Выбор и проверка сечений вскрывающих выработок

8. Выбор сечений вскрывающих выработок

 

Сечения штолен, штреков принимаем одинаковыми. В качестве основного транспортного оборудования принимаем автосамосвал ТОРО-25D.

 

Определим параметры  сечения горизонтальных выработок сводчатой формы. Расчёт идёт исходя из габаритов автосамосвала ТОРО-25D.

Таблица 9

Марка	Грузоподъёмность, т	Объём кузова, м³	Длина	Ширина	Высота
ТОРО-25D	27	16	9690	3040	2430

 

 

мм - высота транспортного оборудования

мм – высота дорожного покрытия

мм – высота стенки от почвы выработки

мм – ширина автосамосвала

мм – зазоры между самосвалом и стенкой

мм – зазоры для прохода людей

мм – высота свода

мм – ширина выработки в свету

мм – высота выработки от почвы до верхней точки свода

t=30 мм – толщина слоя набрызгбетона

мм – проектная ширина выработки в проходке

мм – радиус осевой дуги свода

мм – радиус боковой дуги свода

S_св=В(h₄+0,196В)=14,9м² – площадь поперечного сечения выработки в свету

мм – высота стенки выработки от балластного слоя

S_пр=В₁(h+0,196В₁)=16,1м² – площадь поперечного сечения выработки в проходке.

 

 

9.Проверка размеров сечений вскрывающих выработок по условию допустимой максимальной скорости воздуха

 

1. Определим общее количество воздуха, необходимое для проветривания рудника. Оно должно быть не меньше величины, рассчитанной по каждому из следующих факторов:

•   По максимальному числу людей, одновременно находящихся в руднике:

 

Q_л = 6 п_л К_з  , м³/мин,

 

где 6 - норма расхода воздуха на одного человека, м³/мин;

      п_л - максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике,

      К_з =1,5 - коэффициент запаса, 

 чел.,

 

К_н =1,1 - коэффициент неравномерности выхода трудящихся в смену; 

Т_р =305 - число рабочих дней в году;

t_см =3 - число рабочих смен в сутки;

П_р =7 т/см - производительность подземного рабочего;

 

Таким образом

=1422 м³/мин

• По расходу ВВ

 

     

 

где  J_ВВ =0,04 м³/кг - газовость ВВ, в пересчёте на условную окись углерода;                                                      t_п =30 мин - продолжительность проветривания после взрыва;

с_д=0,008 – максимально допустимая концентрация газа в общей исходящей струе по окиси углерода;

q_ВВ - масса одновременно взрываемого ВВ

        В соответствии  с ЕПБ к расчету должно приниматься  следующее наибольшее  количество  одновременно взрываемого ВВ:

 а)  при двухчасовом перерыве  и проведении взрывных работ  в начале перерыва  в течение 30 мин – все количество ВВ, расходуемого в межсменный перерыв.

                                  = = 371,2 кг ,                                                 

 

причем  А_см - сменная производительность рудника

 

                                 = 1002,2 т/см                                           

 

п_д =3 - число добычных смен в сутки;

q_I =1 кг/м³- удельный расход ВВ на отбойку.

б) в случаях, когда наибольшее количество ВВ на протяжении смены расходуется для вторичного дробления и на проходку выработок, к расчету следует принимать при 7-часовой смене 1/3 количества ВВ, расходуемого в течение смены, если эта часть ВВ больше расходуемого в междусменный перерыв, то есть:

= =110 кг,

где q_П=0,19 - уд. расход ВВ на вторичное дробление при крепости руды f=12, кг/т,

А^в_см – среднесменное количество горной массы, отбиваемой при проходке выработок, м³;

q_в – удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³.

= =55,7м³/см,

         q_в=2,5 – уд. расход ВВ при проходке выработок, кг/м³.

а) = = м³/мин

б) = =1833,3 м³/мин

Принимаем наибольшее количество воздуха, требуемое для проветривания  рудника Q_ВВ = 4186,7 м³/мин.

 

• По пылевыделению

 

                         Q_п =  90 + 46,5 А = =5920 м³/мин.                           

 

где  А=0,917 млн. т/год - производственная мощность рудника.

• По разбавлению до санитарных норм выхлопных газов выделяемых самосвалом

, м³/мин

где 6,8 – нормативное количество воздуха - м³ /мин на 1кВт мощности двигателя

Wм – мощность двигателя в кВт

Nм – число машин

мин,

где tn – время движения порожней машины, мин

tг – время движения груженой машины, мин

Lтр = 3120 м – максимальная длина трассы

Vср – средняя скорость движения самосвала (10-12 км/ч)

мин,

где Vк – вместимость кузова, м³

кн  - коэффициент наполнения кузова

Рп – техническая производительность погрузочной машины или установки (3-4,5 м³ /мин)

мин

где tр – продолжительность рейса, мин

tп – продолжительность загрузки самосвала, мин

кд  – коэффициент неравномерности движения

т/см

кг  –  средний статистический коэффициент использования грузоподъемности машин 0,8-0,95

кр  – коэффициент разрыхления 1,5

T – продолжительность смены, мин

T – время на подготовительно-заключительные операции 40-50 мин

 

 м³/мин = 115,6 м³/сек

Дальнейший расчёт ведём исходя их того, что количество воздуха  по расходу ВВ – максимально 115,6 м³/сек.

 

2. Определим скорость движения воздуха по выработкам, принимая наибольшее из рассчитанных значение расхода его: Q_м=6936 м³/мин.

Общая формула:

, м/c ,

 

где  Q_в - количество воздуха, проходящее через выработку, м³/мин; 

        S_вент - вентиляционное сечение выработки, м²

Скорость движения воздуха по двухпутевой  горизонтальной выработке:

 м/с.

Рассчитанная скорость меньше предельно  допустимой по ПБ  - 8 м/с.

 

По вентиляционно – ходовым  восстающим и восстающим:

v=

м/с,

где S_сеч=πR²=19,6 м².

Все рассчитанные скорости меньше предельно  допустимых скоростей для различных  выработок по ПБ.

 

10. Расчёт капитальных затрат

 

Найдем затраты на проведение выработок  по укрупнённым стоимостным показателям.

Таблица 10

Название горной выработки	Число выработок	Площадь сечения выработки, м2		Длина выработки, м	Объём одной выработки, м3	Общий объём выработок, м3	Стоимость проходки, руб/м3	Общая стоимость тыс.руб
1.Этажная штольня	3	12,72		493 530 565	6271 6742 7187	20200	90	1818
2.Вентиляционная штольня	1	12,72		456	5800	5800	90	522
3.Ходовые восстающие	2	19,6		180	3528	7056	90	635
4. Вентиляционно-ходовые  восстающие	2	19,6		180	3528	7056	90	635
5.  Штреки 5.1 главные гор. +100 гор. +50м гор. +0 м 4.2)вентиляционные гор. +150 м	2 2 2   1	12,72		1850 1850 1850   1850	23532	152958	35	5353,5
14. Подземная электроподстанция	2	-	-		300	600	25	15
ВСЕГО  8978,5

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Определим общие капитальные затраты.

 

Таблица 11

 

Стадии и  виды затрат	количество, шт.	стоимость единицы, тыс. руб.	общая стоимость, тыс. руб.
Горнопроходческие работы Штреки Штольни Ходовые восстающие        2) Стоимость основного оборудования       2.1)вентилятор                                  гл.проветривания ВЦ-31,5М мощностью 620кВт 2.2)вагонетки  УВГ-4,5 2.3)электровоз 14КР2А 3)Стоимость зданий и сооружений       АБК	7 4 4       2     35 5     1	764,8 585 317,5       105,6     1,2 13,4     150	5353,5 2340 1270       211,2     42 67     150
ИТОГО(цены на 1980год):			9433,7

 

 

 

11. Расчёт эксплуатационных расходов и приведённых затрат

 

Эксплуатационные расходы на вентиляцию (а также на водоотлив) можно ориентировочно рассчитать, условно прияв, что они  состоят только из стоимости электроэнергии, т.е.:

руб.

620 кВт-мощность электродвигателя вентилятора

При пересчете цен 1980 года на нынешний период получим:

Э=105648*25=2600тыс. руб

- мощность электродвигателя водоотливной установки

Рассчитаем подземный транспорт  руды:

- производственная мощность

км - длина транспортировки руды

 

Определим эксплуатационные затраты.

Таблица 12

Виды расходов	Ед. изм.	Кол-во ед.	Стоимость ед., руб.	Общие расходы за год, тыс. руб
1. Поддержание выработок:   - ходовые восстающие - штолен - штреков 2. Подземный транспорт  руды 4.Подземное дробление 6. Вентиляция	м м м т∙км   т кВт	720 2044 12950 0,62·106   0,917·106 -	25 20 20 0,07   0,04 -	18 40,88 259 43,4   36,7 211,2
ВСЕГО:	609,18