Технология сооружения вертикальных стволов в обычных горно-геологических условиях

МИНИСТЕРСТВО  ОБРАЗОВАНИЯ И  НАУКИ УКРАИНЫ 

Донецкий  Национальный Технический Университет 

Кафедра строительства шахт и подземных сооружений 
 
 
 
 
 
 
 

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту по курсу: «Технология сооружения вертикальных стволов в обычных горно-геологических условиях» 
 

Д90303.54.01.062 КП 
 
 
 
 
 
 
 

    Руководитель                   _________________                 Пшеничный Ю.А

    доц.                                      (подпись),(дата) 
 

    Разработал                        _________________                 Ходонович А.Ю.

    ст. гр. Ш-07                          (подпись),(дата) 
 
 
 
 
 
 
 

                                      Донецк - 2010

 

РЕФЕРАТ 

Пояснительная записка к курсовому проекту: 38 с., 3 рис., 6 табл., 12   источников. 

Цель  работы – сооружение клетевого ствола. 

   В курсовом проекте разработана технология проведения клетевого ствола на глубину 910 м. Составлен график организации работ проходческого цикла. Рассчитаны технико-экономические показатели проходки ствола. 
 

ВЕНТИЛЯЦИЯ, ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ТРУДА ПРОХОДЧИКА, ПОСТОЯННАЯ КРЕПЬ, КЛЕТЬ, ПАСПОРТ БВР, УБОРКА ПОРОДЫ, СПИСОЧНЫЙ и ЯВОЧНЫЙ  СОСТАВ КОМПЛЕКСНОЙ БРИГАДЫ, СХЕМА  ПРОХОДКИ.

 

 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

СОДЕРЖАНИЕ

РЕФЕРАТ………………………………………………………………………….3

Содержание………………………………………………………………………..4

Введение…………………………………………………………………………...5

1. ПАРАМЕТРЫ   ТЕХНОЛОГИИ  ПРОХОДКИ  СТВОЛА...............................6

1.1 Сечение ствола............................................................................................. 6

1.2 Обоснование материала и расчёт постоянной крепи................................10

1.3 Выбор и обоснование способа разрушения пород,

технологической схемы и комплекса оборудования

для проходки ствола…………………………………………………………..11

1.4 Буровзрывные работы.................................................................................12

1.5 Проветривание.............................................................................................15

1.6 Уборка  породы…………………………………………………………….17

1.7 Проходческий подъём…………………………………………………….18

1.8 Возведение  постоянной крепи……………………………………………19

1.9 Вспомогательное оборудование………………………………………….20

1.10 Водоотлив...................................................................................................23

2. ОРГАНИЗАЦИЯ   РАБОТ  ПРИ  ПРОХОДКЕ  СТВОЛА.............................24

2.1 Выбор  и обоснование режима работы бригады………………………...24

2.2 Расчёт объёмов работ на один цикл...........................................................24

2.3 Расчёт количественного состава бригады и продолжительности цикла.............................................................................................................25

2.4 Расчёт времени операций проходческого цикла и построение графика организации работ.......................................................................................27

3. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ   ПОКАЗАТЕЛИ  ПРОХОДКИ  СТВОЛА.................................................................................................................30

3.1. Скорость  проходки ствола.........................................................................30

3.2. Продолжительность  проходки ствола......................................................30

3.3. Производительность  проходчика..............................................................30

3.4. Стоимость  проходки 1 м ствола................................................................30

ЗАКЛЮЧЕНИЕ…………………………………………………………………..37

ПЕРЕЧЕНЬ ССЫЛОК............................................................................................38 

ВВЕДЕНИЕ 

       Разработка  курсового проекта прививает навыки выбора и обоснования параметров сооружения вертикальных стволов: выбора формы и размеров поперечного сечения, расчет паспорта БВР, организация работ при проходке ствола, технико-экономических показателей проходки ствола и т.д.

       Проект  выполняется на базе достижений науки  и практики и должен обоснованно  показать возможность обеспечения  эксплуатационного состояния выработки  на необходимый срок её службы с  наименьшими затратами.

       В данном проекте представлены показатели расчета проходки клетевого ствола на глубину 910 м сроком службы 50 лет. Средняя крепость пересекаемых пород f=10 по шкале проф. Протодьяконова.

 

        1. ПАРАМЕТРЫ ТЕХНОЛОГИИ ПРОХОДКИ СТВОЛА

• 1.1Сечение ствола 
  

       Выбираем  круглую форму поперечного сечения ствола, т.к. она нашла применение в современном строительстве, не только в угольной, но также в горно-рудной промышленности. Эта форма обеспечивает высокую технологичность проходки, устойчивость породного обнажения, возможность использования любого вида крепи, минимального аэродинамического сопротивления.

       Вначале определяется максимальное количество рабочих шахты, занятых в добычной смене:

       М_мах =

, чел,

       А_г – годовая производственная мощность шахты. А_г = 3,0 млн.т,

       N – количество дней работы шахты в году. N = 300 дней,

        - количество смен по добыче  полезного ископаемого.  = 3 см,

       р – производительность одного рабочего. р = 2..10 тонн.

       М_мах =

(чел.),

       Спуск-подъём рабочей смены должен быть произведен за нормативное время 30 - 40 минут. Количество подъёмов, которое может выполнить подъёмная машина за это время, составляет:

       n_под =

, с

        - время цикла подъёма клети с людьми,

        - время движения клети, с

       

, с

       где Н – глубина ствола. Н=910 м.

       k - коэффициент неравномерности скорости  подъёма, k =1,25 - 1,5;

       принимаем k=1,4 ;

            v_max - максимальная скорость движения клети. v_max = 12 м/с.

       

 (с),

- продолжительность посадки  в клеть. В зависимости от предполагаемого количества рабочих принимается:

15 с для  10 человек; 25 с для 20 человек;

20 с для  15 человек; 30 с для 25 человек.

Принимаем _{=30 с.}

                                           n_под = =14 подъёмов. 


       Количество  рабочих, поднимаемых (опускаемых) одной  клетью:

m =

, чел.

   m =

=30 (чел.). 


       В соответствии с § 301 ПБ на 1 м² полезной площади клети должно размещаться 5 рабочих. Поэтому проектная площадь одной клети (при двухклетевом подъёме) составит:

       F = 0,2 m, м².

       F = 0,2 *30=6 (м²).

       По  полученной площади пола клети F из [3, 4] принимается стандартная клеть типа 1УКН3,6Г-1 под вагонетку ВГ-2,5-900 с габаритными размерами 1500х4000.

       В соответствии с выбранной схемой расположения подъёмных сосудов [3], габаритными размерами клетей в  плане, элементов армировки, технологическими зазорами между ними, а также необходимыми зазорами по ПБ [1,3] путём графического построения (рис.1.) определяется диаметр ствола в свету D_св, который затем округляется в большую сторону до типизированного диаметра ствола. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 


       Т.к. подъёмные сосуды расположены симметрично  относительно обеих осей, для определения  диаметра ствола в свету графическим  способом достаточно 1-й точки. Получаем диаметр 6,002 м

       D=6,5м.

       Площадь поперечного сечения в свету  определяется по формуле:

,м²
(м²).

    Определенное  таким образом поперечное сечение  ствола проверяется по условию проветривания. При этом расчетная (фактическая) скорость движения воздуха по стволу не должна превышать максимально допустимую по ПБ, равную 8 м/с для клетевых стволов. Таким образом:

,м/с

где А_сут- суточная добыча угля в шахте;

А_сут = А_г/N,

А_сут = 3000000/300 = 10000 (т/сут);

q_cн4 – метановыделение по шахте, м³/т.с.д;

к’- коэффициент учитывающий потери воздуха в шахте,  к’=1,5;

d - допустимая концентрация метана в исходящей струе, d=0,75%; 

d₀- допустимая концентрация метана в поступающей струе, d₀=0%;

μ –  коэффициент уменьшения полезной площади  сечения ствола за счет армировки, μ=0,75-0,85. принимаем μ=0,85.

8,2 (м/с)

Т.к. V_расч>V_мах 


                                 


                                             

                                             =6,59(м).

Принимаем типовое сечение ствола диаметром в свету D=7м. 


                                                   ,м²

                                                

,м/с
7,1 (м/с). 


Т.к. V_расч≤V_мах , то окончательно принимаем сечение ствола диаметром в свету D=7 м. 


• 1.2Обоснование материала и расчет постоянной крепи 
  

      Критическая глубина начиная с которой  породы переходят в неустойчивое состояние:

,м

к_стр- коэффициент структурного ослабления пород. к_стр=0,7;

σ_сж-предел прочности пород на одноосное сжатие, т/м². σ_сж =10000; т/м²;

к₁ – коэффициент концентрации напряжений на контуре ствола, зависящий от формы поперечного сечения и способа сооружения ствола. В случае круглой формы ствола и при обычном способе БВР к₁=6,0;

γ –  насыпная плотность, т/м³ , γ =2,5 т/м³. 


 


       Толщина монолитной бетонной крепи протяженных  стволов на глубине больше критической (в неустойчивых породах) определяется  по формуле Ляме:

  m_к – коэффициент условий работы крепи, для совмещенной технологии проходки равен 1,25.

  R_св - радиус ствола в свету =3,5 м;

  m_б – коэффициент условий работы бетона; m_б=0,7-0,9, принимаем=0,8;

  R_и – расчетное сопротивление бетона на изгибе. R_и=900 т/м² для бетона марки М200, R_и=1100 т/м² для бетона марки М250, R_и=1400 т/м² для бетона марки М300 и R_и=1750 т/м² для М400.

Р_мах – расчётная максимальная нагрузка на крепь ствола, т/м².

    Среднее значении нагрузки на крепь выбираем из табл. 1.1. [1] для глубины ствола свыше 900 м и совмещенной технологической схеме проходки с углом падения пород более 30⁰  Р=23 т/м².

    Максимальная  нагрузка на крепь ствола (с учётом неравномерного распределения средней  нагрузки) составит: 


Р = [ 1 + 0,1 ( R_св - 3)] Р_н, т/м²  


Р = [ 1 + 0,1 ( 3,5 - 3)] ×23=24,15(т/м²) 


 т/м²,где

ν –  коэффициент неравномерности нагрузок по контуру крепи ствола; ν =0,5.

 (т/м²).

       Тогда для бетона марки М250 толщина крепи будет равна:

       Т.о. принимаем бетон марки М250 и толщину крепи 350 мм.  


       На  основании известных диаметра ствола в свету и толщины крепи  определяем диаметр и площадь  поперечного сечения ствола вчерне D_вч и S_вч, а также площадь поперечного сечения ствола в походке S_пр.

                                           

                                                  

                                                 

=46,54 (м²).
=48,87 (м²).

1.3 Выбор и обоснование способа разрушения пород, технологической схемы и комплекса оборудования для проходки ствола.

       Исходя  из крепости пересекаемых пород f=10, диаметра ствола вчерне 7,7 м, принимаем буровзрывной способ разрушения пород в забое ствола.

      С учётом горных и гидрогеологических условий участка, диаметра, глубины ствола (910 м), а также основываясь на практических рекомендациях и последних научно-технических достижениях выбираем совмещённую технологическую схему проходки ствола, т.к. схема является наиболее простой и прогрессивной, требует минимального числа лебёдок и другого оборудования для оснащения ствола на поверхности, экономически эффективна, обеспечивает высокий уровень безопасности работ в забое ствола, может применяться для любых диаметров и глубин ствола. В настоящее время около 90% стволов проходится по совмещённой схеме проходки.

       В соответствии с выбранной технологической  схемой, глубиной и диаметром ствола принимаем для проходки клетевого ствола комплекс оборудования КС-2у, который включает в себя:

       - буровую машину БУКС-1м;

       - погрузочную машину КС-2у/40;

       - бадьи БПСМ-3

       - полок

       - опалубка высотой h=3.0м 


1.4 Буровзрывные работы 


       Величина  удельного расхода ВВ определяется по формуле:

q=q₁*f₁*v*l, кг/м³

где  q₁- удельный расход ВВ при нормальном заряде выброса:                                                        q₁=0,1*f=0,1×10=1,0

    f₁ – коэффициент структуры породы; f₁=1,3 для пород со сланцевым залеганием и меняющейся крепостью, с напластованием, перпендикулярным направлению шпура;

    v - коэффициент зажима породы;

,

здесь l_ш – глубина шпура, в соответствии с горно-геологическими условиями (крепость пород по шкале проф. Протодьяконова f=10) принимаю l_ш=3,3 м. 


l –  коэффициент, учитывающий работоспособность  ВВ. Определяется по формуле:

,

где 380 – работоспособность 62%-ного динамита , см³,

Р – работоспособность применяемого ВВ.

    Для проходки стволов в в породах крепостью 8 и выше применяется аммонал скальный № 1 прессованный в патронах диаметром d_п=45 мм, плотностью D= 1450 кг/м³, и работоспособностью Р = 450, тогда:

q = 1*1,3*1,45*0,85 = 1,6(кг/м³).

    Количество  шпуров определяется по формуле:

, шт.

где η – коэффициент использования шпуров (КИШ), η=0,8-0,95;

а –  коэффициент заполнения шпуров, а=0,35-0,6;

∆-плотность  патронирования ВВ, кг/м³;

d_п – диаметр патрона ВВ, м.

=60 (шт.). 

    Для построения схемы расположения шпуров определяется площадь забоя, приходящаяся на один шпур:

, м²
=0,775 (м²).

    Диаметр окружности с площадью S` будет усредненным  расстоянием между устьями шпуров, т.е.:

, м.
=0,99(м).

    Число окружностей расположения шпуров будет  равно:

, шт.

    Принимаем N_окр=4 


D_окр1=0,25*D_вч=0,25*7,7=1,93(м).

D_окр2=0,5*D_вч=0,5*7,7=3,85 (м).

D_окр3=0,75*D_вч=0,75*7,7=5,78 (м).

D_окр4=0,95*D_вч=0,95*7,7=7,32 (м). 


Число шпуров в каждой окружности определяется по формуле:

,
=6(шт.).
=12(шт.).
=18(шт.).
=24(шт.).

    Уточнённое количество шпуров составило 60 шт.

Объем обуренной породы (в массиве) определяется по формуле:

, м³
 (м³).

Количество  ВВ на заходку определяется по удельному  расходу:

,кг.
(кг).

Среднее количество ВВ на один шпур будет равно:

, кг
=4,09(кг).

Принимаем кг. 


       Принимая  во внимание горно-геологические условия, принято решение использовать для создания врубовой полости конический вруб.  


       Тогда окончательный (фактический) расход ВВ на заходку равен: 


, кг, 


где  N_вр1, N_вр2,N_всп1, N_всп2, N_ок - количество соответственно основных, врубовых, вспомогательных, оконтуривающих шпуров;

       Q_вр1,Q_всп1, Q_всп2,Q_ок - заряд соответственно врубового, вспомогательного, и оконтуривающего шпура; 


242,4 (кг) 


      Принимаю 242,4 кг 
 
 
 


Таблица 1.1.Данные о шпурах и зарядах.

Номера  шпуров окружности	Кол-во шпуров в окружности	Глубина шпуров, м	Диаметр окружности шпуров	Расстояние  между шпурами,м	Расстояния  между зарядами	Заряд одного шпура, кг	Угол  наклона шпура, град		Величина  забойки, м	Тип ЭД	Величина  замедления,мс
							К горизон тали	К верти кали
1-6	6	3,7	1,93	1,01	0,68	4,4	85	5	1,73	эдкз-пм	15
7-18	12	3,3	3,85	1,01	1,01	4,0	90	0	1,5	эдкз-пм	45
19-36	18	3,3	5,78	1,01	1,01	4,0	90	0	1,5	эдкз-пм	80
37-60	24	3,3	7,1	0,96	1,02	4,0	87	3	1,51	эдкз-пм	120

 
 
 
 
 
 
 
 
 
 


1.5 Проветривание 


       Вентиляторные установки предназначены для  удаления вредных газов из ствола, подачи свежего воздуха и обеспечения  постоянной циркуляции воздушной струи  от поверхности до забоя.

Рис. 1.3 Схемы проветривания вертикальных стволов:

а - нагнетательная; б - всасывающая; в - комбинированная. 


       Из  трех возможных схем проветривания: нагнетательной, всасывающей и комбинированной, при проходке вертикальных стволов, как правило, применяют нагнетательную, при которой наиболее эффективно происходит разжижение вредных газов  и их удаление. Вентиляторные установки  для проветривания стволов монтируются  на поверхности и должны находиться не ближе 20 м от устья ствола и работать непрерывно. На газовых шахтах в соответствии с "Правилами безопасности в угольных и сланцевых шахтах" необходимо устанавливать резервный вентилятор с электрооборудованием.

       Расход  воздуха для проветривания ствола определяется по следующим факторам:

а) по наибольшему числу работающих в  стволе людей:

, м³/мин,

где n – максимальное число рабочих в смену, чел;

6 м³/мин – расход воздуха на 1 человека.

=36 (м³/мин).

б) по минимально допустимой скорости движения воздуха (по пылевому фактору):

, м³/мин

где V_min – минимально допустимая скорость движения воздуха. Для стволов V_min=0,15 м/с

=346,5 (м³/мин).

в) по разжижению ядовитых газов от ВВ:

, м³/мин

где t – максимальное время проветривания после взрыва, t=30 мин;

В – количество одновременно взрываемого ВВ, кг; В=242,4 кг;

b – газовость ВВ, л/кг, b = 40 л/кг;

φ –  коэффициент обводненности ствола=0,3 при притоке воды 6 м³\час;

L – длина выработки (ствола), на которой происходит разжижение ядовитых газов от ВВ до допускаемых по ПБ концентраций.

, м

здесь к_Т - коэффициент турбулентной диффузии. Для призабойного пространства можно принимать к_Т=0,22-0,32.

=787 (м). 


ρ - коэффициент  утечки воздуха из трубопровода. Определяется как:

d_T- диаметр вентиляционного трубопровода, d_T=1,2 м;

к_ус-коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости;

Н_с - длина става труб, м , Н_с =910м;

l_Т – длина звена трубопровода, м, l_Т =4м;

R – аэродинамическое сопротивление трубопровода,

, кμ,

где – коэффициент аэродинамического сопротивления вентиляционных труб. Для металлических труб диаметром от 0,6 м до 1,2 м  следует принимать a в интервале от 0,00036 до 0,00025 Па/с²/м^4,  принимаем a=0,00035. 


=0,59 (кμ),
=1,085
=985,5 (м³/мин)  

       Из  всех приведенных значений выбираем наибольшее            Q_заб=985,5 м³/мин или Q_заб=16,43 м³/с.

Определяем  подачу вентилятора:

, м³/мин
=1069,3 (м³/мин) или 17,82 м³/с.

    Для максимальной длины трубопровода  (на конечную глубину) и его диаметра определяется потребное давление вентилятора:

, Па,
=1693 (Па)

     Для проветривания принимаем вентиляторную  установку УПВЦП-16, состоящую из двух вентиляторов на базе ВЦП-16.

     Q=10…40 м³/с;

      P=2200-8800 Па;

      Мощность  двигателя 120 кВт;

      Размеры передвижного вентилятора, мм 5500*2140*3020;

      Общая масса установки, 34360 кг; 
 


1.6 Уборка породы 


       После проведения взрывных работ и проветривания забоя проходчики опускаются на полок и производят спуск комплекса (полка), внимательно следя за правильным пропуском через отверстия полка труб сжатого воздуха, вентиляции, бетонопровода и др.

       При приведении забоя в безопасное состояние необходимо тщательно произвести уборку стен ствола и убрать куски породы, попавшей на опалубку, другие выступающие части оборудования.

       Каждый  сигнал обслуживает один проходчик. Прием и отправку бадей осуществляют два-три проходчика, которые во время ожидания загрузки очередной бадьи откачивают воду в бадьи и производят оборку ствола от отслоившейся породы. Погрузку породы осуществляют с помощью стволовой погрузочной машины типа КС-2у/40 от центра к периферии забоя. При работе с бадьями БПСМ-3 вместимостью 3м³ .Погрузка породы разделяется на две фазы:

       1-ая  – интенсивная погрузка основной  массы (80%) взорванной породы;

       2-ая  – погрузка нижнего слоя взорванной  породы, зачистка забоя, требующая  затрат ручного труда.

       В забое находятся 3 человека: один на погрузочной машине, двое на приеме бадей и откачке воды.

       После установки бадьи на забой, проходчик  который работает на

КС-2у/40 опускает грейфер с раскрытыми лопастями  на породу, закрывает лопасти, производя захват породы, поднимает грейфер на высоту бадьи, перемещает его к бадье и разгружает над ней. Цикл повторяется до полной загрузки бадьи. После чего бадью приподнимают примерно на 0,5м и «успокаивают» от раскачивания. Затем происходит подъем бадьи с одновременным спуском другой. После прохождения пустой и груженой бадьями нулевой рамы ляды должны быть опущены. Груженая бадья разгружается на разгрузочной площадке в бункера, из которых порода насыпается в автосамосвалы типа «КРАЗ», «КАМАЗ» с вместимостью 6м³ (12т). Далее автосамосвалы отвозят породы в отвалы.

       Меры  безопасности при погрузке породы:

       1. Подъем бадей допустим после  соответствующей их выдержки  от раскачивания и оборки днища  и боков от породы. Бадьи недогружаются  до верхней кромки на 100мм.

       2. Запрещается в груженой бадье  выдавать из забоя бурильные,  отбойные молотки и другой  инструмент.

       3. Подъемные канаты, сосуды и все  элементы комплекса подлежат  ежесуточному осмотру слесарем  по подъему с занесением результатов  осмотра в книгу.

       4. Запрещается  спуск-подъем людей  в груженых бадьях.

       5. Запрещается поднимать или отпускать  бадьи без предварительных сигналов.

       6. Во время уборки следует тщательно  следить за состоянием боковых  пород, нижней части крепи.

       7.Запрещается  при открытых лядах погрузка  материалов в бадью, подвешенную  на канате и подвеска предметов  к канату.

1.7 Проходческий подъём 


       Для сооружения клетевого ствола, с целью  сокращения сроков как оснащения, так  и строительства принимаю две  блочно-передвижные проходческие машины МПП-17,5 при двухконцевом подъёме.

       Подъемная машина МПП-17,5 позволяет использовать проходческие бадьи для выдачи породы большой вместимости, что существенно  влияет на увеличение скорости проходки.

       Диаметр барабана подъемной машины МПП-17,5 –  D = 2850 мм, шаг нарезки футеровки b, равный 35 мм, позволяет применять для проходки канаты диаметром 32÷34 мм.

       При сооружении клетевого ствола диаметром в свету 7 м принимаем бадьи БПСМ-3 вместимостью 3 м³.

       Бадьи типа БПСМ поставляются в виде комплексов оборудования с механизированной разгрузкой, которые состоят из бадьи, разгрузочной ляды, направляющей рамки, и лебедки.

       Используем прицепное устройство для канатов закрытой конструкции диаметром 33 мм типа УПЗ-11-33 грузоподъемностью 10,8 т и массой 185 кг. Прицепное устройство представляет собой механизм соединения каната с крюком для присоединения подъёмных канатов к проходческим бадьям.

       Направляющая  рамка представляет собой металлическую  конструкцию зонтикового типа. Рамка включает в себя сварной каркас с зонтом, направляющие ролики и спрямляющий раструб, закрепленный в центральной части каркаса. При подъеме бадьи ее дужка взаимодействует со спрямляющим раструбом, и бадья разворачивается и удерживается в рамке. Направляющая рамка предназначена для сопровождения бадьи при ее движении по стволу до подвесного проходческого полка в фиксированном пространстве. Направляющая рамка движется по направляющим канатам через приливы со втулками на направляющих стойках. На практике проектируют и применяют различные конструкции направляющих рамок.

       В качестве направляющих принимаем многопрядные канаты (ГОСТ 7668-80), которые также служат для подвески секционной опалубки 


1.8 Возведение постоянной  крепи 


     Монолитная  бетонная крепь относится к типу поддерживающих и подпорных, обладает достаточно высокой несущей способностью. При правильном подборе состава  бетонной смеси (применение соответствующих  химических добавок) и соблюдение соответствующей  технологии возведения крепи она  обладает достаточной для условий  эксплуатации стволов водонепроницаемостью.

     Бетонную  смесь приготавливают на основе портландцемента. При возведении крепи в данной курсовой работе применяется бетон  марки 250.

     Состав  бетонной смеси:             Ц + П + Щ + СаCl₂ + H₂O

     Количественный  состав бетона: 1 + 1 + 2 + (2-4%) + (0,5-0,6).

     Количество  ускорителя схватывания и воды берется  в зависимости от количества цемента. В качестве ускорителя схватывания  может также применятся и NaCl. Крупность песка от 0,14 до 5мм с содержанием илистых и глинистых частиц не более 3%. Крупность щебня или гравия не должна превышать 40мм, а их прочность на сжатие должна быть не менее чем в 1,5 раза выше прочность бетона.

     Бетонную  смесь для крепи стволов готовят  на центральном бетонном заводе. Для  нормальной текучести бетона ко дну  полка прикрепляют вибратор. Из лотка (путем поднятия его лебедкой) бетон  поступает в бетонопровод через  приемную воронку. При транспортиров-ке по стволу применен гибкий бетонопровод. Его собирают из конических трубопроводов  длиной 500мм. Патрубки соединяют при  помощи крюков сквозь которые для  безопасности пропущен канат. Соединения горшков (патрубков) и разность диаметров  верхней и нижней горловин позволяют  отклонять слив от вертикальной оси  на 1,2 – 3м.

     При данной глубине проходки числитель  скорости не применяется. В дальнейшем, при проходке основной части ствола гибкий бетонопровод будет демонтирован и вместо него будет применен бетонопровод из труб диаметром 168мм, с жестким  креплением к стенкам ствола.

     С помощью гибкого бетонопровода  бетон за опалубку можно подавать через любой из карманов.

     Монолитную  бетонную крепь возводят  сверху вниз вслед за продвиганием, а в заходке – снизу вверх. Возведение крепи начинают после того как будет пройдено расстояние равное высоте применяемой опалубки. Бетон  за опалубку укладывают в два приема.  Вначале подают 10-12м³ бетона (высотой 1,5…1,6)  и делают перерыв 1 – 1,5 часа для твердения нижнего опорного слоя, и предотвращение прорыва бетона в ствол. После выдерживания продолжают бетонирование до верхней кромки опалубки.

     При возведении бетонной крепи необходимо соблюдать  следующие правила  безопасности:

• запрещаются любые отступления от паспорта постоянного крепления и технологии приготовления бетона;
• в случае затора бетона в бетонном ставе немедленно прекращается подача бетона. Для ликвидации аварии в забое ствола должен находится необходимый инструмент.
• После бетонирования основной став труб должен промываться 1,5…2м³ воды.

     Должны  браться контрольные пробы в  начале бетонирования заходки и  по его окончанию. Для контроля качества бетонной смеси ведут журнал учения укладки бетона.

1.9 Вспомогательное  оборудование

       Для проходки вертикальных стволов рекомендуется  использовать лебедки нового поколения  типа ЛПЭП (ГОСТ 7828-80) и установки  передвижные проходческие серии  ЛПП, перечень которых приведен в  табл.1.2. 


Таблица 1.2 –  Данные о проходческих лебёдках

№ пп	Наименование  лебёдки	Кол-во	Назначение
1	Лебёдка ЛПЭП-45	2	Предназначена для подвески проходческого полка
2	Лебёдка ЛПЭП-25	4	Для направляющих каналов (подвески опалубки)
3	Лебёдка ЛПЭП-10	8	Для подвески кабеля взрывания; наращивания труб бетона, сжатого воздуха, вентиляции; подвески телескопа труб подачи бетонной смеси, телескопа трубопровода вентиляции; подвески кабелей сигнализации, телефонизации, блокировки, кабелей освещения, сигнализации, защиты; механической защиты; центрального отвеса, спасательной лестницы.
4	Лебёдка ПЛПЭР-6,3	1	Предназначена для подвески спасательной лестницы

 
 


Проходческий  полок.

    Подвесной проходческий полок предназначен для  обслуживания рабочего пространства в забое вертикального ствола.

Проходческие  полки служат для крепления и  натяжения направляющих канатов  и предохранения людей, находящихся  в забое, от случайного падения сверху каких-либо предметов. Кроме того, на полках устанавливаются лебедки для подвески пневмогрузчиков, шлангов сжатого воздуха, светильников, кабелей и другого забойного оборудования.

    Конструктивно проходческий двухэтажный полок состоит из нижнего 2 и верхнего 7 этажей, соединенных между собой междуэтажными стойками 6, выполняющими одновременно роль направляющих лыж. На этажах полка расположены ба-дейные проемы, имеющие ограждения 9.

    Канаты  10, по которым перемещаются направляющие рамки бадей, одновременно используются для подвески забойной опалубки.

    Бадейные    проемы снабжены     направляющими  стойками  5 для предотвращения раскачивания бадей при их движении через этажи полка.

    Шкивы 3 служат для отклонения направляющих канатов 10. Они располагаются под верхним этажом 7 на направляющих стойках 4 и на периферии нижнего этажа.

    Под нижним этажом 2 прикреплен монорельс 1 для установки на нем грейферной породопогрузочной машины.

    Соединение  секций этажей между собой осуществляют с помощью четырех-пяти осей и  шести-восьми болтов. 


Спасательная  лестница.

     Лестница  предназначена для подъема людей  из забоя ствола в случае неисправности  бадьевого подъема или прекращении  подачи электроэнергии. На спасательной лестнице должны размещаться одновременно все работающие в стволе наибольшей по численности смены. Спасательная лестница подвешивается на некрутящемся канате (с 6-ти кратным запасом прочности) к специальной проходческой лебедке  типа ЛПЭР, имеющей комбинированный  привод. Принимаем спасательную лестницу типа ЛС-1 конструкции ЦНИИ подземмаша . Поэтому данная лестница будет  применена при проходке основной части ствола.

     Нулевая рама предназначена для перекрытия устья ствола и обеспечения безопасности для работающих в стволе. На нулевой  раме производят посадку и высадку  в бадью проходчиков при их спуске и подъеме из ствола.

     При проходке ствола, в соответствии с  требованиями правил безопасности: лампы, питаемые от сети, должны освещать призабойное  пространство ствола. Минимальная освещенность должна быть 10лк. Для стационарного  освещения принимаем светильники  «Проходка-2». На случай отключения электроэнергии проходчики должны быть снабжены переносными  аккумуляторными светильниками.

     Сигнализация  и связь осуществляется между  забоем, нулевой рамой и зданиями подъемных машин. При ее помощи производится спуск и подъем бадей, ставов, труб и др. при проходке применяют механическую (ударную) сигнализацию между забоем и нулевой рамой. Она состоит  из троса диаметром 8мм натянутого до забоя ствола, ударного молотка, колокола на нулевой раме. При натяжении  троса в любой точке ствола молот ударяет по колоколу и подает звуковой сигнал машинисту подъемной  машины или лебедчикам. Сигналы подают по определенному коду. Связь между  рукоятчицей и машинистом подъемной  машины с помощью телефонной аппаратуры ТАС-1. каждая подъемная установка  оборудована двумя независимыми сигнальными устройствами -  механическим и электрическим. Электрическое  имеет три варианта: постоянного  пользования, запасное и аварийное.

Вертикальность  оси ствола проверяют по центральному отвесу, который представляет собой  металлический цилиндр, заканчивающийся  к низу конусом. Масса отвеса 25-50кг (зависит от глубины ствола). Диаметр  троса 3-6мм. 
 
 


1.10 Водоотлив 


       Т.к. приток воды в ствол небольшой (6 м³/час) принимаем способ водоотлива бадьями.

       Производительность  водоотлива бадьями одного подъема  определяется так:

, м³/мин

V_бад – вместимость бадьи, м³

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

μ₀- коэффициент пустот в загруженной породой бадье.  μ₀=0,6

n – количество подъемов в час,

, подъемов

Т_ц - продолжительность цикла подъемов, с. Т_с=720 с.

φ –  коэффициент неравномерности работы подъема, φ=1,15.

4,35 подьема
7,5 (м³/час)

       Водоотлив в бадьи осуществляем забойным насосом  Н-1м, который имеет следующие  характеристики:

       - подача 25 м³/час;

       - напор 40 м вод. ст.;

       - мощность двигателя 7 л.с.;

       - скорость вращения 6300 об/мин;

       - расход воздуха 6 м³/мин;

       - масса 30 кг. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 


                   


2.ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ ПРИ ПРОХОДКЕ СТВОЛА 


• 2.1Выбор и обоснование режима работы бригады 
  

       В соответствии с принятой технологической  схемой проходки ствола и выбранным  оборудованием, а также руководствуясь требованиями трудового законодательства для работников, занятых на подземных  работах, и опираясь на общепринятую практику, устанавливается следующий  режим работы бригады: четыре смены  в сутки при продолжительности  смены шесть часов и непрерывной  рабочей неделе, а рабочие имеют скользящий график выходных.

       Наиболее  эффективной и прогрессивной  организацией труда является ведение  работ по  графику цикличности. Цикличная организация работ  предусматривает выполнение технологических  операций в определённой последовательности в установленное время. результатом выполнения работ одного проходческого цикла является проходка участка ствола на высоту одной заходки. 


• 2.2Расчет объёмов работ на один цикл 
  

    Используя ранее полученные расчётные величины (длину и количество шпуров, площадь  поперечного сечения ствола в  свету и в проходке, коэффициент  использования шпуров), объёмы работ  одного цикла определяют из следующих  выражений:

а) объём  работ по бурению шпуров:

, м

    где N_вр1, N_вр2,N_всп, N_ок – количество соответственно врубовых, вспомогательных, оконтуривающих шпуров , шт;

    L_шп.вр, L_шп.всп, L_{шп ок}, – длина соответственно врубовых и остальных шпуров;

=200,76 (м).

б) Объём  работ по погрузке породы:

где L_зах – величина заходки, м

L_зах=L_шп*η=3,3*0,95=3(м); 


                                                  


в) Объём  работ по возведению монолитной бетонной крепи:

 

=31,11 (м³). 


г) Объем  работ по наращиванию временных  технологических трубопроводов: 


 


W_бет, W_в, W_сж – объемы работ по наращиванию соответственно трубопроводов вентиляции, подачи бетона и сжатого воздуха.

N_в, N_бет, N_сж – количество трубопроводов соответственно вентиляции, подачи бетона и сжатого воздуха, шт. 


                                                     

 


• 2.3Расчет количественного состава бригады и продолжительности цикла. 
  

      Расчёт  трудоёмкости всех работ проходческого  цикла производится на основании  данных сборника [11] путём сведения всех исходных  и рассчитываемых величин в табл.2.1.

      Тарифные  ставки проходчиков вертикальных стволов (по состоянию на 1.10.2010г.):  проходчики V разряда – 230,65 грн./выход

             проходчики VI разряда 268,13 грн./выход

      Комплексная норма выработки определяется по формуле: 


 


где ∑n_i – суммарная трудоёмкость проходческого цикла, чел-см.

       Количество  проходчиков в сменном звене  упрощённо можно принимать, исходя из площади поперечного сечения  ствола, для совмещённой технологической  схемы - из расчёта 6-7 м² площади поперечного сечения ствола в свету на одного проходчика. При сечении ствола в свету 38,5 м² принимаю количество проходчиков равное 6. 
 
 
 
 
 
 


Таблица 2.1. – Расчет трудоемкости работ  проходческого цикла. 


Наименование  работ проход- ческого цикла	Ед. изм.	Объем работ  на цикл по процесс сам	Норма времени  из зборника	Коэффициент к  норме времени на глубину  и приток воды	Расчет норм выработ ки	Трудо ёмкость  работ на цикл	Тарифная  ставка проходчика, грн.выход	Расценка  по процессам, грн
		Wi	Hвр.i	ki	Hi	ni	ai	aini
Бурение шпуров	м	200,76	1,6	1	37,5	5,35	268,13	1434,5
Погрузка  породы	м3	146,6	0,75	1,43 1.11	5,04	29,09	268,13	7799,9
Возведение  постоянной крепи	м3	31,11	0,82 ×0.6	1,25 1,11	8,79	3,54	268,13	949,18
Наращивание временных трубопроводов:
а) вентиляция	м	3	0,47	1,25	10,21	0,29	230,65	66,89
б) подачи бетона	м	6	0,5	1,25	9,6	0,63	230,65	145,31
в) сжатого воздуха	м	3	0,85	1,25	5,65	0,53	230,65	122,24
ИТОГО:						39,43		10518,02

    Продолжительность цикла выполнения горнопроходческих  работ определяется по формуле:

, часов

 где  к_п – коэффициент перевыполнения норм выработки. к_п=1,05..1,25

b – количество проходчиков в одном звене. 

=36 (часов).

    Явочный состав бригады при 4-х сменном  режиме работы будет:

, человек,
=24 человека

    Списочный состав бригады составит:

человек,

где к_сп – коэффициент списочного состава, который в свою очередь определяется из соотношения:

,

где Т – количество дней работы участка  в году;

Т_раб – количество дней работы проходчика в году;

Т=365-t_пр, дней

Т_раб=0,96(365-t_пр-t_вых-t_отп)

где  t_пр – количество праздничных дней в году – 10;

t_вых - количество выходных дней в году – 85;

t_отп – количество календарных дней отпуска проходчика в году – 66;

Т=365-10=355 дней

Т_раб=0,96(365-10-85-66)=195,8 дней

=1,8
человек.

Комплексная расценка проходки 1 м ствола определяется так:

где ∑a_in_i – суммарная расценка всех работ проходческого цикла, грн.

= 3506 (грн/м). 


2.4 Расчет времени  операций проходческого  цикла и построение  графика организации  работ 


       В зависимости от объемов работ, трудоёмкости выполнения, количества занятых проходчиков  и коэффициента перевыполнения норм выработки время на нормируемые  процессы определяется из следующего выражения:

, час

где Т_см – продолжительность смены, Т_см=6 часов;

L – коэффициент, учитывающий время на ненормируемые операции;

- условная постоянная величина

,

где t_нн – время на ненормируемые операции, мин;

t_нн=t_з+t_пр+t_сп+t_вм+t_вз+t_бс+t_р, мин,

t_з – время заряжания шпуров, мин:

, мин

N – количество шпуров, шт;

t_з^’ – время заряжания одного шпура, t_з^’=3мин;

n_з – число заряжающих, чел; 


=30 (мин.)

t_пр – время проветривания после взрывных работ, t_пр=30мин;

t_сп – время, затраченное на спуск-выезд смен при пересменах,

t_сп=10*m, мин.,

m – продолжительность цикла в сменах

t_сп=10*6=60 мин.

t_вм – время спуска взрывчатых материалов (ВВ и СВ), t_вм=10 мин;

t_вз – время выезда взрывника, t_вз=10 мин.

t_бс – время приведения ствола в безопасное состояние после взрывных работ, t_бс=20 мин.

t_р – резервное время, равное 20-30 мин.

t_нн=30+30+60+10+10+20+25=185 (мин).

=0,914
=4,98

    Время проходческого цикла можно определить как сумму затрат времени на выполнение отдельных процессов:

Т_ц=t_б+t_п+t_кр+t_тр+t_нн/60, часов,

где t_б – время на бурение шпуров:

,часов
=4,44 (часа)

t_п – время на погрузку породы:

, часов
=24,14 (часа)

t_кр – время на возведение постоянной крепи:

, часов
=2.94 часа

t_тр – время на наращивание всех технологических трубопроводов:

, часов
=1,2 часа. 


Т_ц=4,44+24,14+2,94+1,2+185/60=36часа

       Следует отметить, что сборник [11] предусматривает  следующее:

       1) время на бурение шпуров включает  в себя также время на спуск  и подсоединение, а также на  отсоединение и выдачу БУКС-1м;

       2) время на погрузку породы включает  в себя также время подъём  полка перед взрывными работами  и спуск его под уборку породы  после проветривания ствола;

       3) время на возведение постоянной  крепи включает в себя также  время на отрыв, спуск и центрирование  металлической призабойной опалубки, равное 30-40 минут;

       4) заряжание не может производиться  в двух смежных сменах.

    В том случае, если по расчёту время  на возведение постоянной крепи больше 2,5 часов, следует предусматривать  совмещение работ по креплению и  уборке породы. Тогда время несовмещённого крепления принимается равным 2,5 часа (включая время на отрыв, спуск  и центрирование опалубки), а время  совмещённого крепления определяется из расчёта работы на совмещённой  операции 2-3-х проходчиков по следующей  формуле:

    

, часов.

    

=0,88 (часов). 


    Сэкономленное за счёт совмещения работ время добавляется  к резервному.На основании полученных затрат времени на выполнение отдельных  операций проходческого цикла строят график организации работ

      График  организации работ приведен в  графической части проекта (табл. 1.). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 


3.ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ

ПРОХОДКИ  СТВОЛА 


3.1. Скорость проходки  ствола 


Суточная  скорость проходки ствола составляет:

, м/сут

m – продолжительность цикла в сменах.

=2 (м/сут).

Месячная  скорость проходки будет равна:

, м/месяц

где n_сут – количество суток работы участка в месяц, n_сут=30 суток.

=60 м/месяц 


3.2 Продолжительность  проходки ствола 


, месяцев

где Н_ств – общая глубина ствола, м.

= 15.2 месяцев 


3.3 Производительность  проходчика 


Определяется  следующим образом:

, м/чел.-см.
=0,083 (м/чел-см) или

П=К_н.в.*к_п=0,076*1,1=0,084(м/чел-см).

    Также производительность труда проходчика может быть выражена в кубических метрах готового ствола в свету, то есть:

, м³/чел.-см.
=3,23 (м³/чел-см). 


3.4. Стоимость проходки  1 м ствола

    Согласно  действующему порядку калькуляции  и учёта полная   сметная  стоимость проходки ствола (как и  любой другой горной выработки) складывается из прямых нормируемых (забойных) С_пн , общешахтных С_о, накладных С_н затрат и плановых накоплений С_пл. Каждое из этих слагаемых состоит из нескольких  элементов затрат, изменяющихся  в разной степени в

зависимости от инфраструктуры  экономики того или иного промышленного региона  и от интенсивности проведения горной выработки.

    Расчёт  полной сметной стоимости проходки 1 м ствола основан на определении прямых нормируемых затрат. Все остальные виды расходов находятся с прямыми нормируемыми в определённом пропорциональном отношении.

    В соответствии с действующими нормативными и директивными финансовыми документами  для расчёта стоимости проходки вертикальных стволов можно пользоваться следующими соотношениями.

      Прямые нормируемые затраты по  проходке ствола :

С_пн = С_зп + С_мат + С_эм, грн.,

где  С_зп - заработная плата проходчиков, грн.;

    С_мат - стоимость материалов, грн.;

    С_эм - стоимость эксплуатации машин и механизмов, грн.

3.4.1. Стоимость проходки  1 м ствола по заработной плате проходчиков.

    Определяется  по формуле:

    

, грн.,

где   T_VI,T_V - тарифные ставки проходчиков соответственно VI-го и V-го разрядов, T_VI=268,13  грн., T_V=230,65грн.

n_VI, n_V - количество человеко-смен работ, выполняемых соответственно по VI-му и V-му разрядам;

K_пр - коэффициент премирования. За выполнение плана следует принимать К_пр =1,4.

=5399,3 (грн).

3.4.2. Стоимость проходки  1 м ствола по материалам, 
расходуемым в забое

    Определяется  по формуле:

    

, грн./м,

где С_{мат i} - стоимость отдельных материалов, расходуемых в забое ствола при сооружении одной заходки. Определяется по фактическому расходу материалов при помощи табл.3.1. 
 
 
 


Таблица 3.1. Расчёт стоимости расходуемых в забое материалов.

№ пп	Наименова ние материалов	Ед. изм	Расход на цикл	Процент исполь-зования	Факти-ческий расход	Цена единицы  материала, грн.	Суммарная стоимость, грн.
1	2	3	4	5	6	7	8
1	Аммонал скальный № 1 прессованный ø 45 мм	т	0,2424	100	0,2424	28500	6908,4
2	ЭДКЗ-ПМ	шт	60	100	60	10,5	630
3	Провод взрывной магистраль ный ВМП	км	0,03	100	0,03	540	54
4	Кабель освещения  КГЭШ-3х16+1х10	м	3	100	3	85	255
5	Кабель взрывания  КГ-3х10+1х6	м	3	100	3	40	120
6	Кабель сигнализации РПШ-14х2,5	м	6	100	6	30	180
7	Канаты подъёмные, направляющие маневровые, и подвески оборудования	т	0,3	100	0,3	16120	4836
8	Рукава напорные разные	м	6	100	6	75	450
9	Трубы вент. прорезинен.	м	3	100	3	90	270
10	Бетон М250	м3	31,11	100	31,11	850	26443,5
11	Пики к  отбойным молоткам	шт	5	60	3	27	81
12	Коронки буровые  БУ-52 и КПД-52	шт	4	70	3	77	231
13	Трубы металлические  вентиляционные (в комплекте с  креплением)	м	3	100	3	800	2400
14	Трубы металлические  ø 168 мм для подачи бетона (в комплекте с креплением)	м	6	100	6	250	1500
15	Трубы металлические  ø 219 мм сжатого воздуха (в комплекте с креплением)	м	3	100	3	200	600
16	Стекло жидкое	т	0,01	100	0,01	1500	15
17	Масло веретённое	т	0,01	100	0,01	4300	43
18	Масло индустриальное	т	0,01	100	0,01	4300	43
19	Смазка универсальная		0,01	100	0,01	6390	63,9
						ИТОГО:	45123,8грн

 

=15793,33 (грн/м) 


3.4.3. Стоимость проходки  1 м ствола  по  эксплуатации

забойных  машин и механизмов.

    Определяется  по  фактическому времени их использования  в течение проходческого цикла (в соответствии с графиком организации  работ) и соответствующей стоимости  машино-часа. Суммарная стоимость  машино-часов всех механизмов определяется при  помощи данных табл.3.2. 
 
 


Таблица 3.2. Расчёт стоимости эксплуатации забойных машин и механизмов.

№ пп	Наименование  машин и механизмов	Коли-чество	Время использо-вания по графику организации	Общий расход машино-часов на цикл	Полная цена машино-часа,грн	Суммарная стоимость, грн.
		ni	tраб i	ni*tраб i		Сэм i
1	Машины породопо грузочные стволовые: одногрейферные	1	24	24	720	17280
2	Установки буровые  стволовые БУКС-1м	1	4ч 30мин	3.5	360	1260
3	Перфораторы ручные	2	1	2	22	44
4	Отбойный  молоток	3	12ч	36	9	324
5	Пневмовибратор	2	1	2	10,5	21
6	Забойный  насос Н-1м	1	30	30	6,1	183
7	Телефонная  аппаратура	1	36	36	9	324
8	Светильники шахтные	10	36	360	2,5	900
					ИТОГО:	20336грн

 


    Стоимость проходки 1 м ствола по эксплуатации забойных машин и механизмов определяется по формуле:

    

, грн/м,

    

7117,6 (грн/м), 


Прямые  нормируемые затраты по проходке ствола :

С_пн =5399,3+15793,33+7117,6=28310,23 (грн).

    Общешахтные расходы определяются так:

    С_о = К_{о *} С_пн, грн.

где К_о - коэффициент общешахтных расходов. В зависимости от глубины и назначения ствола принимается следующим образом:

• для скиповых и клетевых стволов глубиной до 700 м К_о = 0,95, глубиной 700 м и выше - К_о = 1,15;
• для фланговых стволов глубиной до 700 м К_о = 0,8, а глубиной 700 м и выше - К_о  = 1,05.

С_о =1,15*28310,23 =32556,76 (грн).

    Накладные расходы принимаются в размере 27,1%  от суммы прямых нормируемых  и общешахтных:

    С_н = 0,271 (С_пн + С_о), грн.,

    С_н = 0,271(28310,23 +32556,76)=16494,95(грн).

    Плановые  накопления принимаются в размере 30% от всей суммы затрат:

    С_пл = 0,3 (С_пн + С_о + С_н), грн.

    С_пл = 0,3(28310,23 +32556,76 +16494,95)=23208,58(грн). 


3.4.4. Полная стоимость  проходки 1 м ствола.

    После суммирования стоимости 1 м ствола по элементам прямых нормируемых затрат, определения общешахтных, накладных расходов и плановых накоплений вычисляется полная стоимость проходки 1 м ствола следующим образом:

    С_п = С_пн + С_о + С_н + С_пл, грн./м.

    С_п =28310,23 +32556,76 +16494,95+23208,58 =100570,52 (грн/м)

    Стоимость проходки 1 м³ ствола в свету равна:

    С`_п = С_п/S_св, грн./м³.

    С`_п =100570,52 /38,5=2612,2 (грн/м³).

    Общая стоимость проходки всего ствола составит:

    С_ствола = С_п*Н_ств, грн.

    С_ствола =100570,52 *910=91 519 173,3   (грн).

    Все технико-экономические показатели проходки ствола сводятся в табл.3.3. 
 
 
 
 
 
 


    Таблица 3.3.Сводные технико-экономические показатели проходки ствола. 


№	Наименование  показателей	Ед.изм.	Величина
1	Явочный состав комплексной бригады	человек	24
2	Списочный состав комплексной бригады	человек	44
3	Комплексная норма выработки	м/чел.-см.	0,076
4	Производительность  труда проходчика	м/чел.-см.	0,084
5	Суточная  скорость проходки ствола	м/сутки	2
6	Месячная  скорость проходки ствола	м/месяц	60
7	Полная стоимость  проходки 1 м ствола	грн/м	100570,52
8	Полная  стоимость проходки 1 м3 ствола	грн/м3	2612,2
9	Общая стоимость  проходки ствола	грн	91 519 173,3
10	Продолжительность проходки ствола	месяцев	15,2

 
 


ЗАКЛЮЧЕНИЕ 


    С учетом производственной практики и  прочитанного курса по дисциплине «Технология  строительства вертикальных горных выработок» в данной курсовой работе составлен проект сооружения технологической  части скипового ствола в соответствии с исходными данными. Рассмотрены  вопросы, связанные с проходкой  технологического отхода обычным способом по буровзрывной технологии, выбраны  и обоснованы машины и оборудование, которые задействованы на проходческих работах, как в забое так и  на проходке ствола, согласно ПБ, рассчитаны технико-экономические показатели проходки ствола.

    В процессе работы над курсовым проектом получены некоторые навыки самостоятельной  творческой работы. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 


ПЕРЕЧЕНЬ  ЛИТЕРАТУРЫ

 Правила  безопасности в угольных шахтах.- К.: Основа, 2000, - 421 с.

 Единые  правила безопасности при взрывных  работах.- К.: Норматив, 1992. - 171 с.

 Покровский  Н.М. Проектирование комплексов  выработок подземных сооружений. - М.: Недра, 1970. - 320 с.

 Справочник  инженера-шахтостроителя. В 2 т./ Под  общей ред. В.В.Белого. - М.: Недра, 1983. - Т.1 - 424 с.

 Малевич  Н.А. Машины и комплексы оборудования  для проходки вертикальных стволов. - М.: Недра, 1975. - 342 с.

 Насонов  И.Д. и др. Технология строительства  подземных сооружений. Ч.1. Строительство  вертикальных выработок. - М.: Недра, - 1983. - 232 с.

 Гузеев  А.Г. и др. Технология строительства  горных предприятий. - К.: Вища школа, 1986. - 391 с.

 Смирняков  В.В. и др. Технология строительства  горных предприятий. - М.: Недра, 1989. - 573 с.

 Таранов  П.Я., Гудзь А.Г. Разрушение горных  пород взрывом. - М.: Недра, 1976. - 254 с.

 Технологические  схемы сооружения вертикальных  стволов. (в 2 ч.). Часть 1. Оснащение  и проходка вертикальных стволов  обычным способом. - Харьков: ВНИИОМШС, 1979. - 273 с.

 Единые  нормы и расценки на строительные, монтажные и ремонтно-строительные  работы: Сборник Е36. Горнопроходческие  работы. - М.: Стройиздат, 1988. - 207 с.

 Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Прокопов А.Ю. Шахтное и подземное строительство. Ч.I Оснащение вертикальных стволов.: Учеб. пособие/Юж.-Рос. гос. техн. ун-т. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2000. 300 с.