Проведение горизонтальных горно-разведочных выработок: Методические указания к курсовому проектированию

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Оренбургский государственный университет Кафедра геологии

С.Б. КОЛОКОЛОВ, Б.М.ЛЕГКИХ

ПРОВЕДЕНИЕ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ ГОРНОРАЗВЕДОЧНЫХ ВЫРАБОТОК МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ К КУРСОВОМУ ПРОЕКТИРОВАНИЮ

Рекомендовано к изданию Редакционно-издательским советом государственного образовательного учреждения высшего профессионального образования «Оренбургский государственный университет»

Оренбург 2004

ББК 33.15я73 К61 УДК 622.26 (075.8)

Рецензент доктор геолого-минералогических наук, профессор П.В.Панкратьев К61

Колоколов С.Б., Легких Б.М. Проведение горизонтальных горно-разведочных выработок: Методические указания к курсовому проектированию. Оренбург: ГОУВО ОГУ, 2004.- 40с.

Рассматриваются вопросы определения давления на деревянную крепь горизонтальных горно-разведочных выработок, расчета крепи и составления паспорта крепления; приводятся общие принципы составления паспорта буровзрывных работ и графика организации труда в проходческом забое. Методические указания предназначены для студентов, обучающихся по программам высшего профессионального образования по специальности 080100 при изучении дисциплины «Горные машины. Проведение горноразведочных выработок».

ББК 33.15я73  Колоколов С.Б., Легких Б.М.,2004  ГОУ ВО ОГУ, 2004

2

Введение Горные выработки – это искусственно создаваемые полости в земной коре, имеющие разное целевое назначение. Процесс создания горных выработок называется проведением или проходкой. Выработки, которые проходят при поисках и разведке месторождений полезных ископаемых, называют горно-разведочными или просто разведочными. С помощью горноразведочных выработок геологоразведчики могут непосредственно проникнуть в толщу земной коры и изучать условия и параметры залегания полезных ископаемых, проводить опробование, определяя ценность, содержание и закономерности распределения полезных компонентов. Поскольку горная выработка представляет собой полость, то для ее образования необходимо некоторый объем горных пород отделить от массива и удалить. Процесс отделения пород от массива называют отбойкой. При небольших объемах проходки и небольшой крепости пород отбойку можно осуществлять вручную, например с помощью отбойных молотков. Значительно эффективнее использование различных проходческих машин и механизмов. Наиболее распространенным способом отбойки, особенно в крепких породах является буровзрывной способ, использующий для разрушения пород энергию взрыва. Образованная в результате проведения выработки полость оказывает влияние на напряженное состояние окружающего массива, находящегося в состоянии всестороннего сжатия под давлением веса вышележащих пород, которое на значительных глубинах весьма велико. В результате этого влияния вокруг выработки может произойти самопроизвольное разрушение пород или их пластическое деформирование. Породы, находящиеся в пределах зоны разрушения вокруг выработки могут под действием собственной тяжести обрушиться в выработку или быть выдавленными в нее. Это нарушает условия эксплуатации выработки и является недопустимым. Для предотвращения этого явления горные выработки в большинстве случаев оснащают крепью. Под крепью понимают искусственное сооружение в выработке, препятствующее обрушению и выдавливанию пород в выработку и развитию зоны разрушения . Из многочисленных видов и конструкций крепи в горно-разведочных выработках наибольшее распространение получила и сохраняет до сих пор деревянная крепь. Процесс проведения горных выработок представляет собой последовательное выполнение различных проходческих операций. Совокупность этих операций называют проходческим циклом. За один цикл происходит увеличение длины выработки на некоторую величину, называемую подвиганием за цикл. Горнопроходческие работы относятся к разряду наиболее опасных и трудоемких и поэтому требуют четкой и продуманной организации. С этой целью разрабатываются графики организации труда, регламентирующие последовательность выполнения операций, затраты времени и количество рабочих для их выполнения. 3

В методических указаниях рассматриваются вопросы проектирования деревянной крепи, определения параметров буровзрывных работ и разработки графика организации работ при проведении горизонтальных горноразведочных выработок. Методические указания предназначены для студентов специальности 08.01.00 – геологическая съемка, поиски и разведка месторождений полезных ископаемых, изучающих дисциплину «Горные машины и проведение горно-разведочных выработок» и выполняющих курсовой проект по этой дисциплине. Предлагаемые в методических указаниях методики расчетов намеренно упрощены и не претендуют на полноту учета всех влияющих факторов.

4

1 Крепление горно-разведочных выработок 1.1 Определение размеров зоны разрушения вокруг выработки Для эксплуатации горной выработки важно обеспечить необходимые размеры ее поперечного сечения в свету, т.е. размеры свободного пространства внутри выработки, достаточные для свободного передвижения по выработке людей и транспортных средств. Размеры в свету стандартных трапециевидных сечений горизонтальных горно-разведочных выработок приведены в таблице 1. Обозначения величин – на рисунке 1. Таблица 1 - Размеры поперечных сечений трапециевидной формы Площадь поперечного сечения в свету, м2 2,0 3,0 4,8 5,1 6,1 7,0 7,5

Ширина в почве в1, мм

Ширина в кровле, в2,мм

Высота h,мм

1320 1800 2300 2360 2580 2800 2900

900 1360 1750 1750 1900 2180 2240

1850 1850 2360 2580 2720 2800 2900

При креплении выработки часть поперечного сечения занята крепью, поэтому размеры полости, создаваемой в массиве горных пород при проходке должны быть больше, чем размеры в свету. Эти размеры, называемые размерами в проходке, нетрудно определить, если знать размеры крепежных элементов. Выработки трапециевидного поперечного сечения закрепляются деревянными рамами, состоящими из двух ножек и верхняка, соединенных между собой с помощью врубок «в лапу». Ножки рамы имеют наклон внутрь выработки, образуя трапецию. Для обеспечения распора в почве ножки заглубляются в специально разделываемые лунки, а для лучшего внедрения их в породу почвы концы ножек заостряют «на карандаш». Элементы крепежной рамы изготавливаются из деревянных стоек круглого поперечного сечения диаметром обычно от 16 до 26 см. Рамы могут быть установлены «всплошную» – без зазоров по длине выработки. Если же между рамами имеется зазор (установка рам «вразбежку»), то кровля выработки, а в большинстве случаев и бока затягиваются (защищаются от возможного падения кусков породы внутрь выработки) с помощью деревянных распилов (досок, горбылей), называемых затяжкой. Затяжка устанавливается в зазор между крепежными рамами и породным контуром и опирается на рамы. Поскольку породный контур при буровзрывном способе проходки трудно сделать ровным, зазоры между 5

крепежной рамой и массивом по контуру выработки разные: в одни едва помещается затяжка, а в других остается свободное пространство и за затяжкой. Но для включения крепи в работу как можно раньше после ее возведения необходим плотный контакт ее с массивом по всему контуру (за исключением почвы). Поэтому все свободное пространство за затяжкой тщательно закладывается кусками породы (забутовывается). Таким образом, размер выработки в проходке по ширине должен быть больше размера в свету на величину двух диаметров ножек и двух толщин затяжки. Аналогично определится и высота выработки в проходке, за исключением того, что в почве элементов крепи как правило не бывает. Поскольку размеры элементов крепи заранее неизвестны и подлежат определению в результате расчета, можно ориентировочно принять диаметр стоек равным 20см, толщину затяжки 5см и возможный зазор между затяжкой и породным контуром 5см. Тогда ширина выработки в проходке (рисунок. 1): в почве

b1 = b1св + 60 , см,

(1.1)

b2 = b2св + 60 , см,

(1.2)

h = hсв + 30 , см,

(1.3)

в кровле

высота выработки

В результате расчета, конечно диаметр крепежных элементов может оказаться больше, чем 20см, и размеры выработки в проходке соответственно увеличатся, что ведет к увеличению зоны разрушения и нагрузки на крепь. Однако это увеличение при диаметре стоек до 26см не превышает точности расчета и может не учитываться. Нагрузка на деревянную крепь определяется весом пород, потерявших связь с массивом в результате создания в нем полости (выработки). Для того, чтобы до проведения выработки оценить возможную величину давления на крепь, нужно найти размеры образовавшейся вокруг выработки зоны неупругих деформаций (разрушения). Решение этой задачи для выработки с трапециевидной формой поперечного сечения представляет значительные математические трудности и может быть получено только численным методом с применением компьютерной техники. Однако для ориентировочной оценки величины давления с достаточной для инженерных расчетов точностью можно воспользоваться решением в упрощенной постановке. При гидростатическом распределении напряжений в нетронутом массиве и круглой форме поперечного сечения выработки зона разрушения представляет собой круговое кольцо. Если заменить выработку с трапециевидной формой поперечного сече6

b2

b2св

h hсв

b1св

1

Рисунок 1 – К определению размеров выработки в проходке

7

ния эквивалентной выработкой с круглым сечением, то при гидростатическом распределении напряжений в нетронутом массиве и использовании в качестве критерия перехода пород в неупругое (разрушенное) состояние критерия Кулона-Мора наружный радиус кольцевой зоны неупругих деформаций можно найти по формуле

RL = Ro ⋅ ((γ ⋅ H + K ⋅ ctgϕ ) ⋅ (1 − sinϕ ) / Kctgϕ )⋅1/ (α −1) ,

(1.4)

где R0 – радиус контура эквивалентной выработки, ϕ - угол внутреннего трения,

α = (1 + sin ϕ ) /(1 − sin ϕ )

(1.5)

К – сцепление пород в массиве, H – глубина расположения выработки, γ - объемный вес (плотность) пород.

Если зона разрушения вокруг выработки существует, то радиус контура зоны разрушения, вычисленный по формуле (1.4), больше, чем радиус контура эквивалентной выработки. Если в результате расчета получается, что радиус контура зоны разрушения меньше, чем радиус контура эквивалентной выработки, то это означает, что разрушения пород возле выработки не происходит и, следовательно, выработка не крепится. Радиус эквивалентной выработки можно найти графически, выполнив в масштабе построение сечения выработки в проходке (рисунок 2). Если из середины боковой стороны трапеции восстановить перпендикуляр, то точка пересечения этого перпендикуляра с вертикальной осью симметрии сечения есть центр описанной окружности. Радиус эквивалентной выработки можно также найти и по формуле

Ro =

((b

2

/2

)

2

+ ( h1 ) 2

)

1/ 2

,

(1.6)

где h1

– расстояние от центра эквивалентной круглой выработки до кровли трапециевидной выработки h1 = ((b1 + b2 )(b1 − b2 ) + 4h 2 ) /(8h)

(1.7)

Физический смысл характеристик прочности K и ϕ ясен из рассмотрения паспорта прочности (рисунок 3), представляющего собой огибающую предельных кругов Мора. Под предельным подразумевается круг 8

b2

h1

R0

h

R0

b1

Рисунок 2 – К определению радиуса эквивалентной выработки .

9

φ

τ

σ

K

ϕ

σр

σмcж

Рисунок 3 – Паспорт прочности Мора, построенный для напряженного состояния, при котором наступает разрушение или происходит переход в пластическое состояние. При прямолинейной форме огибающей, которая неплохо описывает разрушение многих типов пород, паспорт прочности можно построить, использовав предельные состояния при одноосном растяжении (радиус круга равен σр/2) и при одноосном сжатии (радиус круга равен σсж/2). Тогда огибающая является касательной к этим предельным кругам, а угол φ – угол наклона ее к оси σ, сцепление K – ордината точки пересечения огибающей с осью τ. 10

Для прямолинейной огибающей между прочностью при сжатии, прочностью при растяжении, сцеплением и углом внутреннего трения существуют простые соотношения. Однако эти соотношения справедливы для однородного материала. Наличие дефектов различного рода уменьшает сцепление и, соответственно, прочность при сжатии. При этом степень уменьшения прочности зависит от величины дефектов. Этот эффект носит название масштабного. Поскольку определение прочности при сжатии производится на образцах малых размеров, то использование полученных значений прочности для оценки прочности в массиве приводит к занижению зоны разрушения, а, следовательно, и к занижению нагрузки на крепь. Поэтому при построении паспорта прочности для массива следует вводить в величину прочности при сжатии уменьшающий масштабный коэффициент. Точное определение величины масштабного коэффициента требует проведения большого объема экспериментов, поэтому на практике вводится коэффициент запаса в величину нагрузки на крепь. Коэффициент запаса не отражает физической сущности указанного эффекта и для учебных целей целесообразно назначать масштабный коэффициент в пределах от 0,3 до 0,9, установленных исследователями этого явления. Кроме масштабного эффекта в реальном массиве практически всегда имеются структурные ослабления прочности в виде тонких прослойков, систем трещин и др. Сцепление на этих поверхностях существенно снижено, что учитывается введением коэффициента структурного ослабления в величину сцепления. Следует заметить, что эмпирические формулы, применяемые при технологических расчетах, часто используют коэффициент крепости – характеристику прочности при сжатии, численно равную величине прочности при одноосном сжатии, выраженной в кГ/см2, деленной на 100. Эта величина имеет также название коэффициента крепости по Протодъяконову. Поскольку при выводе указанных формул были использованы характеристики, полученные при испытании малых образцов, в технологических расчетах (например, при определении параметров буровзрывных работ) вводить масштабный коэффициент не следует. Что касается прочности при растяжении, то эта величина непосредственно характеризует сопротивление разрыву и не зависит от масштабного фактора. Имея в виду указанное выше, определение основных характеристик прочности в массиве можно выполнить в следующем порядке. Вначале в величину прочности при сжатии, полученную на образцах, вводится масштабный коэффициент kм : м σ сж = σ сж ∗ k м

(1.8)

Затем строится паспорт прочности с использованием полученного м значения σ сж . По паспорту прочности графически с учетом принятого при построении масштаба определяется сцепление K и угол внутреннего трения ϕ . 11

Эти величины можно определить и по формулам: угол внутреннего трения по формуле

((

)(

м м ϕ = arcsin σ сж − σ р / σ сж +σ р сцепление

))

м ⋅ (1 − sin ϕ ) σ сж К= ⋅ 2 cos ϕ

,

(1.9)

(1.10)

1.2 Определение вертикального давления на крепь

Крепь должна обеспечить равновесие пород, расположенных в пределах зоны разрушения. Если зона разрушения невелика, то при отсутствии крепи в выработку может обрушиться вся масса разрушенных пород, находящаяся в кровле выработки. Однако при увеличении размеров зоны разрушения начинает действовать арочный эффект: силы трения между элементами разрушенных пород становятся достаточными для удержания их в равновесии в той части зоны разрушения, которая находится за пределами так называемого свода естественного равновесия. Свод естественного равновесия представляет собой параболическую поверхность, опирающуюся на не разрушенную часть массива в боках выработки. Разрушенные породы, ограниченные сверху сводом естественного равновесия при отсутствии крепи могут обрушиться в выработку, и крепь должна обеспечивать их равновесие, чтобы избежать аварийной ситуации. Породы, расположенные выше свода, не нуждаются в поддержании и их вес не участвует в формировании нагрузки на крепь. Итак, для определения требуемого сопротивления крепи необходимо определить размеры зоны разрушения и размеры свода естественного равновесия. Если свод естественного равновесия располагается внутри зоны разрушения, то требуемое сопротивление крепи (величина вертикального давления на крепь) определяется весом пород, находящихся в пределах свода. Если же свод естественного равновесия выходит за пределы зоны разрушения, то это означает, что естественного равновесия пород в этой зоне нет и давление на крепь определяется всей массой разрушенных пород в кровле. Давление на крепь со стороны боков выработки (горизонтальное или боковое давление) возникает в результате сползания разрушенных пород в боках по поверхности сползания, которая представляет собой поверхность, близкую к наклонной плоскости. Угол наклона этой плоскости к горизонту зависит от угла внутреннего трения разрушенных пород и может быть принят 12

равным 450+φ/2. Давление на крепь определяется весом пород, находящихся между указанной плоскостью и выработкой. Если плоскость сползания выходит за пределы зоны разрушения, то давление на крепь формируется не всей массой пород, ограниченных этой плоскостью, а только ее частью, находящейся в пределах зоны разрушения. Для определения давления на крепь удобно пользоваться графическим построением (рисунки 4 и 5). Вначале строится контур выработки в проходке и затем контур эквивалентной круглой выработки и соответствующий контур зоны разрушения. Из крайних точек контура в почве проводятся прямые под углом θ = 450 + ϕ / 2 к горизонту. Определяется точка пересечения этой прямой с линией кровли выработки (точка А). Если точка А оказывается внутри зоны разрушения (рисунок 4), то она и является точкой опоры свода естественного равновесия, поскольку за пределами плоскости сползания равновесие пород обеспечено естественным образом. Если же точка А выходит за пределы зоны разрушения (рисунок 5), то границей устойчивой части пород на линии кровли будет точка F пересечения этой линии с контуром зоны разрушения и, следовательно, она и будет точкой опоры свода естественного равновесия. Таким образом, шириной основания свода естественного равновесия будет в первом случае удвоенная величина отрезка АО, а во втором – отрезка FO. Если обозначить половину ширины основания свода через a1, то в первом случае (при большой зоне разрушения – АО на рисунке 4) a1 = b1 / 2 + h ∗ tg (45o − ϕ / 2) .

(1.11)

Во втором случае (малая зона разрушения – FO на рисунке 5) a1 = ( RL2 − h12 )1 / 2 ,

(1.12)

где h1 (см. на рисунке 2 и формулу 1.7). Высота свода естественного равновесия (расстояние от уровня кровли выработки до верхней точки параболы) определяется по формуле hсвд = a1 / tgϕ .

(1.13)

Если свод естественного равновесия по высоте превосходит зону разрушения (как это имеет место на рисунках 4 и 5: H > Z), то интенсивность вертикальной распределенной нагрузки на крепь равна pв = γ ∗ Z ,

(1.14)

где γ –плотность горных пород в кровле выработки, Z = RL − h1 .

13

hсвд Z

F A

B

O h

θ C

R0

RL

Рисунок 4 – К определению давления на крепь при большой зоне разрушения

14

hсвд Z

A

F

O

B hp

h θ C

R0

RL

Рисунок 5 – К определению давления на крепь при малой зоне разрушения

15

Если свод естественного равновесия по высоте полностью умещается в пределах зоны разрушения, то интенсивность вертикальной нагрузки на крепь равна pв = γ ∗ hсвд .

(1.15)

Полученная величина – это нагрузка, приходящаяся на единицу площади кровли выработки. 1.3 Определение боковой нагрузки на крепь

Боковая (горизонтальная) нагрузка на крепь определяется на основе теории давления на подпорную стену. Если призма сползания (треугольник АВС на рисунке 4) полностью вписывается в зону разрушения, то в верхней части выработки интенсивность бокового давления составит

 90 ο − ϕ Р = γ Ζ 1 ⋅ tg  2  в б

2

  , 

(1.16)

в нижней части Р

н б

= γ

(Z 1

+ h ) ⋅ tg

2

 90 ⋅  

ο

− ϕ  ,  2 

(1.17)

где Z1 определяет величину пригруза на призму сползания от веса пород в зоне разрушения в кровле. Приближенно ее можно принять равной Z/2. Если призма сползания выходит за пределы зоны разрушения (случай, представленный на рисунке 5), то необходимо выполнить дополнительное построение. Из точки F проводится прямая, параллельная следу плоскости обрушения АС до пересечения с контуром выработки в проходке. Расстояние по вертикали от этой точки пересечения до кровли выработки hр есть высота, на которой призма сползания формируется полностью. Величина давления в нижней части тогда определяется по формуле

90 ο − ϕ Рб = γ ⋅ (z1 + h p ) ⋅ tg . 2 н

2

(1.18)

Несмотря на то, что интенсивность бокового давления на крепь не одинакова по высоте выработки, для упрощения боковую нагрузку можно принять равномерно распределенной по высоте с интенсивностью, равной среднему арифметическому верхнего и нижнего значений.

16

1.4 Расчет деревянной крепи

Деревянная крепь представляет собой четырехшарнирную раму (рисунок 6), состоящую из трех элементов: горизонтального (верхняк) и двух наклонных (ножек или стоек), соединенных между собой шарнирно. Для обеспечения геометрической неизменяемости схемы кроме двух вертикальных и двух горизонтальных опор в почве в одном из верхних узлов вводится горизонтальная связь. В реальной крепежной раме это опирание создается путем расклинивания рамы с помощью деревянных клиньев, забиваемых между рамой и породным контуром. Расчет рамы выполняется по поэтажной схеме: вначале рассчитывается верхняк от вертикальной нагрузки, а затем ножка, загруженная боковой (горизонтальной) нагрузкой, вертикальной распределенной нагрузкой, действующей непосредственно на ножку и сосредоточенной, передаваемой на ножку от верхняка в узле их соединения. Величина нагрузки, которую испытывает одна крепежная рама, зависит от плотности установки крепежных рам (nрам – число рам на один м длины выработки). Поскольку плотность установки заранее неизвестна, расчет вначале производится в предположении установки рам через метр (плотность – одна рама на метр или шаг крепи L = 1м). Тогда нагрузка на раму численно равна величинам, определенным выше, но размерность величин теперь равна силе, деленной на длину (например кН/м). Расчетной схемой верхняка является балка на двух опорах, загруженная равномерно распределенной по длине нагрузкой Рв . Расчетная схема строится из стержней, положение которых определяется осями элементов (линиями, на которых располагаются центры тяжести сечений элементов). Для удобства расчета рекомендуется все силы задавать в кН, а длины – в см. Расчетная длина верхняка lв = b2св + d ,

(1.19)

где d – диаметр элементов крепи, который, как указано выше, может быть принят вначале ориентировочно равным d=20см. Максимальный изгибающий момент в верхняке M max = pв ∗ lв2 / 8 .

(1.20)

При вычислениии изгибающего момента нужно быть внимательными к размерностям. Рекомендуется нагрузку взять в кН/м, длину верхняка в м, тогда результат получится в кНм. Для дальнейших расчетов величину изгибающего момента брать в кНсм (для чего умножить результат на 100).

Рв 17

lв Рб

Рб

h

l1

Рисунок 6 – Расчетная схема крепежной рамы В качестве элементов деревянной крепи используются шахтные стойки круглого поперечного сечения.Момент сопротивления элемента круглого поперечного сечения W = πd 3 / 32 ≈ 0.1d 3 .

(1.21)

Наибольшее нормальное напряжение в поперечном сечении верхняка

σ = M max / W .

(1.22)

Условие прочности верхняка

σ ≤ Ru ,

(1.23)

где Ru- расчетное сопротивление древесины при изгибе, которое для круглого леса (сосна) третьего сорта составляет Ru = 10МПа, второго сорта Ru = 16Мпа . Если условие прочности (1.23) не выполняется, то следует уменьшить шаг крепи L. Рекомендуются из технологических соображений: L= 0,5м ( 18

плотность две рамы на метр выработки), L= 0,33м (плотность три рамы на метр), L= 0,67м (плотность три рамы на два метра), L= 0,75м (плотность четыре рамы на три метра). Рамы при необходимости могут устанавливаться и всплошную (при диаметре леса 20см в этом случае плотность составит пять рам на метр). Условие прочности крепи с учетом плотности установки рам может быть записано в виде M max ∗ L / W ≤ Ru .

(1.24)

Изменяя шаг крепи нужно добиться удовлетворения условия (1.24). Кроме того, чтобы обеспечить выполнение условия прочности, можно увеличить диаметр верхняка: тогда изменится величина момента сопротивления W. Стандартные диаметры крепежного леса: 16,18,20,22,24см. Элементы большего диаметра для крепления разведочных выработок применять нецелесообразно. Наконец, можно выбрать древесину с большим сопротивлением: вместо сосны третьего сорта взять сосну второго сорта. После того, как подобран шаг крепи и диаметр верхняка, нужно проверить прочность ножек. Диаметр ножек на практике принимается таким же как и диаметр верхняка. Расчетная схема ножки также представляет собой балку на двух опорах. В нагрузке учитывается уже подобранный шаг крепи L. Изгибающий момент в ножке от вертикальной распределенной нагрузки M в = pв ∗ L ∗ l12 / 8 ,

(1.25)

где l1 – проекция ножки на горизонтальную плоскость l1 = (b1 − b2 ) / 2 .

(1.26)

Изгибающий момент в ножке от горизонтальной распределенной нагрузки (она, как было отмечено выше может в запас прочности быть принята равномерно распределенной по высоте) M г = ( pбн + рбв ) ∗ L ∗ h 2 / 16 .

(1.27)

Сосредоточенное давление, передаваемое от верхняка на ножку, равно половине вертикального давления в кровле, и с некоторым запасом этой

величине может быть приравнена продольная сила в ножке. Продольная сила определится по формуле 19

N = pв ∗ lв / 2 .

(1.28)

Нормальное напряжение в сечении ножки

σ = (M в + M г ) / W + N / A ,

(1.29)

2

где А= π d /4 - площадь поперечного сечения ножки. Напомним, что диаметр стойки принимается таким же, как и диаметр верхняка. Если условие прочности (1.24) для стойки выполняется, то на этом расчет крепи заканчивается. Если же не выполняется, следует, как было указано выше при расчете верхняка, уменьшить шаг крепи или увеличить диаметр стойки. В последнем случае необходимо также изменить и диаметр верхняка: принять его таким же, как и диаметр стойки. 1.5 Составление паспорта крепления

Паспорт крепления представляет собой официальный документ, на основании которого производится крепление выработки. Соблюдение паспорта крепления обеспечивает безопасность ведения горных работ. Паспорт крепления составляется в соответствии с правилами безопасности с учетом назначения, срока службы и конкретных горно-геологических условий проходки выработки. Паспорт составляется в двух экземплярах для каждой выработки и утверждается главным инженером подразделения, осуществляющего проходку. Все лица, осуществляющие крепление или руководящие этими работами, должны быть ознакомлены с паспортом крепления под расписку. Паспорт крепления представляет собой чертеж, на котором изображается поперечное сечение закрепленной выработки с необходимыми размерами (примерно так как на рисунке 1), а также продольный разрез по выработке (пример на рисунке 7) на участке длиной 2..3м в масштабе 1:20. На чертеже также в более крупном масштабе (1:10) изображается узел соединения верхняка со стойкой (рисунок 8) и узел опирания ножки на почву (рисунок 9). Паспорт крепления содержит также таблицу данных по выработке, в которой указываются : форма поперечного сечения; площадь поперечного сечения в свету; площадь поперечного сечения в проходке; вид откатки; категория крепости пород; тип крепи; материал крепи; расстояние между рамами; характеристика затяжки; диаметр элементов крепи; расход стоек на 1м крепления; расход затяжки на 1м крепления. При составлении таблицы надо иметь в виду, что в выработках с поперечным сечением в свету менее 4.8м2 рельсовая откатка не применяется и вид откатки указывается прочерком. Расход стоек для изготовления крепежных рам указывается в метрах. Расход определяется по суммарной длине стоек и верхняков. Расход затяжки указывается в метрах. Расход затяжки численно 20

равен периметру сечения в свету (без учета почвы), деленному на ширину одной затяжки (распила), которую можно принять равной 20см. Например, при периметре сечения без учета почвы, равном 6,2м, расход затяжки составит 6,2/0.2=31м. Если затяжка производится вразбежку, то расход соответственно уменьшается. При креплении всплошную затяжка отсутствует.

L Рисунок 7 – Продольный разрез выработки

21

Рисунок 8 – Узел сопряжения верхняка и ножки крепи

Рисунок 9 – Узел опирания ножки крепи на почву

22

2 Буровзрывные работы 2.1 Общие положения

Буровзрывные работы предназначены для отбойки горных пород, т.е для их отделения от массива и разрушения до образования фракций (кусков) оптимального для проведения погрузки размера. В состав буровзрывных работ входят операции по бурению шпуров, по их заряжанию взрывчатым веществом и взрыванию. Выполнение этих операций обеспечивает подвигание забоя выработки на некоторое расстояние, которое зависит от глубины шпуров и от эффективности взрыва. Эффективность взрыва оценивается коэффициентом использования шпуров (КИШ), который обычно составляет 0.85…0.9. Таким образом подвигание забоя за один взрыв составляет lц = l ∗ η ,

(2.1)

где lц – подвигание забоя, l – средняя длина (глубина) шпуров, η - коэффициент использования шпуров (КИШ). Совокупность горнопроходческих работ по отбойке пород и последующему оформлению выработки за одно подвигание называют проходческим циклом. Для обеспечения максимальной эффективности взрыва необходимо назначить оптимальное количество взрывчатого вещества, рационально распределить его по шпурам и произвести взрывание зарядов в определенной последовательности. С этой целью составляется паспорт буровзрывных работ (БВР). В свою очередь, для составления паспорта БВР необходимо выполнить расчетное обоснование его параметров. 2.2 Определение расхода взрывчатого вещества и количества шпуров

Вначале необходимо выбрать тип взрывчатого вещества (ВВ). Наиболее распространенным при ведении разведочных работ является аммонит №6ЖВ (он же является эталонным ВВ), поэтому рекомендуется принять этот тип ВВ при курсовом проектировании. Аммонит №6ЖВ выпускается в патронах диаметром 32 и 36мм. Взрывчатое вещество в виде патронов закладывается в предварительно пробуренные шпуры. Глубина шпуров в горизонтальных выработках обычно принимается от 1,5 до 3м и уточняется при проектировании организации работ в забое, т.к. от глубины шпуров зависит время, затрачиваемое на основные операции проходческого цикла. В крепких породах глубина шпуров принимается меньшей (до 1,8м), в породах средней крепости – до 2,2м. Шпуры подразделяются на врубоые и отбойные. Наиболее ответственными за эффективность взрыва являются врубовые шпуры. Заряды в этих шпурах взрываются в первую очередь. В их задачу входит создание в массиве 23

разгруженной от напряжений зоны, что облегчает работу по разрушению остальной части пород, намеченной к отбойке. Образующаяся в результате взрыва врубовых шпуров зона разрушенных пород называется врубом, а форма вруба определяется расположением врубовых шпуров (типом вруба). Выбор типа вруба зависит от структуры массива: взаимного расположения слоев пород с разной прочностью, наличием и расположением поверхностей ослабления прочности, в том числе систем трещин, прослойков слабых пород и т.п. Для массивов без ярко выраженных особенностей структуры рекомендуется наиболее распространенный тип вруба в горизонтальных выработках вертикальный клиновый вруб. Врубовые шпуры вертикального клинового вруба располагаются в два, три, а при большом общем количестве шпуров и в четыре горизонтальных ряда в середине выработки. В каждом ряду пробуривается два шпура с наклоном к центру сечения под углом 60-75 градусов к плоскости забоя. На рисунке 10 приведен пример вертикального клинового вруба, образуемого четырьмя врубовыми шпурами. В левой части рисунка показано трапециевидное сечение выработки (грудь проходческого забоя), на котором кружками помечены устья врубовых шпуров. В данном случае врубовые шпуры расположены в два ряда, при шести врубовых шпурах будет три ряда. Справа показано вертикальное сечение проходческого забоя. Врубовые шпуры изображены жирными линиями. Внизу приведено горизонтальное сечение забоя и врубовые шпуры. Как видно, они наклонены навстречу друг другу, но концы шпуров располагаются на некотором расстоянии, обычно порядка 10…20см. В обычных условиях расстояние по вертикали от верхнего горизонтального ряда до кровли принимается таким же как расстояние от нижнего ряда до почвы. Расстояние между врубовыми шпурами по горизонтали принимается примерно равным половине средней ширины сечения (четвертой части от полусуммы оснований трапеции в проходке). Расстояние по горизонтали от врубовых шпуров до стенок выработки слева и справа в обычных условиях принимается одинаковым. При выборе количества врубовых шпуров, их наклона к плоскости забоя и расстояния между рядами по вертикали важным параметром является крепость пород, характеризующаяся коэффициентом крепости f , о связи которого с прочностью пород при одноосном сжатии говорилось выше. В таблице 2 приводятся рекомендуемые параметры вертикального клинового вруба для выработок с поперечными сечениями в проходке до 12м2 . Глубина врубовых шпуров несколько большая, чем отбойных (на 20- 30см). С целью повышения эффективности взрыва по оси вруба (между врубовыми шпурами) перпендикулярно к плоскости забоя иногда бурят шпуры глубиной в два раза меньшей врубовых. Эти шпуры часто не заряжают. Отбойные шпуры располагаются во внешней по отношению к врубу части сечения выработки. Часть отбойных шпуров, расположенных по контуру сечения называют оконтуривающими. Эти шпуры бурят возможно ближе к контуру, насколько позволяет буровая техника. Обычно это расстояние составляет 10-20 см. Для того, чтобы концы оконтуривающих шпуров выходили на проектный контур сечения, эти шпуры бурят с наклоном в сторону 24

контура. Остальные отбойные шпуры располагают перпендикулярно к плоскости забоя. Углы наклона шпуров лучше всего определять путем построения в масштабе схемы расположения шпуров.

2

2 -2

1

1

2 1 -1

Рисунок 10 – Схема вертикального клинового вруба

Таблица 2 - Параметры вертикального клинового вруба

25

Показатели ƒ=2..3 Количество врубовых шпуров Расстояние между парами врубовых шпуров по вертикали, м Угол наклона врубовых шпуров к плоскости забоя, градусы

Коэффициент крепости пород ƒ= 4..6 ƒ= 7..9

4

4-6

6-8

0,6

0,45

0,4

70-75

66-71

63-68

Для определения количества ВВ, необходимого для эффективного разрушения пород вначале по глубине отбойных шпуров находится общий объем обуренных пород V = S пр ∗ lш ,

( 2.2)

где Sпр – площадь поперечного сечения в проходке, lш, - глубина отбойных шпуров. Количество ВВ, необходимое для разрушения этого объема пород определяется по формуле Q = q ∗V ,

( 2.3 )

где – q – удельный расход : количество ВВ, необходимое для разрушения 1м3 обуренной породы. На удельный расход влияет множество факторов, и существует большое число методик определения этой величины. Рекомендуется определять удельный расход аммонита №6ЖВ по нормам, установленным институтом ВНИИОМШС на основании многочисленных наблюдений (таблица 3). Согласно таблице, удельный расход зависит от коэффициента крепости и площади поперечного сечения в проходке Sпр. Вычисленное по формуле (2.3) количество ВВ теперь нужно распределить по шпурам. Таблица 3 - Удельный расход взрывчатого вещества Коэффициент крепости ƒ 2-3 26

До 5м2 1,40

Расход ВВ в кг/м3 при Sпр 5-7 м2 7-10м2 1,20 1,00

10-15м2 0,85

4-6 7-9 10-14

1,92 3,00 4,20

1,74 2,73 3,83

1,55 2,45 3,45

1,40 2,20 3,18

Заряд шпура (количество ВВ в одном шпуре) можно определить, зная диаметр патрона, его длину и массу ВВ в патроне. Патроны диаметром 32мм имеют среднюю длину 25см и массу 0.2кГ. Для этих патронов бурят шпуры диаметром 36мм. После помещения патронов в шпур, устье шпура уплотняют забойкой. Забойка нужна для обеспечения эффективности взрыва: без забойки образовавшиеся при сгорании взрывчатого вещества газы просто выйдут в выработку и не вызовут разрушения пород. Забойка делается из глины или из глинопесчаной смеси. Применяется также и гидрозабойка (ампулы с водой). Длина забойки составляет обычно 0.2…0,25 длины шпура, а длина заряда в шпуре lзар, соответственно, до (0,75-0,8) l (l – длина шпура). Вначале определяется общий заряд врубовых шпуров. Количество патронов во врубовом шпуре (с округлением до меньшего целого) nn = l зар / lп ,

( 2.4 )

где ln – длина патрона ВВ, lзар- длина заряда во врубовом шпуре. Тогда заряд одного врубового шпура qвш = nn ∗ qn

(2.5)

,

где qп – масса ВВ в патроне. Общий заряд всех врубовых шпуров Qвш = qвш ∗ nвш ,

(2.6)

где nвш – количество врубовых шпуров . Заряд отбойных шпуров принимается из расчета qш = qвш ∗ (0,8..0,85) ,

(2.7)

где qш - заряд отбойных шпуров. Полученная по формуле величина заряда уточняется с учетом длины патрона и забойки. Количество отбойных шпуров (с округлением до большего целого) определяется по формуле nош = (Q − Qвш ) / qш ,

(2.8) 27

где qш – заряд отбойного шпура. Отбойные шпуры распределяются по площади сечения за пределами вруба равномерно. При небольшом числе шпуров прежде всего должно быть обеспечено оконтуривание сечения, в частности, шпуры должны быть во всех четырех углах трапециевидной выработки. При явно недостаточном для оконтуривания сечения количестве шпуров следует уменьшить заряд отбойных шпуров, тем самым увеличив их количество в разумных пределах. В любом случае общий заряд всех шпуров должен быть не меньше рассчитанного на один взрыв заряда Q, но может быть и несколько большим. Для того, чтобы обеспечить эффективность вруба, заряды врубовых шпуров должны быть взорваны несколько раньше, чем заряды отбойных. Это достигается при электрическом взрывании применением электродетонаторов короткозамедленного действия (ЭДКЗ). Патрон-боевик во врубовых шпурах оснащается электродетонатором мгновенного действия (ЭД), а в отбойных электродетонатором с замедлением в десятки миллисекунд (например, ЭДКЗ-50 с замедлением в 50 миллисекунд (мс). С помощью электродетонаторов с разной степенью замедления можно организовывать взрыв более, чем в две серии, если количество шпуров велико. При взрывании в несколько серий последними взрываются оконтуривающие шпуры. 2.3 Паспорт буровзрывных работ

Паспорт буровзрывных работ представляет собой чертеж, который содержит схему расположения шпуров, схему расположения зарядов в шпурах, схему монтажа взрывной сети, технологические данные, таблицу данных о шпурах и зарядах, показатели буровзрывных работ, а также меры безопасности. Схема расположения шпуров составляется в трех проекциях в масштабе 1:50. В курсовом проекте рекомендуется применить масштаб 1:20. Основной проекцией является поперечное сечение. Показывается также вид сверху и сбоку. Шпуры обозначаются на схеме номерами. Нумерация шпуров ведется, начиная с врубовых. Номера шпуров проставляются на всех трех проекциях. Примерная схема расположения шпуров показана на рисунке 11.

28

Рисунок 11 - Примерная схема расположения шпуров

Схема заряда демонстрирует расположение патронов и забойки в шпуре. Должны быть показаны все варианты зарядов врубовых и отбойных шпуров. Пример схемы заряда шпура приведен на рисунке 12. Данные о шпурах и зарядах представляются по форме таблицы 4.

29

1

2

1 - забойка;

3

2 - патрон- боевик; 3 - патроны ВВ.

Рисунок 12 – Схема расположения заряда в шпуре

Таблица 4 - Данные о шпурах и зарядах №№ шпуров

Глубина шпуров, м

1-4 5-12

1,5 1,25

Угол наклона к груди забоя, град. 70 85

Заряд, кг

Электродетонатор

1,00 0,80

ЭД ЭДКЗ-50

В паспорте БВР приводится также схема взрывной сети и ее параметры: длина соединительных проводов и источник тока, сведения о месте расположения взрывного пункта, укрытия взрывника и рабочих, о размерах опасной зоны, месте расположения постов оцепления и т.п. В отдельной таблице размещается характеристика выработки и пород, включающая: наименование выработки площадь поперечного сечения в проходке; коэффициент крепости пород. В курсовом проекте необходимо привести следующие показатели буровзрывных работ: тип взрывчатого вещества; способ взрывания; средство инициирования взрыва; тип забойки; тип вруба; источник тока; тип бурильной машины. общее количество ВВ на один взрыв; диаметр шпуров; общее количество шпуров на один цикл; общее количество шпурометров на один цикл; подвигание забоя за один цикл; 30

объем горной массы, отбитой за один взрыв; время проветривания после взрыва.

3 Организация труда в проходческом забое 3.1 Общие положения

При проходке горной выработки с использованием буровзрывного способа подвигание забоя (увеличение длины выработки) происходит не непрерывно, а дискретно во времени. Длина выработки увеличивается в момент взрыва, а затем производятся работы по приведению образовавшейся полости в состояние, пригодное к эксплуатации: проветривание, уборка породы, возведение крепи, наращивание рельсовых путей и коммуникаций. Совокупность проходческих операций, необходимых для обеспечения подвигания забоя называют проходческим циклом, а процесс проходки горных выработок является циклическим. Документ, определяющий последовательность и длительность операций проходческого цикла, а также необходимое количество рабочих для выполнения этих операций, называется графиком организации труда. Рационально составленный график организации труда обеспечивает выполнение всех операций цикла в целое число смен. При составлении графика вначале необходимо определить трудоемкость проходческих операций. Трудоемкость основных операций может быть определена количественно на основе межотраслевых, отраслевых либо местных нормативов. Существуют нормы времени, которые устанавливают время, необходимое для выполнения единицы объема операции, например время, затрачиваемое на бурение одного метра шпура или на погрузку одного кубометра отбитой горной массы. Нормы выработки, наоборот, устанавливают объем работ, выполняемых за единицу времени. Некоторые работы проходческого цикла не могут быть выражены количественно, например проветривание забоя после взрыва. На такие работы отводится не нормируемое время. Так, на проветривание забоя отводится не более 30 минут в зависимости от производительности вентилятора, объема взрываемого ВВ, площади поперечного сечения выработки и т.д. При выполнении курсового проекта рекомендуется назначить время, отводимое на проветривание после взрыва и осмотр забоя 30-40 минут, на заряжание и взрывание 30-60 минут (в зависимости от количества шпуров). Кроме того, нужно предусмотреть 30минутный перерыв на отдых и прием пищи в середине рабочей смены. Рабочая смена, как правило, имеет длительность шесть часов. При определении трудоемкости следует учитывать следующие нормируемые операции: бурение шпуров, уборка породы, установка крепежных рам и затяжка боков выработки.

31

3.2 Определение трудоемкости бурения шпуров Перед началом бурения шпуров два проходчика проверяют направление горной выработки и производят разметку шпуров. Остальные проходчики (если в звено входит более двух человек) подготавливают буровой инструмент к работе: подтягивают шланги сжатого воздуха и воды, подсоединяют шланги к перфораторам (при бурении перфораторами), производят подключение электросверл к энергосети (при бурении электрическими сверлами). По окончании бурения и зачистки шпура производится забивка деревянной пробки в устье шпура. Один перфоратор обслуживают два человека, одно сверло - тоже два проходчика, а на обслуживание двух электросверл выделяется три человека. Объем работы при бурении шпуров выражается в шпурометрах – количестве метров шпуров, которые нужно пробурить в одном цикле. Нормы времени даются на одну бурильную машину. Следует иметь в виду, что на один перфоратор выделяется два рабочих, а на два сверла – три рабочих. Тип бурильной машины выбирается в зависимости от крепости пород: при крепости до f=6 можно применить сверло (бурильную машину вращательного действия), при большей крепости – только перфоратор (бурильную машину ударноповоротного действия). Количество бурильных машин выбирается в зависимости от площади сечения выработки: на 2,5м2 площади забоя в проходке не более одной машины. Нормы времени на бурение в ч/м приведены в таблице 5. Для определения норм для промежуточных значений крепости используется линейная интерполяция Таблица 5 - Нормы времени на бурение шпуров Коэффициент крепости 1,5-2 3 6 8-9 12-14

Перфоратор 0,17 0,20 0,23 0,28 0,42

Электросверло 0,15 0,20 0,26 -

Общая трудоемкость бурения шпуров определяется по формуле Tб = Vб ∗ N б ,

(3.1)

где Тб - время, которое потребуется для бурения всех шпуров одного цикла взрывания с помощью одной бурильной машины, ч, Vб -объем бурильных работ (суммарная длина всех шпуров), м, Nб - норма времени на бурение одного метра шпура с учетом подготовительно-заключительных операций, ч/м. 32

Поскольку в забое может быть использовано несколько бурильных машин, действительное время бурения шпуров составит t б = Tб / n ,

(3.2)

где n – количество одновременно работающих бурильных машин в забое. Следует заметить, что увеличение количества бурильных машин требует увеличения количества обслуживающих рабочих, что в стесненных условиях проходки разведочных выработок не только не увеличивает производительность труда, но и может ее снизить. 3.3 Определение трудоемкости уборки породы

Для определения трудоемкости уборки отбитой горной массы из забоя нужно вначале выбрать способ уборки. Погрузочные машины могут быть использованы в выработках с площадью поперечного сечения не менее пяти м2 в свету. При меньших размерах выработки не могут быть выдержаны зазоры, обеспечивающие безопасное ведение работ. Одну машину обслуживают четыре-пять рабочих. В процессе уборки взорванной горной массы погрузочными машинами выполняются следующие операции. Вначале проходчики осматривают забой и приводят его в безопасное состояние. Погрузочную машину осматривают и смазывают, после чего приступают к погрузке. Один из проходчиков управляет машиной, другой наблюдает за шлангом сжатого воздуха и электрокабелем, а также производит подкидку породы к машине. Остальные проходчики заняты подкаткой порожних и откаткой груженых вагонеток на расстояние до 20м (до выработки, где находится состав вагонеток для откатки, или до ближайшей разминовки), укладкой временного пути при использовании машины на рельсовом ходу. Если сечение выработки не позволяет использовать погрузочную машину, то применяют уборку отбитой горной массы скрепером. При этом выполняются следующие работы. В забое с двух сторон выработки в верхней части пробуривают два шпура, куда вставляют и затем закрепляют металлическими клиньями штыри для навески блоков. Производят передвижку скреперного комплекса на новую заходку. На один из штырей навешивают блок. Канат от скреперной лебедки протягивают через блок и укрепляют на скрепере. Производят уборку породы с одной стороны выработки. В процессе работы скреперной установки один проходчик управляет работой лебедки, а один или два других следят за движением скрепера и подбрасывают породу. По окончании уборки породы с одной стороны выработки перевешивают блок на другую сторону и повторяют процесс уборки. Количество рабочих, занятых при скреперной уборке породы, составляет от двух до четырех человек в зависимости от объема работ и расстояния скреперования. 33

Объем горной массы, которую нужно убрать из забоя, определяется по формуле Vв = S пр ∗ l ∗ η ∗ k р ,

(3.3)

где Sпр - площадь поперечного сечения в проходке, м2, l - глубина отбойных шпуров, м , η - КИШ, kр - коэффициент разрыхления пород (отношение объема отбитых взрывом пород к тому объему, который они занимали в ненарушенном массиве). Коэффициент разрыхления определяется по таблице 6

Таблица 6 - Коэффициенты разрыхления пород взрывом Коэффициент крепости пород f Коэффициент разрыхления kр

1,5..2

3

6..9

12..14

1,4

1,8

2,0

2.2

Нормы времени на погрузку отбитой породы с помощью погрузочных машин разного типа приведены в таблице 7. Таблица 7 - Нормы времени на погрузку горной массы в вагонетки (ч / м3) Тип машины 1ПНБ-2 1ППН-5 2ПНБ-2 ПНБ-3К

1,5..3 0,42 0,59 0,39 0,24

Коэффициент крепости f 6..9 0,47 0,66 0,43 0,26

12..14 0,51 0,72 0,48 0,29

Нормы времени даны в часах на одну машину. Трудоемкость уборки пород из забоя с помощью погрузочной машины Tв = Vв ∗ N в , ч, где Nn -соответствующая норма времени в ч/м3.

34

(3.4)

При использовании скрепера важным параметром является расстояние скреперования. В таблице 8 приведены нормы времени на уборку породы с помощью скрепера емкостью 0,15м3 с погрузкой в вагонетки. Таблица 8 - Нормы времени на уборку горной массы с помощью скрепера (ч / м3) Расстояние скреперования До 15м До 30м До 45м

1,5-3 0,64 0,92 1,30

Коэффициент крепости f 6-8 0,71 1,00 1,40

12-14 0,78 1,10 1,50

Для промежуточных расстояний скреперования норма определяется путем линейной интерполяции. Трудоемкость уборки с помощью скрепера определяется так же, как и при применении погрузочной машины. Время, затрачиваемое на уборку, равно трудоемкости работы погрузочной машины или скрепера независимо от числа занятых рабочих. 3.4 Определение трудоемкости крепления выработки

Объем работ по креплению выработки складывается из работ по возведению крепежных рам и по затяжке боков и кровли. Состав работ при креплении деревянными крепежными рамами следующий. Вначале размечают и долбят лунки под ножки крепежной рамы. Далее производится оборка кровли и боков с частичным оконтуриванием выработки (обеспечение проектных размеров выработки в свету). Подготовка замков крепежных рам (изготовление врубок для соединения «в лапу») и подгонка элементов крепи по размерам выработки производится с помощью топоров и пилы. После изготовления элементов производится установка рам. В этом процессе участвуют в зависимости от размеров сечения от двух до четырех человек. После установки рамы производится затяжка кровли (если рамы устанавливаются вразбежку). Затяжка кровли обязательна для обеспечения безопасности последующих проходческих операций. Далее производится изготовление клиньев, проверка правильности установки и расклинивание рам. Если крепежные рамы устанавливаются вразбежку изготавливаются и устанавливаются распорки между рамами (для обеспечения устойчивости рам вдоль выработки). После надежного закрепления рамы осуществляется затяжка боков, начиная с почвы выработки снизу вверх. Наконец, производится забутовка оставшихся пустот в закрепном пространстве кусками пород и обрезками древесины. Для определения затрат времени на крепление вначале необходимо найти количество рам, которые устанавливаются за один цикл проходки. Если 35

шаг крепи (расстояние между рамами) L, а подвигание забоя за цикл Lц, то количество рам, устанавливаемых за цикл, равно n p = Lц / L

(3.5)

с округлением до большего целого. Очевидно, что количество рам в разных циклах может отличаться на единицу, но трудоемкость определяется по большему объему крепления. В таблице 9 приводятся нормы времени в часах на установку одной деревянной крепежной рамы при использовании одного рабочего. Конечно, для установки крепежной рамы необходимо не менее двухтрех , а при больших размерах выработок – более трех рабочих. В то же время следует иметь в виду, что время, затрачиваемое на крепление, при увеличении количества участвующих в этом процессе рабочих, уменьшается пропорционально при числе рабочих до трех. Дальнейшее увеличение количества рабочих практически не сказывается на скорости возведения крепи. Трудоемкость работ по возведению крепежных рам определяется формулой Tкр = n р ∗ N кр ,

(3.6)

где Nкр – норма времени в часах на установку одной крепежной рамы. С учетом количества рабочих kр, занятых на установке крепежных рам, время на крепление t кр = Tкр / k р .

(3.7)

Объем работ по затяжке боков и кровли определяется следующим образом. Поскольку работы по затяжке кровли включены в нормы времени на установку крепежных рам, в объем работ включается только затяжка боков. Длина стойки

крепи может быть приближенно принята равной высоте выработки в свету hсв. При сплошной затяжке боков объем работ по затяжке Vз = 2hcв ∗ Lз 36

.

(3.8)

Таблица 9 - Нормы времени на установку крепежных рам, ч/рама Площадь сечения в проходке, м2 до 4 4,0-6,5 6,5-8 8-10 10-12 12-14

Установка рам вразбежку с затяжкой кровли 2 1.7 1,4 2,5 2,2 1,8 3 2,5 2 3,4 2,8 2,4 4.1 3,3 2,8 5,2 4,2 3,4

Установка рам всплошную 1,8 2,4 2,7 3,1 3,8 4,8

1,5 2,0 2,3 2,6 3,1 3,9

1,3 1,7 1,9 2,3 2,6 3,2

Нормы времени на затяжку боков выработки всплошную на 1м2 обнажения : Nз=0,19 ч/м2, вразбежку Nз=0,15 ч/м2 на одного рабочего. При затяжке вразбежку распилы устанавливаются в шахматном порядке через один. Время, затрачиваемое на затяжку боков за один цикл подвигания забоя t з = Vз ∗ N з / k р

(3.9)

.

Общее время на крепление выработки и затяжку t крз = t кр + t з

(3.10)

3.5 Составление графика организации труда

При определении времени на выполнение основных проходческих операций необходимо принимать то или иное количество рабочих. При этом следует иметь в виду, что в течение одной смены количество рабочих должно быть неизменно. Если же операции выполняются в разных сменах, то количество рабочих в этих сменах можно принимать разным. Форма графика организации труда представлена в таблице 10. Таблица 10 – Примерная форма графика организации труда Наименование операций Бурение Шпуров Заряжание и взрывание Проветривание

Единица Объем Время измерения работ выполнения М Мин Мин

1

2

Смены и часы 3 4 5 6

4 4 == == 4 = 4 37

= Осмотр и подготовка забоя Уборка породы Крепление

Мин М3 Рам

4 = 4 =

4 1 == == 3 ==

Последовательность выполнения проходческих операций отражается на графике отметками в графах, соответствующих часам смены. Там же указывается количество занятых на операциях рабочих. В данном случае в последний час смены осуществляется совмещение двух операций: уборки и крепления, что возможно при ручной погрузке породы в вагонетку. Следует отводить время на вспомогательные операции (наращивание рельсовых путей и коммуникаций и т.п.), которое определяется ориентировочно с учетом общего времени на основные операции. При этом следует иметь в виду, что вспомогательные операции могут быть частично совмещены с другими операциями. В последнем случае часть рабочих отвлекается от основных операций с соответствующей корректировкой времени на выполнение последних. Следует иметь в виду, что эффективный график организации труда можно, как правило, получить в результате нескольких попыток. Как было отмечено выше, график организации труда эффективен тогда, когда проходческий цикл выполняется за целое число смен. Изменить время выполнения работ цикла можно прежде всего за счет изменения величины подвигания забоя за цикл, т.е. за счет изменения глубины шпуров. Кроме того, можно изменить время выполнения работ за счет изменения количества привлекаемых рабочих.

38

Список использованных источников 1. Брылов С.А., Грабчак Л.Г., Комащенко В.И. Горно-разведочные и буровзрывные работы: Учебник для вузов – М.: Недра, 1989-287с. 2. Проведение горно-разведочных выработок. Справочник / В.А.Хорев и др.-М.: Недра, 1990.-412с. 3. Единые нормы и расценки на строительно-монтажные и ремонтностроительные работы /Сб.Е36: Горнопроходческие работы.М.:Стройиздат, 1988.-208с. 4. Булычев Н.С. Механика подземных сооружений. М.: Недра, 1982. – 270с. 5. Прочность и деформируемость горных пород / Ю.М.Карташов и др. – М.: Недра, 1979. – 269с. 6. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом. ПБ-06-111-95. Книга 1,2.- М.: НПО ОБТ, 1996. – 270с.

39