Выбор и расчёт системы разработки

На основании исходных данных, наиболее приемлемыми для отработки рудного тела являются системы разработки с искусственным поддержанием очистного пространства, в которых очистное пространство при выемке руды поддерживают закладкой или крепью, размещённой в очистной выработке.

Классификация этих систем следующая:

Группа А. Системы разработки с закладкой. Группа Б. Системы разработки с креплением.

Группа В. Системы разработки с креплением и последующим обрушением.

Все эти системы относительно дороги, но могут обеспечить малые потери и разубоживание руды, так как постоянные целики не оставляются, а при извлечении отбитой руды очистное пространство поддерживается (и, следовательно, на отбитую руду не обрушаются пустые породы).

Системы применяются главным образом при ценных рудах или в сложных горно-геологических условиях: возгораемость руд; нельзя обрушать земную поверхность.

При выборе учитываем факторы влияющие на выбор системы разработки, условно делящие на постоянные ( учитываемые в любых случаях) и переменные, которые выдвигаются как ограничения в неблагоприятных случаях.

Постоянные факторы – устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения рудного тела.

Переменные факторы: возгораемость руды, слёживаемость руд , необходимость сохранения земной поверхности; наличие над месторождением песков и глин; наличие в рудном теле включений пустых пород или за балансовых руд; характер контактов залежи ( в отношении их чёткости и правильности); большая глубина разработки; отсутствие дешёвых материалов для монолитной закладки, исключающее целесообразность применения систем с закладкой в ряде случаев; обособленное залегание небольших рудных тел; ценность руды , учитываемая в экономическом сравнении систем.

Системы разработки , приемлемые по постоянным факторам:

1.Неустойчивая руда(вмещающие породы любой устойчивости). Применимы системы с обрушением руды и вмещающих пород в вариантах, предназначенных для неустойчивых руд;

системы с креплением и последующим обрушением вмещающих пород; нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой; системы с креплением( вместе с закладкой в мощных залежах).

2.Влияние мощности и угла падения залежей. При крутом падении технически приемлемы:

камерная система – при любой мощности (но не при малой, если применяют взрывные скважины);

с отбойкой из магазинов- в принципе при любой мощности залежи , но практически только при малой(но выемочная мощность должна быть не менее 1- 1,3м во избежание заклинивая руды);

системы этажного обрушения – в мощных залежах;

системы разработки горизонтальными и наклонными слоями с закладкой – при любой мощности;

нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой - при любой мощности;

системы с креплением- при любой мощности (при большой и средней мощности крепление применяют вместе с закладкой).

Ограничения в выборе системы разработки по переменным факторам:

1.Слёживаемость руд . Исключает применение систем разработки , при которых исключает возможность применение систем разработки , при которых в очистном пространстве скапливаются большие количества отбитой руды , выпуск которой занимает несколько недель.

Нельзя применять магазинирование руды, этажное обрушение. При подэтажном обрушении ограничивается высота подэтажа и размер обрушаемой секции.

2. Глубина разработки рудного тела. Ограничения в выборе системы связаны с горным давлением на больших глубинах. Особая опасность –горные удары. Удароопасность в средних условиях возникает при глубине более 600м.

3. Характер контактов рудного тела. Четкие контакты менее благоприятны для систем разработки с обрушением руды и вмещающих пород.

Из числа приемлемых по техническим факторам систем разработки отдают предпочтение при ценной руде системам, дающим более полное извлечение руды.

Заключение . На основании анализа и характеристики выше приведённых систем разработки , применяя метод исключения, оставляем для сравнения две системы:

1.Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой это – система разработки с искусственным поддержанием очистного пространства, при которой блок отрабатывают горизонтальными (слабонаклонными) слоями, начиная с верхнего; каждый слой вынимают под искусственной кровлей из затвердевшего закладочного массива и заполняют твердеющей по мере отработки.

Эта система предназначена для выемки неустойчивых ценных руд , особенно при высокой возгораемости или слёживаемости руд. Крутые залежи могут быть любой мощности. Вмещающие породы могут быть любой устойчивости. Отрабатывают слой обычно заходками , которые проходят из ортов(штреков), нарезанных по границам блока.

Высота первого слоя 3÷3,5м,следующих слоёв от 3÷3.5 до 7÷8м. Ширина заходок от 3.5÷4 до 8÷10м, в зависимости от устойчивости закладочного массива. Для эффективной отбойки и использования самоходного оборудования желательно так подбирать состав закладочной смеси, чтобы можно иметь ширину заходок 6÷8м. Наклон заходок -3÷10°- должен превышать угол растекания закладочной смеси. Заходки в смежныж слоях смещают по отношению к друг другу,чтобы затвердевший материал не обрушался при его подработке.

Длина заходок – до 50÷70м при доставке руды пневматическими ПДМ и до 90м при дизельных ПДМ.

Высота этажа 50÷60мм. Заходки проводят с подъёмом, а закладывают с противоположной стороны, т.е. под уклон, что обеспечивает заполнение их смесью под кровлю.

Отбивают руду шпурами. На бурение и доставку руды используют преимущественно самоходное оборудование. Закладочную смесь обычно подают по скважинам , пробуренным с вентиляционно- закладочного горизонта через закладочный массив. Закладывать заходку, особенно её нижнюю часть высотой 1,5- 2м, следует по возможности без перерывов для получения монолитного закладочного массива.

Рядом с заложенной заходкой обычно можно начать работы через 5÷7суток, снизу- не раньше чем через две недели.

2.Система разработки слоевого обрушения с креплением рамами или стойками.

Блок разделяют по высоте на слои, что даёт возможность отрабатывать месторождения с любым углом падения и любой большой мощностью. Этажи погашают последовательно в нисходящем порядке. Блок вынимают горизонтальными слоями, начиная с верхнего слоя.

Слои отрабатывают узкими полосами-заходками с креплением (крепь поддерживает настил, уложенный в заходках вышележащего слоя). В отработанныхзаходках укладывают на почве настил. Затем крепь обрушают или извлекают (если она металлическая). В результате над рудой образуется так называемый мат, т.е.толща из обрушенной крепи и настилов, накопившаяся при выемке вышележащих слоёв руды. Процесс разрушения или извлечения крепи , сопровождается опусканием мата. Налегающие породы опускаются и заполняют выработанное пространство над матом.

Во избежание больших обнажений и разрыва мата руду отбивают шпурами глубиной 1÷1,5м.

Доставляют руду преимущественно скреперными установками небольшой мощности.

Обычно слоевым обрушением отрабатывают неустойчивые руды. Устойчивость вмещающих пород малая или средняя. Благоприятствуют слоевому обрушению малая крепость руды, легко обрушающиеся породы висячего бока, крутое падение залежи. Слоевое обрушение применяют при добыче ценных руд цветных и редких металлов. Высота этажа 50÷60м.Слои -горизонтальные

Высота слоя составляет от 2,3 до 3,5м. Длина блока 30÷50м, ширина 12÷30м.

Очистная выемка включает отбойку шпурами и доставку руды, крепление заходок, укладку настила, посадку мата. Забои проветриваются нагнетанием в забой свежего воздуха вентилятором по трубам.

Слоевому обрушению свойственны невысокая производительность труда, большой объём ручного труда. Затруднено проветривание забоя.

При сравнении двух указанных выше систем, наиболее предпочтительней является система разработки нисходящей слоевой выемкой с твердеющей закладкой.

Определяем основные параметры блока и очистной выемки выбранной системы разработки. При выборе сечения очистных и подготовительных выработок учитываем конструктивные параметры применяемого оборудования и требования ЕПБ для безопасного устройства горных выработок.высота этажа – 50м; длиназаходки – 90м; ширина заходки-4м; высота слоя -3,0м. Сечения очистных заходок, блоковых штреков и ортов принимаем одного сечения – S=12м². Сечения блоковых восстающих (рудоспусков) - S= 6 м², восстающих с ходовым отделением - S=3,5 м².

Выбор очистного комплекса машин и механизмов

Для погрузки и доставки рудной массы из очистного забоя до рудоспуска модели ПДМ марки KCCM-14 фирмы «Кавасаки»,Япония. Грузоподъёмностью 7-10тонн.

Для бурения шпуров в очистных и проходческих забоях модели СБУ марки «Минибур», Глубина бурения шпуров-3метра.

3.7 Обоснование потерь и разубоживания руды

Для снижения потерь ценной руды почва нарезных выработок зачищается погрузочно- доставочной машиной. Потери руды принимаем 2%. Разубоживание, ввиду выдержанного контакта рудного тела с пустой породой , шпуровой отбойкой и большой и большой мощности рудного тела принимаем 4%. Данные взяты из литературы- Ю.Г. Скорняков «Системы разработки и комплексы самоходных машин при подземной добыче руд; М.И.Агошков, С.С. Борисов, Б.А.Боярский « Разработка рудных и нерудных месторождений».

Подсчет запасов руды в блоке.

В таблице 3.1 производим подсчет запасов руды в блоке (панели) приводятся и учитываются численные значения потерь и разубоживания по соответствующим работам и выработкам. Используем информацию из опыта горнорудной практики, отечественной и зарубежной, из горнотехнических литературных источников.

Таблица 3.1- Подсчет запасов рудной массы в блоке (панели)

Наименование работ и выработок	Ко ли че ство	Длина, м				Сечение, м^2				Объем, м^3				Балансовые запасы, т		Коли- чество поте- рянной руды, т (2%)		При- мешан- ная порода, т (4%)		Эксплу- атацион- ные запасы, т
		поруде	по породе	обшая	поруде		по породе	общее	по руде		по породе	общий
Подготовка Трансп. штрек Бл. восстающий Орт - заезд Наклонный съезд	1 2 16 1	90 50	20 170	90 100 320 200	12 6		3.5 12 12	12 9.5 192 12	1080 300		175 3840 2400	1080 475 3840 2400	2862 795		57.2 15.9		114.5		2804.8 779.1
Итого									1380		6415	7795	3657		73.1				3583.9
Оч. работы Оч. камера	1	90		90	3000			3000	270000				715500		14310		28620		701190
Итого																			701190

3.4 Расчет отбойки руды

3.4.1. Выбор способа отбойки руды, диаметр шпуров.

При выборе способа отбойкируды отдаем предпочтение бурению горизонтальными шпурами диаметром d=40мм как наиболее приемлемому, при данной системе отработке.

3.4.2 Выбор технических средств бурения и заряжания шпуров,

способа взрывания, ВВ и СВ

При выборе средств бурения отдаём предпочтение самоходным буровым установкам (СБУ) с гидравлическими буровыми машинами.

Для механизированного заряжания ВВ принимаем самоходную машину Зарядчик ВАХШ -5.

Обе самоходные машины с дизельными двигателями

В качестве ВВ принимаем гранулированное взрывчатое вещество типа АС-8 имеющие высокую плотность заряжания, для патронов-боевиков – патронированный аммонит-6жв.

Техническая характеристика СБУ марки «Минибур»:

число буровых машин-2; глубина бурения- 3м; размеры забоя обуриваемого с одной установки (ширина × высота) – 5,1×3,7); тип привода и мощность- дизельный, 55л.с.; производительность- 40-50м/час.

Техническая характеристика машины «Зарядчик ВАХШ-5:

грузоподъёмность-3т; диаметр шпуров для заряжания-36-50мм; тип привода –дизельный; мощность-40л.с.; производительность- 15кг/мин.

3.4.3 Расчет параметров бвр

Расчёт зарядов ВВ при шпуровой отбойки

Определяем удельный расход ВВ по формуле Б.Н.Кутузова

Q=qт ∙ е ∙kр.ш. ∙kзар. ∙kтр.,

гдеqт-теоретический расход ВВ на отбойку, учитывающий крепость пород и ширину забоя, кг/м³; е – коэффициент относительной работоспособности ВВ;

kр.ш.- коэффициент учитывающий расположение шпуров; kзар- коэффициент учитывающий способ заряжания; kтр- коэффициент учитывающий величину диаметра шпуров и трещиноватость массива.

Q= 0,8∙1,26 ∙ 1,4 ∙ 0,9 ∙1=1,27кг/м³.

Количество шпуров в забое выработки определяем по формуле Н.М.Покровского.

Q ∙S

N = ----------- , где

γ

Q- удельный заряд применяемого ВВ, кг/м³;

S- сечение проходимой выработки;

γ – весовое количество ВВ на 1м шпура, кг.

1,27 ∙ 12

N = ----------- = 14шп.

1,1

Глубину оконтуривающих шпуров принимаем 3м, глубину врубовых шпуров 3,4м. Вруб центральный призматический, состоящий из 4заряжаемых шпуров и 1дополнительного который не заряжается. Остальные шпуры оконтуривающие 10шт. с углом наклона к плоскости забоя 85º.

Всего шпуров на забой принимаем 15штук. Расстояние между шпурами по вертикали – 1,2м, по горизонтали- 0,85м.

Рассчитываем общий заряд на заходку по формуле

Q=q∙S∙l = 1,27 ∙ 12 ∙ 3 = 45,7кг, где

l – глубина шпуров.

Находим средний вес заряда на шпур по формуле

q 45,7

Q = -------- = ----------- = 3,26кг

N 14

Принимаем вес заряда врубового шпура 3,5кг, вес заряда оконтуривающего 3,2кг. Рассчитываем уточнённый расход ВВ на заходку

Q = 3,5 ∙ 4 + 3,2 ∙ 10 = 46кг.

Вычисляем показатели по ожидаемым результатам взрыва:

подвигание забоя за цикл

lзаб.= L∙η = 3 ∙ 0,9 = 2,7м., где

η – коэффициент использования шпуров.

объём взорванной породы в массиве

V=S∙lзаб. = 12 ∙ 2,7= 32,4м³ ∙ 2,65т/м³ = 85,86т

удельный расход ВВ

46 : 32 = 1,44кг/м³= 0,54кг/т

Расход ВВ на 1м. выработки

46 : 2,7 = 17кг

расход шпурометров на заходку

5 ∙ 3,4 + 10 ∙ 3 = 47м

то же на 1м³ выработки (т)

47 : 32,4 = 1,45м = 0,55м/т

то же на 1м выработки

47 : 2,7 = 17,4м.

Организация горнопроходческих работ при очистной выемке

Для составления графика цикличной организации работ необходимо установить:

а) объём работ на цикл и трудоёмкость их;

б) состав проходческой бригады;

в) продолжительность проходческих процессов;

г) последовательность работ , порядок их выполнения и распределение рабочих.

Определяем трудоёмкость работ на цикл.

Потребное количество человеко-смен на бурение шпуров

47/315 = 0,15

Потребное количество человеко-смен на погрузку и транспортирование груза до рудоспуска.( 2- коэфф. разрыхления)

32,4 ∙ 2/ 81 = 0,8

Продолжительность выполнения основных проходческих процессов

Бурение шпуров: F ∙ Tр 0,15 ∙ 7

t = -------- = -------------= 1час, где

к 1

F – затраченное количество человеко-смен; Tр- продолжительность смены;

К-число рабочих выполняющих данную работу.

Погрузка и транспортирование груза

0,8 ∙ 7

t = -------------= 5,6ч

1

Заряжание шпуров: время на заряжание одного шпура принимаем 2мин, из практических данных.

t = 2 ∙ 14 = 28мин.

Взрывание и проветривание забоя происходит в меж сменный перерыв в течении одного часа.

Схема расположения шпуров в забое с нумерацией

очерёдности взрывания и соединения между собой

электродетонаторов.

7

8

9

10

1

2

6

3м

5

3

4

11

122

13

14

4м

График организации работ

Операции	Объём работ на цикл	1 смена								п		2 смена								п		3 смена								п
		1	2	3	4	5	6	7			1		2	3	4	5	6	7			1		2	3	4	5	6	7
Погрузка и тра – нспортировка груза	64,8м³
Бурение шпуров	15шп.
Заряжание шпуров	14шп.
Проветривание

Расчёт проветривания очистного тупикового забоя

Расчёт количества воздуха, необходимого для проветривания горной выработки производится по следующим факторам:

1.По выделению ядовитых газов самоходным оборудованием с дизельным приводом

2.По расходу ВВ

3.По минимально допустимым скоростям движения воздуха, обеспечивающим вынос тонкодисперсной пыли.

Исходные данные :L- 90м.,d= 600мм, А= 46кг, М=80л.с. S=12м².

Принимаем нагнетательный способ проветривания.

1. По газам образующимся при взрывных работах

2,25 ³ А · b · S² · L² · Kобв.

Qз.= -------- · ----------------------------, м³ /с,

t K²ут. тр.

где: t – время проветривания забоя,с;

А – количество одновременно взрываемого ВВ, кг

b - фактическое удельное газовыделение при взрывании ВВ, л/кг

S – средняя площадь поперечного сечения выработки, м;

L – длина тупиковой части выработки, м;

( При комбинированном способе проветривания к расчёту принимается длина выработки от забоя до конца всасывающего трубопровода);

Кобв.- коэффициент, учитывающий обводнённость выработки, принимается равным 0,8 для выработок, проводимых по сухим породам, 0,6 для влажных выработок;

Кут.тр.- коэффициент утечек воздуха в трубопроводе.

2,25346 ∙ 40 ∙ 144 ∙ 10000 ∙ 0,8

Q=--------- ∙ ----------------------------------- = 1,6м³/с

1800 1,14

2. Расчёт количества воздуха по пылевому фактору, удалению избыточного тепла производится по минимальной скорости движения вентиляционной струи:

Qоч.=Umin · S, м³ /с;

где Umin – минимальная , по правилам безопасности, скорость движения воздуха в рабочем пространстве, м /с;

S – площадь поперечного сечения очистной выработки.

Qоч.= 0,25 · 12 = 3м³/с.

3.Расчёт количества воздуха, по выделению ядовитых газов самоходным и другим дизельным оборудованием определяется по формуле

Q = q • ко • ΣМ, м³ /с,

q- принятая (внутренняя для предприятия) норма подачи свежего воздуха на единицу мощности ДВС для дизельных двигателей - 5 м³ /л.с.;

ко – коэффициент одновременности работы принимается равным 1; 0,9; 0,85 при одновременной работы одной, двух, трёх и более машин соответственно;

ΣМ – суммарная мощность ДВС, одновременно работающих в выработке,(л.с.).

Для буровых машин с ходовым дизельным двигателем, а также машин вспомогательного назначения при работе их в выработках со сквозной струёй не более 10 минут в течениидвух часов расчёт по газам ДВС не производится.

Q =5 ∙ 1 ∙ 80 = 400/60 = 6,7м³/с

Принимаем максимальное из рассчитанных значений количества воздуха

Q = 6,7м³/с

Выбор вентилятора

4.Производительность вентилятора определяется по формуле:

Qв.=Кут.тр. · Qз., м³ /с,

где Кут.тр. – коэффициент утечек на всю его длину.

Qв.= 1,07 · 6,7 = 7,2 м³ /с

3.4.Депрессия вентилятора определяется по формуле

hв. = 1,1 · Q²в. · R · Ψ, мм вод.ст.

где 1,1 – коэффициент, учитывающий запас депрессии на преодолении сопротивления шумогасителя;

R – сопротивление трубопровода, kµ

Ψ – коэффициент ,учитывающий влияние утечек на сопротивление трубопровода, определяется по графику.

hв. = 1,1 · 7,2²·4 · 0,95 = 217мм вод.ст.

По характеристике для данных условий подбираем вентилятор ВМ-8.

Меры безопасности при очистной выемке

Очистная выемка может начинаться только после проведения всех мероприятий, предусмотренных проектом , и всех необходимых мер по обеспечению безопасности. Эти меры должны соблюдаться в течении всего времени ведения очистных работ.

В случае временной (свыше трёх суток ) остановки очистных работ они могут быть возобновлены только с разрешения начальника участка после проведения забоя в безопасное состояние.

При одновременном ведении очистных работ на смежных этажах забои верхнего этажа должны опережать забои нижнего этажа на безопасное расстояние ,определённое проектом.

В начале смены и процессе работы должна проводиться проверка устойчивости кровли забоя и стенок выработок. В случае опасности самообрушения работы останавливаются и люди выводятся в безопасное место.

Грохота должны быть надёжно установлены и ограждены со стороны прохода людей.

Для пропуска руды при её забутовке в дучках, рудоспусках и люках рабочие должны пользоваться удлинённым инструментом.

При нисходящей выемке слоёв несущий слой закладки к началу отработки нижележащего слоя должен иметь нормативную прочность , обеспечивающую безопасность при ведении очистных работ под ним.

Сообщения с очистными забоями должно производиться по оборудованным в соответствии с требованиям ЕПБходовым отделениям, которые должны быть всегда очищены от руды и находится в состоянии, пригодном для пользования.

Ходовые отделения наклонных и вертикальных выработок должны перекрываться лядами или решётками , а вентиляционные восстающие и рудоспуски – металлическими решётками или ограждаться другим способом, предохраняющим от падения людей в эти выработки.

До заполнения отработанных камер твердеющей закладкой во всех выпускных дучках или выработках доставки должны быть установлены надёжные перемычки.

Закладка выработанного пространства должна производиться так, чтобы не было зависаний и пустот, на окончание закладочных работ по каждому блоку должен составляться акт , утверждённый главным инженером шахты.

Запрещается во времяработы погрузочной машины находится в забое и опасной зоне у рабочего органа , а также загружать отбитую горную массу в ковш вручную.