В насосной 16 горизонта установлено 5 насосов ЦН-600/380, вода в объеме 550¸600 м3 /час перекачивается в штольневую насосную на поверхности.
В насосной 13 горизонта установлено 5 насосов ЦН-900/310, вода в объеме 650¸700 м3 /час перекачивается в штольневую насосную на поверхности.
В насосной 11 горизонта установлено 5 насосов ЦН-1000/180, вода в объеме 900¸1000 м3 /час, как условно чистая, перекачивается на поверхность.
В штольневой насосной установлено 3 насоса 1Д1250, вода в объеме 1150¸1300 м3 /час перекачивается на очистные сооружения.
Схема общешахтного водоотлива Риддер-Сокольного месторождения приведена на рис.2.
8. Энергоснабжение горных работ
8.1 Снабжение сжатым воздухом
Площадка Риддер-Сокольного месторождения обеспечивается сжатым воздухом от компрессорной №1 ЦЗО (Центральная заводская ограда) и компрессорной №2 Быструшинской площадки рудника.
В компрессорной станции №1 установлено пять компрессоров типа 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м3 /мин каждый, два компрессора 2ВГ производительностью 100 м3 /мин каждый, два компрессора 55В производительностью 100 м3 /мин каждый.
В компрессорной станции №2 Быструшинской площадки РСР установлено три компрессора 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м3/мин каждый, два компрессора 5Г-100/6 производительностью 100 м3 /мин каждый.
В подземный выработки сжатый воздух подается по трубопроводам, проложенным в стволах:
– шх. «Новая» – один трубопровод диаметром 377 мм,
– шх. «Андреевская» – два трубопровода диаметром 233 мм до 9-го горизонта, а от 9-го горизонта до 11-го горизонта – один трубопровод диаметром 273 мм,
– шх. «Быструшинская» – один трубопровод диаметром 273 мм.
Магистральная сеть всех компрессорных закольцована.
Схема воздухоснабжения рудника Риддер-Сокольного месторождения на приведена рис.3.
Снабжение промышленной водой. Водоснабжение горных работ осуществляется от поверхностных хозяйственно-питьевых водопроводов по трубопроводам промышленной воды Быструшинской плотины, Верхне-Хариузовского водозабора и насосного водозабора реки Быструха:
– в стволе шх. «Андреевская» проложен трубопровод диаметром 159 мм от промпровода диаметром 325 мм,
– в стволе шх. «Новая» проложен трубопровод диаметром 159 мм от хозпитьевого водопровода диаметром 530 мм,
– в стволе шх. «Быструшинская» проложен трубопровод диаметром 159 мм от насосного водозабора на реке Быструха, где установлены три насоса типа А320-50УХЛ4.
На 16 горизонте трубопроводы закольцованы.
8.2 Снабжение теплоэнергией
На площадку ЦЗО теплоэнергия подается от Риддерской ТЭЦ.
8.3 Снабжение электроэнергией
Питание площадки ЦЗО осуществляется по линии ЛЭП-110кВ №№ 112, 117, 145, 146 и ЛЭП-35кВ №№ 40, 41, 37, 39. Головные подстанции ГПП-1, п/ст Таловская, п/ст Рафинации, п/ст №2, п/ст Белкина-2, п/ст Быструшинская находятся на балансе комплекса, все внешние сети обслуживает районная энергетическая компания «ВК РЭК».
Основными поверхностными потребителями электроэнергии являются:
– шахтный подъем («Скиповая», «Новая», «Андреевская», «Быструшинская», «Белкина-2»),
– вентиляторные установки (вентиляционный шурф, «Белкина-2», шахта №3, «Вентиляционная»)
– компрессорные,
– калориферные,
– объекты водоснабжения,
– очистные сооружения шахтных вод,
– вспомогательные службы,
– БЗК.
Основными подземными потребителями электроэнергии являются:
– насосы главного водоотлива,
– вентиляторы (подпорные и местного проветривания),
– дробильные и рудовыдочные комплексы шх. «Новая» и «Скиповая»,
– механизмы горных работ,
– электровозный транспорт,
– освещение.
Все технологические нагрузки в отношении обеспечения надежности электроснабжения разделяются по категориям.
Потребители 1 категории: насосы главного водоотлива, вентиляторные установки, объекты водоснабжения, подъемные установки.
Потребители 3 категории: объекты вспомогательного назначения.
Остальные потребители относятся ко 2 категории.
9. Производство массового взрыва
9.1 Горно-геологическая характеристика
Район массового взрыва в блока 1 расположен в центральной части Центральной залежи между 2с и 3в линиями ортов, 13 и 14а линиями штреков и между отметками +500 ¸ 560м.
Район работ блок 1 сложен микрокварцитами, серицит-глинистыми сланцами, серицит-хлорит-кварцевыми породами.
Микрокварциты серого цвета массивные плитчатые (Ð = 5¸15о ), устойчивые, коэффициент крепости по шкале профессора Протодьяконова
f = 12¸14.
Серицит-глинистые сланцы черного цвета, неустойчивые (коэффициент f = 5¸6), распространены в виде отдельных линз и прослоев мощностью 2¸22м.
Серицит-хлорит-кварцевые породы серо-зеленого цвета от средней устойчивости (f = 8¸10) до неустойчивых (f = 5¸6).
В кровле блока 1 находятся ранее отработанные блока 3/4, 4, 8, у которых воронка вышла на поверхность.
Гидрогеологические условия являются нормальными, в горных выработках местами наблюдается незначительный капеж воды.
Взрываемые объемы руды и металлов приведены в паспорте блока.
9.2 Система разработки
Проектом предусматривается система разработки – подэтажное обрушение. Отбойка запасов руды панели осуществляется глубокими скважинными зарядами. Днище панели принято типовое: скреперные выработки, выпускные ниши, дучки, буровые камеры. Выпуск отбитой руды – донный, самотечный через дучки в днище камеры. Доставка руды скреперная.
Система предусматривает двухстадийную отработку запасов. В первую очередь отрабатывается руда компенсационных камер, во вторую очередь на компенсационные камеры производится отбойка запасов временных циклов. При этом выпуск руды осуществляется под обрушенными породами.
Средняя высота блока – 55м.
Глубина от поверхности до днища блока – 363м.
Площадь обнажения потолочины – 1121м2 .
Рудный массив блока 1 разбурен станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, диаметр скважин – 130мм, сетка разбуривания 2,9 х 3,0м. Взрывные скважины находятся в удовлетворительном состоянии и соответствуют паспорту разбуривания.
9.3 Схема и порядок подготовки к очистной выемке
Подготовка блока 1 Центральной залежи к очистной добыче производится следующим образом:
С кровли штрека 13 14 горизонта ведут проходку скреперного орта 2. из скреперного орта 2 проходят вентиляционный штрек для сбойки со скреперным ортом 1 панели 24. Затем из соединительного орта панели 24 Центральной залежи ведут проходку скреперного орта 1 , который сбивают с вентиляционным штреком 1.
После подключения скреперных ортов 1 и 2 к общешахтной схеме проветривания приступают к проходке нарезных выработок. Проходят ниши, дучки и сбивают их буровыми камерами. После проходки буровых камер осуществляют проходку просечек и отрезных восстающих. Из буровой камеры 11 панели 24 ведут проходку просечки 5 и отрезного восстающего 5, а также расширяют ходовую сбойку буровой камеры 11 панели 24 под буровую камеру и здесь же проходят буровую камеру 9.
Из орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 13, просечку 7, отрезной восстающий 8 и буровую камеру 14.
Скреперный штрек 4 панели 20 расширяют под просечку 6 и проходят буровые камеры 12, 16.
С почвы орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 11 и аналогично со штрека 14 13 горизонта проходят буровую камеру 15.
Со скреперного штрека 14 панели 17 ведут проходку буровой камеры 10 и рядом с ходовым восстающим 3 панели 24 проходят нишу ходового восстающего и затем осуществляют проходку ходового восстающего до сбойки с лебедочным штреком блока 4. На уровне Z=545,5 м из ходового восстающего проходят буровую камеру 17.
Из вентиляционного восстающего 14 13 горизонта на уровне Z=541,5 м осуществляют проходку буровой камеры 18 и буровой камеры 19.
Подробная очередность проходки указана в графике организации работ (таблица 5).
9.4 Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ
Рудный массив блока 1 Центральной залежи разбуривается станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, сетка расположения скважин 2,9х3,0 м диаметр 130мм.
Для определения линии наименьшего сопротивления взрывных скважин пользуемся формулой:
W = Ö(pd2
100gВВ
Kз
)/(4g0
gp
m) (53)
где W – ЛНС (м);
d – диаметр скважины (см);
gВВ – плотность ВВ (г/см3 );
Кз – коэффициент, показывающий, какая часть общей длины скважины заполняется ВВ;
gp – объемный вес отбиваемой руды (т/м3 );
g0 – удельный расход ВВ на первичную отбойку (величина, характеризующая энергоемкость разрушения данной породы взрывом) (г/т);
m – коэффициент сближения скважин в ряду.
При известных в практических условиях показателях величины заряда ВВ в 1 п.м. скважины вышеуказанная формула примет более упрощенное выражение:
W = ÖQ/(g0 gm) (54)
где Q – количество ВВ, вмещаемое на 1 п.м. скважины (кг/м);
g0 – удельный расход ВВ на отбойку (кг/т)
g0 = (0,800-gв )(DfDgDeDd/Db); (55)
g– объемный вес отбиваемой руды (т/м3 );
m – коэффициент сближения скважин в ряду.
W = ÖQDb/((0,800-gв )(DfDgDeDd/Db)gm) (56)
Отбойка руды крепостью f = 16¸17 производится скважинами диаметром 130 мм, g = 2,8 т/м3 , кондиционный кусок – 400мм, коэффициент сближения скважин m = 1. Вместимость ВВ (игданит) в скважине Q = 15,0 кг/м.
W = Ö15 /(0,7* 2,8* 1) = 2,9м
Таблица 6 – Схема расположения скважин
| Наименование выработок |
Диаметр скважин, м |
Наименьшая, наибольшая глубина, м |
Общая длина скважин, м |
Длина скважин, подлеж. зарядке, п.м. |
Количество скважин, шт |
|
| Просечка 1 |
130 |
15 |
450 |
375 |
30 |
|
| Просечка 2 |
130 |
15 |
360 |
300 |
24 |
|
| Просечка 3 |
130 |
15 |
270 |
225 |
18 |
|
| Просечка 4 |
130 |
6 |
84 |
69 |
6 |
|
| Просечка 5 |
130 |
6-9 |
126 |
81 |
18 |
|
| Просечка 6 |
130 |
7-15 |
123 |
48 |
30 |
|
| Просечка 7 |
130 |
6-10 |
384 |
264 |
48 |
|
| Буровая камера 1 |
130 |
4-18 |
1298 |
876 |
114 |
|
| Буровая камера 2 |
130 |
8-18 |
415 |
283 |
33 |
|
| Буровая камера 3 |
130 |
6-18 |
190 |
129 |
16 |
|
| Буровая камера 4 |
130 |
7-18 |
432 |
295 |
34 |
|
| Наименование выработок |
Диаметр скважин, м |
Наименьшая, наибольшая глубина, м |
Общая длина скважин, м |
Длина скважин, подлеж. зарядке, п.м. |
Количество скважин, шт |
|
| Буровая камера 5 |
130 |
9-20 |
99 |
69 |
8 |
|
| Буровая камера 6 |
130 |
14-18 |
301 |
207 |
22 |
|
| Буровая камера 7 |
130 |
4-18 |
271 |
183 |
23 |
|
| Буровая камера 8 |
130 |
10-18 |
155 |
107 |
14 |
|
| Буровая камера 9 |
130 |
4-23 |
181 |
122 |
16 |
|
| Буровая камера 10 |
130 |
8-18 |
352 |
233 |
38 |
|
| Буровая камера 11 |
130 |
17 |
34 |
30 |
2 |
|
| Буровая камера 12 |
130 |
11-20 |
338 |
231 |
27 |
|
| Буровая камера 13 |
130 |
20-22 |
98 |
86 |
6 |
|
| Буровая камера 14 |
130 |
8-14 |
291 |
192 |
32 |
|
| Буровая камера 15 |
130 |
5-19 |
261 |
175 |
25 |
|
| Буровая камера 16 |
130 |
6-13 |
28 |
20 |
3 |
|
| Буровая камера 17 |
130 |
7-10 |
461 |
282 |
85 |
|
| Буровая камера 18 |
130 |
12-18 |
1591 |
1077 |
136 |
|
| Буровая камера 19 |
130 |
12-14 |
52 |
40 |
4 |
|
| Бур.камера пан.24 |
130 |
7-18 |
444 |
284 |
63 |
|
| Ход.сбойка пан.24 |
130 |
8-23 |
342 |
225 |
39 |
|
| Леб.ниша с.ш.14 П-17 |
130 |
9-10 |
47 |
34 |
5 |
|
| Орт 3 13 горизонт |
130 |
7-10 |
461 |
282 |
85 |
|
| Леб.штр.с.ш.1,2,3 бл.4 |
130 |
7-10 |
100 |
64 |
15 |
|
| Всего |
10039 |
6888 |
||||
Общий расход ВВ определяется по формуле:
Q1 = Lзар g (57)
где d = 15,0 кг/п.м. – количество ВВ, вмещающееся в 1 п.м. скважины диаметром 130мм;
Lзар – длина скважин, подлежащих зарядке.
Q1 = 6888* 15,0 = 103320 кг
Расход ВВ на 1 тонну руды составляет:
Q = Q1 /Д (58)
где Д – товарная руда.
Q = 103320/106676 = 0,9 кг/т
Выход руды с 1 п.м. скважин:
Q = Д/L (59)
где L – общая длина скважин.
Q = 106676/10039 = 10,6 т/п.м.
9.5 Очередность отбойки руды
Отбойку рудного массива блока 1 Центральной залежи производят следующим образом:
В первую очередь производят отработку рудного массива компенсационных камер 1 и 2 следующим образом:
На отрезной восстающий 2 взрывают скважины просечки 2. Затем ведут проходку отрезного восстающего 6 методом взрыва глубоких скважин и далее взрывают скважины просечки 6 на отрезной восстающий 6 расположенные восточнее отрезного восстающего. Затем производят взрыв скважин, пробуренных из буровой камеры 16. В результате чего образуется отрезная щель.
Аналогично ведут одновременное развитие отрезной щели просечки 3 и просечки 7.
На отрезной восстающий 3 взрывают порядно скважины просечки 3. Затем на отрезной восстающий 7 и на отрезной восстающий 8 взрывают скважины просечки 7, расположенные западнее отрезных восстающих и скважины, расположенные под отрезным восстающим 8.
Далее взрывают два веера скважин, расположенных восточнее отрезных восстающих и веера скважин буровой камеры 14. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин просечки 7.
На отрезную щель просечки 2 и просечки 6 взрывают порядно скважины буровой камеры 4, буровой камеры 6, буровой камеры 12 и скважины, пробуренные из ходка скреперного штрека 5 блока 4.
Только после этого ведут развитие отрезной щели просечки 1 и просечки 5 следующим образом:
На отрезной восстающий 5 взрывают скважины просечки 5, находящиеся западнее отрезного восстающего 5, два веера скважин, находящихся восточнее отрезного восстающего 5. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин и просечек 5 и 1.
Затем ведут отработку руды компенсационных камер 1 и 2. На полученные отрезные щели ведут порядный взрыв скважин пробуренных из буровой камеры 1, буровой камеры 2, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 7, буровой камеры 8, скважин, пробуренных из орта 3 13 горизонта, буровой камеры 12, буровой камеры 13.
После взрыва и полного выпуска руды компенсационных камер 1 и 2 приступают ко второй очереди отработки, т.е. отрабатывают руду временных целиков путем массового взрыва скважин буровой камеры 9, ходовой сбойки панели 24, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 1, буровой камеры 2, просечки 1, просечки 4, буровой камеры 10, буровой камеры 11, буровой камеры 15, орта 3 13 горизонта, буровой камеры 17, буровой камеры 18, буровой камеры 19, лебедочный штрек скреперных штреков 1, 2, 3 блока 4.
9.6 Компенсационная камера
Расчет коэффициента компенсации:
K = (Vц +Vкк +Vгв )/Vц ³ 1,3 (60)
где Vц – объем взрываемых целиков
Vц1 = 15456 м3 и Vц2 = 6636 м3 ;
Vкк – объем компенсационных камер
Vкк1 = 8023 м3 и Vкк2 = 9758 м3 ;
Vгв – объем горных выработок в обрушении
29-04-2015, 00:30