой. Это же требование относится к перекрытию трубы на подшкивной площадке до начала работ в восстающем.

6. Спуск и подъем людей в ствол для обслуживания водоотлива разрешается после осмотра механиком проходки, состояния подшкивной площадки, шкивов, канатов, прицепы устройства, состояние всех перекрытий. Результаты записывают в журналы.

Паспорт буровзрывных работ на проходку восстающего

  •  Диаметр шпуров 42мм;
  •  Количество шпуров на цикл – 24шт;
  •  Количество шпуров на 1м3 в массиве – 5шт;
  •  Количество шпурометров на цикл – 38,6 п.м.;
  •  Количество шпурометров н 1м3 породы – 7,6 п.м;
  •  КИШ = 0,8;
  •  Продвигание забоя за 1 цикл – 1,2п.м.;
  •  Выход горной массы – 4,8м3;
  •  В разрыхленном состоянии – 9,6м3;
  •  Тип ВВ – детонит;
  •  Расход ВВ за цикл – 24кг, на 1м3 – 5кг;
  •  Тип детонаторов №8М;
  •  Расход детонаторов за цикл – 24шт;
  •  Расход детонаторов на 1м3 – 5кг;
  •  Количество ОШ на 1м3 пор – 16,7 п.м.;
  •  На цикл – 81п.м.
  •  Источник тока КПМ-1А.

Паспорт БВР на проходку ствола

Расчет параметров

Исходные данные: Sв пр = 37,8м2;

Крепость пород – 12,7.

Тип применяемого ВВ – аммонал;

Диаметр патронов ВВ – 32мм;

Работоспособность Р = 430см;

Количество шпуров в забое:

N = 12,7*(УП/КЖД2) = 92 шт., где:

У – удельный расход ВВ, У1 = 0,1*Ф = 0,1*12,7 = 1,27;

к – коэффициент заполнения шпуров к = 0,7

ж – плотность ВВ, ж = 1г/см3; 

У=У1сз*л, где:

У1 – коэффициент взрываемости породы.

Кс  = 1,4 – коэффициент структуры породы;

К3 – коэффициент зажима,

Способности ВВ определяются: Л = 380/р = 380/430 = 0,88

N = (12,7*3,18*37,85)/(0,7*1*10,24) = 113

Принимаем 93 шпура.

Величина расхода ВВ на заходку определяется по формуле О = ПЛУ, кг;

О = 37,8*1,6*3,18 = 192кг.    Принимаем 192кг.

Средняя величина заряда:     Qср = O/N = 92/92 = 1,0

Заряды вспомогательных шпуров 1,0*58 шт = 58кг,

очистных 1,0кг*34шт = 34кг.

Способ взрывания – электрический.

Паспорт составлен на основании опытных взрывов.    

Расчет электровзрывной сети

При проходке забоя ствола 15 БИС с отм.-756м схема соединения электродетонаторов и электровзрывной сети параллельно – последовательная, состоящая из 3х последовательно соединенных групп. В каждой группе ЭД соединяются параллельно, в 1й и 2й группе 30ЭдЮ в 3й – 32ЭД.

Кабель марки КГХЛ 3х10хГА длиной 400м Длина магистрального кабеля ВПСЛ-0,7 длиной 60м. Антенные провода принимаем из алюминиевого провода диаметром 2мм, диаметр окружности антенны 6м и 4,5м. длина антенного провода соответственно будет lант = 3,14*9+3,14*4,5 = 33м вследствие изгибов проводов и неровностей длину антенных проводов принимаем 36м.

Источник тока – ВПС-2

Напряжение – 1000В

Сопротивление каждого ЭД-3Н принимаем – 3,40м

где: V = 1000м;

R – суммарное сопротивление проводников

      R = β*(l/S)

      Rк = (0,029/10)*2*400 = 232 Ом;

      Rант = 0,29*(36/3,14) = 0,33 Ом.

γg – сопротивление ЭД = 3,4;

Rмаг = 0,103*(60/0,75) = 8,24;

R60нд = 0,026*(30/0,7) = 1,11 Ом;

Rк = 2,32+0,33+8,24+1,1 = 12 Ом.

13. ИСПОЛЬЗУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА

1. Справочник инженера шахтостроителя том 1, том 2. Москва «Недра» 1983г.

2. Методичка №32 кафедры шахтного строительства, 1990г.

3. Методичка №33 кафедры шахтного строительства, 1990г.

4. Методичка №37 кафедры шахтного строительства, 1990г.

5. Методичка №50 кафедры шахтного строительства, 1990г.

6. ЕПБ при разработке рудных, нерудных и рассыпных месторождений подземным способом. Москва «Недра» 1977г.

7. Хаджиков Р.Н. «Горная механика» Москва «Недра» 1982г.

8. Картавый Н.Г. «Шахтыне стационарные установки»  Москва «Недра» 1987г.

9. Дзюбаи В.С. Справочник энергетика Москва «Недра» 1983г.

10. ЕНиР Сборник Е36 горнопроходческие работы Москва «Недра» 1983г.

11. Смирняков В.В. «Технология строительства горных предприятий» Москва «Недра» 1989г.

12. СНиП Сборник №35 том 1, том 2. Горнопроходческие работы. Москва «Стройиздат» 1983г.

13. Федюкин В.А. Реконструкция горных предприятий. Москва «Недра» 1988г.


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

20000. Здоровое поколение 36.5 KB
  Эта программа проводится на дискотеке. Перед началом танцевальной программы с участниками проводится игра «Крестики-нолики» на тему «Здоровый образ жизни». Зал зрительно делится на две равнозначные половины – это команды. Одна – «крестики», другая – «нолики»
20002. Сказ о том как царевнуМенделевну выдавали замуж и что из этого вышлоИли Замуж не напасть кабы замужем н. 54.5 KB
  Действующие лица: Скоморох Царь ЦаревнаМенделевна Нянька Дворецкий Заморский граф Табакян Яговна Медичка Звучит заставка к мультфильму Пластилиновая ворона. Жил во граде энтом царь Делото ведь было в старь. Кликнул царь по Интернету Выходит царь и кричит в рупор: Царь: Так и так невеста есть И добра у ней не счесть. Вызвал Царь к себе Царевну.
20004. Дорожите жизнью, такой красивой 45.5 KB
  На полу раскладываются соответствующие плакаты. Если вы согласны с их ответами на вопросы то переходите в их область. Но при этом нельзя переходить от ответа дважды при решении одного вопроса.
20005. Основные алгоритмические структуры: следование, ветвление, цикл; изображение на блок-схемах. Разбиение задачи на подзадачи. Вспомогательные алгоритмы 46.5 KB
  Цикл Цикл представляет собой алгоритмическую конструкцию в которой многократно выполняется одна и та же последовательность шагов называемая телом цикла. Каждое однократное исполнение тела цикла называется итерацией. Если тело цикла было выполнено N раз говорят что было произведено N итераций. Для того чтобы определить момент прекращения выполнения тела цикла используется условие цикла.
20006. Величины: константы, переменные, типы величин. Присваивание, ввод и вывод величин. Линейные алгоритмы работы с величинами 44.5 KB
  Значение этого выражения при x=0 равно 0. При x=1 y=1 r=2 значение этого выражения истина а при x=2 y=2 r=1 ложь . Если А = куст а В = зеленый то значение выражения АВ есть куст зеленый . От естественных они отличаются ограниченным числом слов значение которых понятно транслятору и очень строгими правилами записи команд операторов.