Подземная разработка полезных ископаемых

 

Кп.м.= (1000*1120)/(943200-48208)= 1,25/1000т

 

                  Время   подготовки  панели   к  очистной  выемке  тремя  проходческими  бригадами – 4 месяца.

                   Показатель  извлечения  руды  по  панели: а) потери  руды:

 

Пр= Пп/Бп=264827/943200=0,28                        (2.77)

 

Б) разубоживание: p=B/Д,                                   (2.78)

 

где   В – количество  вмещающих  пород,

В= 35000т;

Д= Бп-Пп+В= 943200-264827= 35000= 713373 т                  (2.79)

 

Р= 35000/713373=0,05

 

В) коэффициент  извлечения  рудной  массы:

 

Ки = (1-П1)/(1-р)= (1-0,28)/(1-0,05)=0,76                 (2.80)

 

2.6.4. Технология  и  механизация  очистных  работ

 

                  Очистная  выемка  заключается  в  проведении  цикла  технических  процессов  по  отбойке, погрузке  руды  и  креплению  очистного  пространства  соответствующими  комплексами  самоходного  оборудования.

                  Отбойка  руды  в  камерах – мелкошпуровая. Негабаритные  куски  руды  дробятся  в  забое  после  каждого  цикла  работ.

                 Технологические  процессы (бурение, заряжание, взрывание, уборка, крепления, вентиляция  и  другие) производится  согласно  паспортам.

                  По  мере  продвижения  очистной  машиной  в  автосамосвалы  и  доставляется  по  панели  к  откаточному  штреку  и  капитальному  рудоспуску.

                 Исходя  из  данных  горно –  технологических  условий  принимается  следующий  состав  добычного  комплекса  самоходного  оборудования: 

1. для  бурения  шпуров – «Параматик  Г205Т»;
2. для  заряжания  шпуров – «ПМЗШ -2»;
3. для  погрузки  отбитой  горной массы – «Cat -980G0»;
4. для  транспортирования  руды – автосамосвал  «TORO – 40D»;
5. для  осмотра, оборки  крепления  кровли – самоходный  полок «СП – 8 А».

 

2.6.5. Очистные  работы.

 

                  Расчет  ведем  на  цикл  производственных  процессов  применительно  к  выемочному  участку.

                  Расчет  паспорта  буровзрывных  работ

                  Диаметр  шпуров  принимаем  Dм = 51 мм  в  соответствии  с  принятым  оборудованием, Сетка  расположения  шпуров  устанавливается  на основании  площади  забоя  на 1 шпур, по  данным  практики  S= 1,82 м2.

                 Линия  наименьшего  сопротивления   (ЛНС):

 

 

                  (2.81)

 

                    где  S= 1÷1,15 – коэффициент  сбли1жения  зарядов, принимаем        m= 1,1

 

= 1.3 м

 

Расстояние  между  шпурами  в  ряду:         

 

а* m*w=1,1*1,3 = 1,43 м                                  (2.82)

 

Площадь  забоя: S3= 1* h=8*10=80м2             (2.83) 

 

Число  шпуров  на  забой:

 

Пшт = S3/ S= 80/1,82=44                                   (2.84)

 

                   Применяем  вертикальный  клиновой  вруб  с  углами  малого  и  большого  вруба 690 (на основании  практики  и  паспорта  БВР).

                  Глубину  шпуров  принимаем  в  соответствии  с  техническими  возможностями  бурового  оборудования  1шп=3,54 м

                Общая  длина  шпуров:

 

          Lшп = Пшп * 1 шп = 44*3,54 = 155,76 м                      (2.85)

 

                  Длина  шпуров  на 1м3  отбойки  руды:

 

              1б= Lшп/Vотб.,                                                              (2.86)

 

         где  Vотб.- объем  отбойки  руды  за  цикл:

 

              Vотб.= Lшп. * S3*h ,                                                         (2.87)

 

где   h  = 0,95 – коэффициент  использования   шпура:

 

Vотб.= 155?76*80*0,95= 269,04  м3

1б = 155,76 / 269,04 = 0,58 м/м3

 

Выход  руды:

 

Vp= Vотб / Lшп.= 269,04/155/76=1,72 м/м3                       (2.88)

 

Общий  расохд  ВВ  за  цикл:

 

Qвв= qш * Lш*К3,                    (2.89)

 

где  qш- масса  заряда  ВВ,приходящаяся  на  1м  шпура:

 

qш= π * d2 * D * К3р/4,                                     (2.90)

 

где            D  = 1100  кг/м3 –плотность  заряжания;

 

Кз.р.= 0,8 ÷0,9 – коэффициент  плотности  заряжания  шпуров;

 

Qш= 3,14*0,0512*1100*0,*/4=2,02кг/м;

 

Кз.р.= 0,8 – коэффициент  заполнения  шпуров;

 

Qвв= 2,02 * 155,76 * 0,8 = 252 кг

 

                      Удельный  расход  ВВ  на  отбойку:

 

q= Qвв/Vотб  = 252/269.04=0,94 кг/м3                          (2.91)

 

                      Способ  взрывания  принимаем  электрический  с  применением  электродетонаторов  ДЭЛ – 1А.

                    Место  укрытия  взрывника  - транспортный  штрек.

 

 

6. Определение  производительности  и  количества  задействованного  технологического  обородувания.

 

 

Время на  обуривания  забоя

 

Тоз = Lшп/Qэ,                  (2.92)

 

                    где    Qэ= 549,4 м/см – сменная  эксплуатационная  производительность    бурильной  установки;

 

t о.з = 155,76 / 549,4 = 0,3 см.

 

Подготовка  забоя  к  взрыванию.

 

                    Для  заряжания  шпуров  принимаем  самоходную  пневмозарядную  машину  ПМЗШ – 2.

                   Эксплуатационная  производительность   Qэ= 210 м/см.

                   Время  на  подготовку  забоя  к  взрыванию:

 

tвз= tп+ tв+ tз,         (2.93)

 

где  tп = 25 мин. – подача  машины  в  забой;

tв = 11мин- время  на  вспомогательные  работы;

tз= время  на  зараяжение  шпуров:

 

tвз= Пп.ш.* tз'                           (2.94)

 

где  tз' = 1,05 мин – время  на  заряжание   одного  шпура;

 

tз= 44*1,05 = 46 мин;

 

tвз= 25+11+46 = 82 мин.

 

Одной  машиной  ПМЗШ – 2 за  смену  можно  обслужить  три  забоя.

Среднесуточная  производительность  блока:

 

Р= (Д цк/tцк)*nс * nоз                                        (2.95)

 

            где Дц.к.=705т- количество  отбитой  руды  за  цикл;

tцк- производительность цикла  работ  в  камере:

tцк = tбур+ tвз+ tу+ tк,                            (2.96)

 

            где tк=0,9см- время  на  бурение  шпуров  под  крепление  и  установку  анкерной  крепи:

          tу – время  на  уборку  отбитой  горной  массы:

 

tу= Vотб /Qэ                            (2.97)

 

        где Qэ= 1400 т/см – сменная  эксплутационная  производительность  погрузчика;

 

tу= (269,04 * 2,62)/ 14-0,5см;

 

tцк = 0,3 + 0,14+ 0,5 + 0,9= 1,84 см;

 

            nc= 2- число  смен  в  сутки  ж

           nоз= 3 – число  забоев  в  одновременной  работе;

 

Р= (705/1,84)*2*3  = 2300 т/сут

 

            Необходимое  число  панелей  для  выполнения  суточного  объема  добычи:

 

N пан.= А/(365*2* Рсм))*Кр,                                     (2.98)

 

      где Рсм – сменная  производительность  панели:

 

Рсм= Р/2= 2300/2=1150 т/сут;                                     (2.99)

 

          Кр = 1,35 – коэффициент  резерв, учитывающий  время  на  подготовку  панели;

 

Nпан = (5000000/365*21150))*1,35 =8 ед.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

3.АЭРОЛОГИЯ

 

              3.1.Вентиляция

 

           Широкое  применение  на  шахтах  высокопроизводительного  самоходного  оборудования, производство  взрывных  работ  в  больших  масштабах  связано  с  интенсивным  выделением  в  рудничную  атмосферу  пыли  и  вредных  компонентов – газов (CO, NO,NO2  и др.) В этой обстановке, усложняющейся  к  тому  же  весьма  разветвленными  сетями  и  наличием  значительного  объема  пустот, чрезвычайно  возрастет  роль вентиляции  в  обеспечении  комфортных  и  безопасных  условий  труда  рабочих   [4].

          Шахты  Жезказгана  в  течении  длительного  времени  проветриваются  по  фланговой  схеме  при  всасывающем  способе  проветривания, предусматривающем  подачу  свежего  воздуха, с  поверхности  по  стволу,  расположенному  в  центре  шахтного  поля. При  этом  движения  воздуха  обеспечивается  за  счет  разрежения, создаваемого  вентиляторами  главного  проветривания (РВП), устанавливаемых  на  поверхности  у  вентиляционных  стволов.

          Вентиляторные  установки  шахт  оснащаются   обычно  центробежными  вентиляторами  типа  ВЦД – 32, ВЦД – 33, ВЦД – 40. В  настоящее  время  на  шахтах  корпорации  «Казахмыс»  действуют  26  вентустановок  главного  проветривания с  общей  производительностью  порядка  4200 м3/с  воздуха.

 

 

2. Борьба с  выделениями  вредных  газов  и  пыли.

 

          При  подземной  разработке  основными  источниками пылеобразования  являются:  буровзрывные  работы, погрузочно  – разгрузочные  работы, дробление  и  транспортирование  горной  массы..

        Основным  средством  борьбы  с  пылью  в  условиях  шахты  служит  вентиляция.

         Из  большого  числа  разработанных  и  испытанных  на шахтах  способов  по  борьбе  с  пылью  практическое  применение  получили  следующие  меры:

                   - применение при бурении  мокрого  бурения и гранулированных   ВВ с  их  увлажнением;

                   -  использование  туманообразоваталей  типа  Т3-1, ТК – 1 при  взрывных  работах;

                  -  орошение   призабойных  площадей  и  увлажнение  отбитой  горной  массы  перед  уборкой;

                -  устройство  арочных  водяных  завес  на  откаточном    горизонте;

               -  полив  подземных  дорог  поливомоечными  машинами  типа ПМ -8.

 

3. Схема  проветривания  забоев.

 

               Горные  выработки  (шахтные  стволы, штольни, квершлаги, штреки  и  другие)  обычно  проводят  как  одинарные  тупиковые  выработки. Проветривание  таких  выработок  после  взрывных  работ  осуществляют  вентиляторами  местного  проветривания. При  этом  применяют  три  способа  проветривания: нагнетательный, всасывающий  и  комбинированный  (рис. 1)  [1].

              Нагнетательный  способ  проветривания  является  наиболее  распространенными, а  на  газовых  шахтах  и  рудниках  обязательным  и  единственным. Достоинство  его  заклчается  в  том, что  проветривание  призабойного пространства  осуществляется  деятельной  струей  свежего  воздуха, выходящего  из трубопровода  с  большой  скоростью. Этот  способ  обеспечивает  эффективную  вентиляцию  в  призабойной  зоне.

               По  правилам   безопасности  на  газовых  угольных  шахтах    конец  трубопровода  должен  располагаться  на  расстоянии  от  забоя  = 8м, а в не  газовых  и  рудных  шахтах – на  расстоянии = 12м и 10 10 м  соответственно.

             Другое  достоинство нагнетательного  способа  проветривания  состоит  в  том, что  в  призабойное  постранство, где сосредоточено  оборудование  и  находятся  люди  поступает  свежий  воздух, не  содержащий   метана, что  облегчает  создание  безопасных  условий  труда.

              Недостаток  нагнетательного способа  проветривания  заключается  в  том, то  при ведении  взрывных  работ  ядовитые  газы  взрыва  движутся  по  выработке. Поэтому  люди  могут  войти  в  выработку  только  тогда, когда  содержание  ядовитых  газов  достигнет  безопасной  концентрации.

              Всасывающий  способ  проветривания  применяется  на  угольных  и  рудных  шахтах, не  опасных  по  газу. Достоинство  его  заключается  в  том, что  не  свежий  воздух  отводится  из  призабойного  пространства  по  трубопроводу, а  так   каксвежий  воздух  поступает к  забою  по  выработке, то  большая  ее  часть  негазована. При  правильно  организованном  проветривании  объем,из  которого удаляются  вредности, равен  произведению  площади  поперечного  сечения  выработки  на  длину  зоны  отброса  газов. При  прочих  равных  условиях  он  остается  постоянным  и  не зависит  от  длины  выработки, поэтому  при  всасывающем  способе  проветривания, меньше  чем  при  нагнетательном.

               Основной  недостаток  этого  способа  проветривания  заключаются  в  трудности  выдерживания  расстояния  между  концом  всасывающего  трубопровода  и  забоем, так  как  конец  трубопровода  находится  в  зоне  разлета  кусков  породы  и  вероятность  его  повреждения  весьма  высокая. Как  правило, при  этом  способе  проветривания  применяется  жесткий  трубопровод. При  установке  вентилятора  в  призабойной  зоне  возможно  использование  гибкого  трубопровода. В этом  случае  с  целью  сохранности   вентилятора  к его  всасу  крепится  отрезок  металлической  трубы. (рис. 1б).