Розробка проекту технологічної системи інтенсифікації гірничих робіт при відпрацюванні запасів р

буровых ортов по центру камер, проектируемых к отработке, промежуточных штреков по пустым породам, восстающих различного назначения.

Проходка горизонтальных и наклонных выработок с углами наклона не более 10° осуществляется самоходными гидрофицированными машинами: буровыми каретками типа МОНОМАТИК ГС105Л (техническая характеристика приведена в таблице 2.4.2), также погрузочно-доставочными машинами ТОРО 151Е или ТОРО 400Е.

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


7

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

23

Таблица 2.4.2 - Техническая характеристика проходческой буровой каретки ГС 105 Л

Наименование параметра Единица измерения Значение
Угол преодолеваемого уклона градус 16
Общий вес кг 10500
Скорость перемещения км/ч 12
Длина питающего кабеля мм 70000
Питающее напряжение В 380÷660
Мощность электродвигателя кВт 57
Мощность дизеля кВт 42
Диаметр бурового инструмента мм 35÷45
Длина устанавливаемых анкеров мм 1500
Радиус поворота податчика градус 360
Оптимальная глубина скважины мм 0÷8000

Проходка круто-наклонных (свыше 30° ) и вертикальных выработок осуществляется методами, общепринятыми на ЗЖРК, при помощи проходческих комплексов КПВ-1, комбайнами ГКВ, «Роббинс» или «Рино», секционным взрыванием. Все горизонтальные и слабонаклонные выработки должны иметь сводообразную форму ().

2.4.4. Крепление выработок.

Крепление горных выработок осуществляется по паспортам, составляемым в соответствии с «ЕПБ при разработке месторождений подземным способом». Проектом принимаются следующие виды крепи в зависимости от крепости горных пород.

2.4.4.1. Крепление технологических выработок.

При крепостях f=1÷3 по шкале проф. Протодьяконова штанги-анкера по сетке 0,7×0,7 м и набрызгбетон толщиной 50 мм, длина анкеров 1,5; при крепости f=3÷5 – анкера по сетке 1,0×1,0 м, длина 1,5, м, набрызгбетон толщиной 30÷50 мм; при крепости f>5 – выработки не крепятся.

2.4.4.2. Крепление буровых выработок и выработок доставки.

При крепости f=1÷3 – штанговое крепление с металлической сеткой с установкой штанг 0,7×0,7 м и набрызгбетон 30÷50 мм, длина штанг 1,5 м; при f=4÷5 – штанги 1,0×1,0 м, набрызгбетон толщиной 30÷50 мм, длина штанг 1,5 м; при f=4÷6 – набрызгбетон 30÷50 мм; при f>6 – выработки не крепятся.

Требуемый вид постоянного или временного крепления выработок,

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


8

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

24

величина отставания крепи от забоя устанавливаются в зависимости от конкретных горно-геологических условий.

Все сопряжения вертикальных выработок с горизонтальными должны быть закреплены независимо от устойчивости пород.

2.4.5. Буровзрывные работы.

Проектом предусматривается отбойка руды в камере двухслойной по высоте, камеры с опережающей отбойкой верхнего слоя наклонными верхними скважинами. Обуривание рудного массива камеры в пределах очистного пространства производится нисходящими (с гор.301 м) и восходящими (с гор. 330 м) комплексами скважин диаметром 76 мм.

Концы скважин вееров, направленных в сторону закладочного массива, не добуриваются на 1 м в целях оставления рудной корки, предотвращающей показании закладки в руду.

Расчёт параметров БВР:

Для разбуривания рудного массива предусматривается применение самоходных гидрофицированных буровых установок СОЛО-Г1006РА с электрическим приводом , а также возможно применение станков НКР-100М.

Характеристика буровой установки приводится в таблице 2.4.3.

Таблице 2.4.3 - Техническая характеристика буровой установки

СОЛО Г 1006 РА

Наименование параметра Единица измерения Значение
Длина мм 4850
Ширина мм 2300
Высота в транспортном положении мм 2700

Радиус поворота:

- внутренний

- наружный

мм

мм

3400

Общий вес кг 12000
Питающее напряжение В 380÷660
Мощность электродвигателя кВт 102
Угол преодолеваемого уклона градус 16
Скорость перемещения км/ч 1,5
Диаметр скважин мм 59÷102
Радиус поворота податчика градус 360
Длина податчика мм 3440
Диаметр штанг мм 32÷87
Оптимальная глубина скважин мм 0÷40000

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


9

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

25

Отбойка руды в камерах предусматривается наклонными слоями на подошву очистного пространства с оставлением предохранительного надортового целика толщиной 5÷8 м, который отбивается восходящими веерами скважин диаметром 76 мм по мере отработки камеры. При отбойке наклонными слоями запасы камеры выше подортового целика отбиваются с опережением до 15 м по отношению к выпускному отверстию.

Способ взрывания вееров скважин – электрический, схема взрывания – двойная последовательная или последовательно-параллельная с одной магистралью.

Удельный расход ВВ принимается 0,45 кг/т.

Выход руды с одного метра скважины – 6,5÷7,0 т/м.

Величина недозарядов в веере принимается равной 0,3 общей длины скважины.

Коммутация взрывных сетей должна осуществляться так, чтобы в одной ступени замедления масса заряда не превышала 1200 кг.

1) опережение отбойки руды верхней части камеры по отношению к выпускному отверстию:

Вертикальное: , м; (2.12)

где м/с - первоначальная скорость отрыва отбиваемого вертикального слоя руды;

h = 15м – высота отбиваемого слоя;

g = 9,8 м/с2 - ускорение силы тяжести.

м.

Горизонтальное: , м; (2.13)

где - угол наклона к горизонту отбиваемого слоя;

м.

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


10

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

26

Исходя из выше изложенного, параметры БВР при отбойке руды принимаются:

- расстояние между веерами скважин……………………………..1,8 м

- расстояние между концами скважин……………………………..1,8 м

- диаметр скважин…………………………………………………..76 мм

- удельный расход ВВ……………………………………………..0,45 кг/т

- опережение отбойки верхней части камеры по отношению к выпускному отверстию…………………………………………………………до 15 м

- масса ВВ в одном метре скважины при плотности заряжания 1,1…4,5 кг

- масса ВВ в одной ступени замедления при короткозамедленном взрывании………………………………………………………….1200 кг

- выход руды с одного метра скважины ………………………….6,5 т/м.

2) Высота надортового целика:

, м; (2.14)

где k = 5 – запас прочности;

d = 0,076 м – диаметр применяемых скважин;

b - величина свода естественного равновесия, определяется по формуле:

, м; (2.15)

где a = 1,85 м – полупролет ширины выработки;

β .= 75° - угол внутреннего трения пород;

м;

Рассчитанная высота целика проверяется на сдвиг от веса отбитой руды, находящейся на целике.

Временное сопротивление скалыванию Ps составит 6÷8% прочности на сжатие (P ).

При коэффициенте крепости f = 4 прочность на сжатие: P = 40000 H/м

Н/м²; (2.16)

Несущая способность целика ( N ) высотой 6,5 м составит:

N = 2P · l · h = 2 ·24·1500·650 = 46000т; (2.17)

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


11

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

27

где l = 15 м длина, в контурах которой находится отбитая руда.

Давление столба отбитой руды (P ) на площадь целика составит:

т; (2.18)

где т/м³ и т/м³ – плотность руды в массиве и в разрыхленном состоянии соответственно.

Коэффициент запаса прочности в целике составит:

, что соответствует условиям.

2.4.6. Очистные работы.

Все месторождения в осях 11с÷26ю разбивается на технологические участки, в зависимости от мощности рудного тела.

Первоначальное вовлечение в очистную выемку рудных запасов производится в осях 11с÷0 (камеры 2/10с, 1/3с, 2/9с, 1/8с, 1/7с, 1/2с, 2/2с, 1/1с, 2/1с). Целик между одновременно отрабатываемыми камерами должен быть не менее 30 м.

В технологическом участие 0÷9ю месторождение разбивается на две панели – лежачего и висячего боков, т.к. здесь рудные тела разобщены пустыми породами.

Первоначальная отработка камеры производится с висячего бока, затем с лежачего.

В соответствии с проектом ЗЖРК, разработанным УкрНИИ Проект, общие эксплуатационные потери принимаются 10% и засорение 1%.

2.4.7. Закладочные работы.

Закладка камер должна производится сразу же после её отработки в максимально короткие сроки.

Максимальная крепость шлако-доломитной закладки проектом принимается не ниже 3МПа в трёхмесячном возрасте.

Минимальная прочность при плотности налегающих пород 2,5 т/м³, на глубине отметки 301 м принята 10% максимальной, или 3МПа (в соответствии с рекомендациями [13] ).

При отработке запасов должен быть постоянно в рабочем состоянии пульпопроводы от закладочного цеха до отрабатываемых камер, которые монтируются до начала отработки.

Перед началом закладки камеры необходимо принять меры по изоляции камеры от действующих выработок.

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


12

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

28

Одним из способов изоляции очистного пространства является создание завальных перемычек с помощью ПДМ, которые укладываются со стороны камеры фильтрационным материалом для предотвращения притока воды из закладочной смеси.

Закладку необходимо производить с остановками: до достижения уровней закладочной смеси гребня перемычки и выше не более 2 м.

2.5. Технологическая схема транспорта

На горизонте 330 м руда транспортируется погрузочно-доставочными машинами по системе буровых и откаточных выработок от места выпуска до рудоперепускных восстающих, проведённых, на гор. 640 м, где поступающая руда вливается в общий грузопоток шахты.

Количество рудоперепусков определяется, исходя из горных условий и длины транспортировки руды машинами, зависящей от длины питающего кабеля (120 м).

Основным откаточным горизонтом является горизонт 640 м, где поступающая из рудоперепусков руда погружается при помощи виброустановок ВВДР-5 или ПШВ-6 (рисунок 2.8.1) в вагонетки и по кольцевой схеме откатки транспортируется электровозами К-14 к грузовым стволам, где грузится при помощи опрокидывателей в скипы грузоподъемностью 25 т и выдаётся на поверхность.

Технические данные электровозов и вагонеток приведены в таблицах 2.5.1 и 2.5.2

Таблица 2.5.1 - Технические характеристики вагонеток ВГ-4,5 и ВГ-9

Наименование параметра Единица измерения Значение

Ёмкость

м³

ВГ-4,5 ВГ-9
4,5 9
Ширина колен мм 900 900
Грузоподъемность кг 12500 27000
Длина по буферам мм 3950 7200
Ширина мм 1350 1350
Высота мм 1550 1550
Жёсткая база мм 1250 4000
Масса тары кг 1340 1921
Высота оси сценки мм 335 335

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


13

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

29

Таблица 2.5.2 - Технические характеристики электровозов К-10 и К-14

Наименование параметра Единица измерения Значение

Сцепная масса

т

К-10 К-14
10 14
Ширина колеи мм 900 900
Мощность кВт 50 110
Сила тяги кН 11,0 23,5
Скорость движения км/ч 12,8 12,8
Длина по буферам мм 4800 5200
Ширина мм 1350 1350
Высота мм 1540 1650

Расчётэлектровознойоткатки

Рисунок 2.5.1 – Схема откатки руды на гор.640м

1. Определение средних уклонов маршрутов и средневзвешенного уклона:

‰ (2.19)

‰ (2.20)

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


14

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

30

где i 1 – 2 , i 2 – 3 , i 3 – 4 , i 4 – 5 , i 5 – 6 – уклоны на соответствующих участках маршрутов;

L 1 – 2 , L 2 – 3 , L 3 – 4 , L 4 – 5 , L 5 – 6 – длины соответствующих участков маршрутов;

A 1 , A 2 , A 3 – производительность погрузочных пунктов, т/смену;

А – общая производительность погрузочных пунктов, т/смену.

Определение длин маршрутов

Определение средневзвешенной длины откатки

(2.21)

2. Выбор состава

а) вес состава по сцепному весу

(2.22)

где Р – вес электровоза, кг;

Z – число вагонеток в составе;

G – вес груза в вагонетке, кг;

G 0 – собственный вес вагонетки, кг;

- коэффициент сопротивления при трогании гружёного состава;

Ψ=0,25 – коэффициент сцепления;

i – уклон пути;

j 0 – минимальное пусковое ускорение, м/сек².

б) вес состава по нагреву тяговых двигателей

, т (2.23)

Здесь (2.24)

(2.25)

Где F дл – длительная сила тяги электровоза, кг;

а – коэффициент, учитывающий работу двигателя во время манёвров; при L =1-2км, а=1,25;

τ – характеристика тягового режима;

ω´ - коэффициент сопротивления движению состава вагонеток.

в) вес состава по допустимому тормозному пути

, т (2.26)

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


15

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

31

где j т – тормозное ускорение, м/сек²;

(2.27)

г) число вагонеток в составе

(2.28)

3. Определение тормозного пути при экстренном торможении гружёного состава под уклон

(2.29)

(2.30)

а) ,

где - коэффициент трения между бандажом и тормозными колодками;

k – коэффициент нажатия;

м – коэффициент тормозных масс.

4. Определение продолжительности рейса

(2.31)

(2.32)

а) (2.33)

б) (2.34)

где Т р – продолжительность рейса, мин;

Т дв – продолжительность движения;

t м – продолжительность манёвров;

t п – продолжительность стоянок.

5. Определение числа возможных рейсов и производительности одного электровоза

а) (2.35)

где Т – продолжительность работы электровоза в смену, часов;

б) возможная производительность электровоза

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


16

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

32

(2.36)

(2.37)

7. Определение числа электровозов в работе и действительнойпроизводительности електровоза.

а) число электровозов в работе

(2.38)

где k=1,25 – коэффициент неравномерности поступления груза

б) действительная производительность электровоза

(2.39)

(2.40)

2.6 Вентиляция рудника

Проветривание горных работ, производимых под предохранительным целиком, осуществляется по постоянной схеме и является составной частью единой общешахтной фланговой системы вентиляции.

2.6.1 Определение количества воздуха необходимого

для проветривания очистных выработок

Количества воздуха для проветривания очистных выработок определяем по следующим факторам: по разжижению газов от взрывных работ при вторичном дроблении, по выносу пыли при минимальной скорости воздушной струи и по количеству людей.

Количество воздуха для очистного забоя по разжижению

газов от взрывных работ при вторичном дроблении

, м³/с; (2.41)

где n = 1 – количество выработок, где происходит выпуск руды:

м³/с; (2.42)

м³/с; (2.43)

где кг – величина условного заряда ВВ,

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


17

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

33

газовыделение которого равно сумме газовыделений из отбитой руды и от взрываемого заряда ВВ при втокг; (2.44)

где - коэффициент, учитывающий более интенсивное выделение газа из выпускаемой руды в начальный период после взрыва;

т – количество руды, выпущенной за сутки в данной выработке; м³ - объём дозы выпуска;

с – максимальное допустимое время проветривания при вторичном дроблении;

т/м³ - объёмный вес руды в разрыхлённом состоянии;

21×3600 с – время выпуски руды в сутки;

- объём выработки выпуска, м;

м³; (2.45)

где S = 11,4 м² - сечение в свету

l = 70 м – длина выработки выпуска;

- фактический заряд ВВ при вторичном дроблении;

c = 0,008 г/м³ - предельно допустимая концентрация СО;

b = 40 л/кг – количество газов, выделяющихся при взрыве 1 кг ВВ;

м³/с.

Количество воздуха для очистного забоя по выносу пыли при минимальной скорости воздушной струи

м/³с; (2.46)

где V = 0,5 м/с – минимальная скорость воздуха в очистной выработки по «ЕПБ при взрывных работах» [9].

Количество воздуха для очистного забоя по числу людей:

м/³с. (2.47)

ПРМ.ПД.04.02.02.ПЗ

Арк


18

Зм Арк. № докум. Підпис Дата

34

Так, как скорость, рекомендованная ЕПБ, для воздушной струи в очистной тупиковой выработке, не является оптимальной, для расчётов принимается количество воздуха, взятое по выделению газов при взрывных работах вторичного дробления, как по основополагающему фактору.

Принимаем м/³с.

2.6.2 Выбор вентилятора местного проветривания

Проветривание погрузочно-доставочных и буровых выработок осуществляется за счёт общешахтной депрессии или с помощью вентиляторов местного проветривания.

Вентилятор местного проветривания устанавливаем в вентиляционной сбойке между погрузочным и буровым ортами камеры у вентиляционного восстающего. Также принимаем: способ проветривания – отсасывающий, отставание вентиляционного трубопровода от места выпуска руды - 2 м (при развитии очистных работ вентиляционных трубопровод укорачивается, снижая тем самым депрессию и повышая подачу вентилятора), применяемый трубопровод – металлический, диаметром 0,5 м.

Необходимая производительность вентилятора:

м³/с; (2.48)

где - коэффициент доставки воздуха по вентиляционному проходу;

n = 1 – коэффициент,


29-04-2015, 01:03


Страницы: 1 2 3 4 5
Разделы сайта