Выбор и расчет системы вентиляции шахты “Скалистая” рудника “Комсомольский”

Проектируем панели длиной от 120 до 320 м по падению и 120 м шириной по простиранию (исходя из эффективности работы ПТМ при очистных работах).

 

2.2.1     Определение размеров  подготовительных выработок

 

Определяем высоту этажа. Для этого вычисляем разность высот между верхней и нижней границами оруденения:

h=Нн–Нв, м,    (2.17)

h=800–660=140 м.

Высоту этажа определяем графическим способом, для этого залежь делим на две приблизительно равные по площади части (см. лист 2 графического материала). Cтроим разрез по падению (по середине линии простирания), на котором, учитывая необходимость оставления охранного целика высотой 10 м, проектируем два откаточных горизонта: -760, -825 м.

Вентиляционно-закладочный горизонт проектируем с уклоном в сторону падения залежи под углом 10°.

Длину вентиляционных выработок также определяем графически, с учетом уклона. Полученные результаты сводим в таблицу  1 (приложение №2).

Изображаем совмещенную схему откаточных горизонтов на    рис. 4 (приложение №2).

 

2.2.2   Определение линейного коэффициента подготовки

 

Для определения линейного коэффициента подготовки необходимо знать балансовые запасы месторождения и суммарную длину подготовительных выработок. Запасы г –825 м  и  -760 м равны между собой и составляют:

Б1=Б2=В/2·L·m·γ, т,    (2.18)

Б1=Б2=650/2·1200·24·4,3=40,25 млн.т.

 Линейный коэффициент подготовки  определяем как:

Кл=( LОТ+ LВЗ)·1000/Бгор, м/1000 т.   (2.18)

Линейные коэффициенты подготовки гг –825 м, -760 м:

Кл1=(ΣL1+ ΣLВЗ/2)·1000/Б1, м/1000 т,

Кл1=(5780+9077/2)·1000/40,25·106)=0,25 м/1000 т.

Кл2=(ΣL2+ΣLВЗ/2)·1000/Б1, м/1000 т,

Кл2=(4310+9077/2)·1000/40,25·106)=0,22 м/1000 т.

Находим линейный коэффициент подготовки месторождения:

КЛ=∑Lп·1000/Б ,м/1000т,    (2.19)

КЛ=19167·1000/80,5·106=0,24 м/1000т.

 

2.2.3 Определение объёмного коэффициента  подготовки месторождения

 

Объем подготовительных  выработок равен:

Vп =∑LОТ·SОТ+∑LВЗ·SВЗ, м3,    (2.20)

где  Sот=12 м2, Sв=14,5 м2 - площадь поперечного сечения соответственно выработок откаточного  и вентиляционно-закладочного горизонтов в проходке,

Vп =10090·12+9077·14,5=252696,5 М3.

Объёмный коэффициент подготовки месторождения равен:

Кv=Vп·1000/Б, м3/1000 т,   (2.21)

Кv=252696,5·1000/80,5·106=3,1 м3/1000 т.

 

2.3  Расчет времени на проведение  вскрывающих выработок и   первой  очереди строительства рудника

 

В первую очередь разрабатываются запасы расположенные в пределах горизонта -760 м. Во вторую очередь разрабатывается запасы горизонта –825 м.

количество балансовых запасов подлежащих разработке в первую очередь:

Б1=40,25 млн.т.   (2.22)

Продолжительность отработки запасов первой очереди:

Т1=Б1/А=40,25/2=20 лет   (2.23)

За это время проводятся вскрывающие и подготовительные выработки для второй очереди разработки месторождения. Все расчеты по определению времени строительства первой очереди сведены в таблицу  2 (приложение №2).

Исходя из необходимости ввести месторождение в эксплуатацию в течении 5 лет (Т=60 мес.) рассчитаем необходимое количество проходческих бригад. На период строительства стволов можно использовать не более пяти бригад (по одной на ствол), далее количество бригад можно увеличивать по мере продвижения строительства и увеличения числа забоев.

Время строительства стволов принимаем равным времени строительства СС, т.е. Тсс=16,7 месяцев, тогда время на проведение горизонтальных выработок и капитальных рудоспусков:

Тгв=375-16,7-16,5-13=328,8 мес.  (2.24)

Оставшееся время на строительство:

Тост=60-16,7=43,3 мес.   (2.25)

Тогда необходимое количество проходческих бригад определим по формуле:

    (2.26)

Принимаем к проекту 8 проходческих бригад.

Все расчеты по определению времени строительства второй очереди сведены в таблицу  3 (приложение №2).

Строительство второй очереди рудника ведется во время отработки первой очереди.

На рис.5 (приложение №2) приводим календарный план строительства рудника.

 

2.4  Расчет производительности  породо-закладочного комплекса (ПЗК)

 

Производительность ПЗК определяется исходя из объема пустот, образующихся в процессе добычи полезного ископаемого.

Определяем производительность ПЗК:

 

годовую:

АПЗКГ=Аг/γ, м3,   (2.27)

где Аг – количество рудной массы, извлекаемое за год, т,

Аг=А·((1-n)/(1-p)), т;    (2.28)

Аг=2·106·((1-0,02)/(1-0,1))=2,178 млн.т;

АПЗКГ=2178000/4,3=506 тыс. м3;

месячную:

АПЗКМ= АПЗКГ/12=506000/12=42,167 тыс. м3;    (2.29)

суточную:

АПЗКсут= АПЗКГ/305=506000/305=1659 м3;   (2.30)

   сменную:

АПЗКСМ= АПЗКсут/3=1659/3=553 м3.   (2.31)

 

2.5   Организация работ

 

Для разработки месторождения принимаем следующую организацию работ: количество рабочих дней в году – 305; число рабочих смен в сутках – 3; продолжительность работы под землей – 7 часов; режим работы скипового подъема – 2 смены в сутки. Исходя из этих условий, определяем производительность рудника:

суточную:

Асут=А/305=2·106/305=6,557 тыс.т;   (2.32)

сменную:

Асм=Асут/2=6,557/2=3,2 тыс.т.    (2.33)

 

 

3  СТРОИТЕЛЬСТВО  ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ

 

1. Буровзрывные работы

 

Взрывные работы ведутся в соответствии с требованиями "Единых правил безопасности (далее по тексту ЕПБ) при ведении взрывных работ", "ЕПБ при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений", и Специальных мероприятий к правилам безопасности по ведению горных и взрывных работ на подземных рудниках Норильского комбината.

Для ведения взрывных работ используются взрывчатые материалы: ВВ-Аммонит 6 ЖВ; средства взрывания - электродетонаторы ЭД-8Ж (Э), ЭД-ЗН.

Взрывные работы по проходке всех видов выработок производится согласно паспортам буровзрывных работ (далее по тексту БВР), составленным на основании актов опытного взрывания. Разрешается производство взрывных работ при отсутствии паспортов БВР при проведении опытных взрываний, разделке (дроблении) негаборитов, доведений выработки до проектного сечения, ликвидации "отказов, заколов". Время ведения взрывных работ для каждого забоя определяется циклограммой, которая ежемесячно утверждается главным инженером рудника.

Границы опасной зоны при ведении взрывных работ определяются схемой выставления постов охраны и оцепления опасной зоны, которая составляется ежемесячно начальниками участков и утверждается главным инженером рудника.

Взрывчатые материалы и взрывные машинки КВП-1/100М хранятся на подземных расходных складах. Для проверки целостности взрывных сетей применяются приборы ВИС-1, которые выдаются на руки каждому взрывнику.

Рассмотрим подробно расчет параметров, паспортов БВР, вентиляции  и  крепления  для    вентиляционно-закладочного уклона №4 (ВЗУ-4) сечением S=14,04 м2        (в свету).

По таблице параметров горных выработок находим необходимые нам размеры для заданного сечения выработки S=14,5 м2 (в проходке).

 

В=4200 мм – ширина выработки

Н=3650 мм – высота выработки

R=2948 мм – радиус основной дуги

r=1100 мм – радиус боковых дуг

P=14426 мм – периметр выработки

 

Форму выработки принимаем прямоугольно - сводчатого сечения.

По закону предельных норм рабочего времени рабочих, занятых на горных работах, принимаем режим работы:

 

1. Число рабочих смен в сутки nсм=3
2. Число рабочих дней в месяц nдн=30
3. Продолжительность рабочей смены Т=7,2 часов.

 

Определение нормы проходки за цикл.

 

Месячная норма выработки, как было указано выше  - 70 метров         (L=70 метров).

 

Суточную норму проходки определяем по формуле:

Lсут=L/nдн=70/30=2,3 метра.  (3.1)

Следовательно, в сутки необходимо пройти не менее 2,3 метра.

По условиям шахты “Скалистая” рудника “Комсомольский” в сутки проводится два взрывания, т.е. число циклов равно 2 (nц=2).

 

Определяем норму проходки за цикл:

Lух=Lсут/nц=2,3/2=1,2 метра.  (3.2)

Принимаем Lух=1,2 метра.

Следовательно для выполнения плана по проходке за один цикл необходимо проходить 1,2 метра.

 

Определение глубины шпуров.

l=3L/nцnсмnднh=3·70/(2·3·30·0,85)=1,4 м.  (3.3)

Где:  l – глубина шпуров, м

L – длина выработки, м (70)

nц – число циклов в смену (2)

nсм – число смен в сутках (3)

nдн – число рабочих дней в месяце (30)

h=0,85 – коэффициент использования шпуров

 

Принимаем глубину шпуров 1,4 м.

Глубину врубовых шпуров принимаем на 10¸20% больше

Получаем:

lвр=1,7 м

 

  Определение удельного расхода ВВ.

 

Для расчета удельного расхода ВВ воспользуемся формулой профессора Покровского:

Q=q1S1V1e  (3.4)

Где:q1 – коэффициент взрываемости горных пород, значение которого принимаем из соотношения: q1=0,1·f, f – коэффициент крепости по профессору Протодьяконову  q1=0,1·15=1,1

S1 – коэффициент структуры породы  0,8 ¸ 2

Принимаем S1 = 1,5

V1 – коэффициент зажима породы, вычисляемый для данного случая одной обнаженной поверхности по формуле:

V1=3·2/ÖS=3·2/Ö14,5=1,6

E – коэффициент работоспособности ВВ, определяемый по соотношению: е=380/р,

Где р – работоспособность применяемого ВВ, для гранулита АС8В  р=400

e=380/400=0,95

 

Вносим все определенные величины в формулу:

 

q=1,1·1,5·1,6·0,95=2,5 кг/м3

 

удельный расход ВВ на 1 м3 породы составит 2,5 кг.

 

Определение количества шпуров на забой.

 

Для расчета количества шпуров воспользуемся формулой, рекомендованной СНиП:

N=1,27qS/a ∆ d2з (3.5)

Где:  q=2,5 кг/м3 – удельный расход ВВ

S=14,5 – сечение выработки в проходке

a=0.6 – коэффициент заполнения шпуров, принимают в зависимости от коэффициента крепости f.

∆ - плотность ВВ, для гранулита АС8В она составляет от 1·103 до 1,2 ·103 кг/м3

принимаем   ∆= 1,05·103 кг/м3

dз =42 мм – диаметр заряда, равный диаметру шпура

 

Вносим все определенные величины в формулу:

N=1,27·2,5·14,5/(0,6·1050·0,0422)=41,4 шпура

Принимаем n=42 шпура на забой.

Выбираем вертикально-клиновой тип вруба. Определяем количество оконтуривающих и врубовых шпуров, по формуле, предложенной по методике  В.М. Рогинского:

Nвр=S/(0,203+0,085S)  (3.6)

Nок=S/(0,285+0,025S)  (3.7)

Где S – сечение выработки.

Nвр=14,5/(0,203+0,085·14,5)=10 шпуров.

Nок=14,5/(0,285+0,025·14,5)=23 шпура.

Определим количество вспомогательных шпуров:

Nвсп=N-(Nвр+Nок+Nщ)=42-(10+23)=9 шпуров.

Где N – общее число шпуров.

 

Графическое изображение выработки и схему расположения шпуров выполняем в паспорте буровзрывных работ.

 

Расход ВВ на цикл определяем по формуле, предложенной в методике Рогинского:

 

Q=qSl, кг  (3.8)

Где:  q – удельный расход ВВ равный 2,5 кг/м3

S – сечение выработки равное 14,5 м2

l – глубина шпура равная 1,4 м

Q=2,5·14,5·1,4=50,75 кг.

Средняя масса ВВ в шпуре определяется по формуле:

qср=50,75/42=1,2 кг.  (3.9)

Где N – количество шпуров, равное 42.

Принимаем qср=1,2 кг.

 

Заряд врубовых шпуров увеличиваем на 10¸20%, вспомогательные и оконтуривающие принимаем средней величины.

qср.вр=1,5 кг.

 

Для заряжания ВВ гранулит АС8В принимаем пневмозарядчик типа ЗП-5, патроны заряжаются вручную. В качестве забойки используется глина. После формирования зарядов во всех шпурах уточняется общий расход ВВ на цикл.

Qц= qср.вр·Nвр+qср.всп·Nвсп+qср.ок·Nок+qпб·N  (3.10)

Где qпб – масса патрона – боевика.

 

Подставим в формулу числовые значения:

Qц=1,5·10+1,2·(9+23)+0,25·42=63,9 кг.

Общий расход ВВ на цикл составит 64 кг.

 

Определение вместимости одного метра шпура:

рш=∆πd2З/4, кг/м  (3.11)

Где:  ∆ - плотность ВВ, равная 1050 кг/м3

dЗ – диаметр заряда, равный 0,042 м

рш=1050·3,14·0,0422/4=1,45 кг/м.

 

Длина заряда в шпуре определяется выражением:

lз=qср/рш=1,2/1,45=0,8 м  (3.12)

где qср=1,2 кг – средняя масса заряда в шпуре.

 

Определим расход ВВ по его типу на цикл:

Расход на цикл гранулита АС8В:

QАС8В=N·qср=32·1,2+10·1,5=53,4 кг.  (3.13)

 

Расход на цикл патронов аммонита 6ЖВ:

Q6ЖВ=Qц-QАС8В=63,9-53,4=10,5 кг.  (3.14)

 

Определение шпурометров для врубовых шпуров:

lш/м.вр=Nвр·lвр=10·1,7=17,0 шпурометров. (3.15)

 

Для вспомогательных шпуров:

lш/м.всп=Nвсп·lвсп=9·1,4=12,6 шпурометра.

 

Для оконтуривающих шпуров:

lш/м.ок=Nок·lок=23·1,4=32,2 шпурометров.

 

Всего шпурометров на забой:

ΣL= lвр+lок+lвсп=17+12,6+32,2=61,8 шпурометров.

 

Заносим полученные значения в таблицу буровзрывных данных паспорта БВР.

 

Определение продвижения забоя за цикл:

Lух=η·lср=0,85•1,4=1,2 м  (3.16)

 

Определение отрыва горной массы за цикл:

Vц=S•Lух=14,5•1,2=17,4 м3.  (3.17)

 

Определение отрыва горной массы за месяц:

Vм=Vц•nц•nдн =17,4•2•30=1044 м3.  (3.18)