выпускно-квалификационная работа. Подземные горные работы. Амонов Р. Подп и дата Инв. дубл
 Скачать 88.96 Kb.
|
|
4.2. Панельная подготовка В пологих и горизонтальных рудных залежах шахтное поле разделяют по площади на панели с помощью главных и панельных штреков. Главные и панельные штреки могут быть как рудными, так и полевыми. К полевой подготовке прибегают при неправильной форме почвы залежи, когда основные транспортные выработки невозможно провести по почве залежи. Панельно-камерная схема подготовки имеет две разновидности: камеры могут быть расположены между главными или между панельными штреками. Вентиляционные штреки проходят по оси камер. При панельно-столбовой подготовке из панельных штреков проходят выемочные штреки, делящие панель на столбы. Размеры панелей определяются, во-первых, конфигурацией и размерами шахтного поля, во-вторых, параметрами принятой системы разработки. Длина камер составляет от 200 – 300м до нескольких километров. На рудниках чаще используют главные откаточные и панельные штреки, хотя иногда каждый из этих штреков делают спаренным, состоящим из обособленных откаточного и вентиляционного штреков, соединенных сбойками. Ширина панелей соответствует расстоянию между панельными штреками и колеблется от 50 до 200 и даже 300 м. Длина панелей равна расстоянию между главными штреками и составляет от 200 – 300 м до 1000 – 1500 м. Панели отрабатывают как со сплошной выемкой, так и с разделением на выемочные камеры. Схема подготовки горизонта предопределяет тип, расположение и порядок проведения основных подготовительных выработок при соответствующем виде транспорта. 4.3. Этажная подготовка Деление крутопадающих месторождений на этажи и блоки. Крутые и наклонные залежи разделяют горизонтальными подготовительными выработками (штреками и ортами) на этажи, длина которых соответствует длине шахтного поля по простиранию, и блоки. Блок характеризуется: параметрами (длина, ширина и высота, м), запасами (тыс.т.) и объемом добычи (т./сут. или тыс.т./мес.); при разработке мощных месторождений – направлением длинной стороны (по простиранию или вкрест простирания). Длина блока, как правило, определяется либо условиями транспортирования руды в пределах блока, либо устойчивостью камеры-полости, которая создается в блоке в процессе выемки руды. При скреперной доставке руды оптимальная длина блока составляет около 50 м. Если для доставки руды применяют самоходные погрузо-доставочные машины, длину блоков увеличивают до нескольких сотен метров. Оптимальную длину блока, также как и оптимальные размеры шахтного поля, можно определить путем технико-экономического сопоставления. Высота этажа – расстояние по вертикали между штреками, ограничивающими этаж. Обычно она колеблется в пределах от 30 – 40 до 80 – 100 м, но иногда достигает 200 – 250 м. На выбор высоты влияют различные факторы. Прежде всего горногеологические условия. Если месторождение имеет выдержанные элементы залегания (форма, размеры и угол падения более или менее постоянны), то можно принять этаж более значительной высоты. Наоборот, если эти элементы резко меняются, то, для того чтобы уловить все эти изменения и достаточно полно отработать месторождение, нужно высоту этажа уменьшить. Интенсивность разработки месторождения и время, необходимое для вскрытия и подготовки нового этажа, также влияют на выбор высоты этажа, поскольку за тот промежуток времени, в течение которого отрабатывают один этаж, нужно успеть вскрыть и подготовить новый этаж. Обычно горные работы понижаются на 20 – 25 м/год. и при этом срок отработки этажа составляет около 3 лет. Вскрытие и подготовка нового этажа в такой срок требуют очень четкой организации работ по углубке ствола шахты, проходке квершлагов и штреков. С этой точки зрения целесообразно увеличение высоты этажа, так как это увеличит срок его отработки и, следовательно, промежуток времени, в продолжение которого должен быть вскрыт и подготовлен новый этаж. При напряженном балансе времени переходят на вскрытие и одновременную подготовку сразу 2 – 3 и более этажей. Существенную роль при выборе высоты этажа играет принятая в проекте система разработки. При некоторых системах разработки забой, где добывают руду, перемещается в блоке снизу вверх. Люди попадают в забой по лестницам, установленным в восстающих. Перемещаться по лестницам на большую высоту утомительно, поэтому в подобных условиях высота этажа сравнительно небольшая (30 – 50 м). При других системах разработки рабочие, ведущие добычу руды, находятся только в нижней части блока или на нескольких промежуточных подэтажах, здесь возможна высота этажа 60 – 100 м и более. Если же применяют самоходное оборудование и наклонные въезды на все подэтажи, то система разработки не влияет на высоту этажа. С увеличением высоты этажа растут затраты на подъем руды, водоотлив, доставку материалов в очистные забои, передвижение людей по восстающим, на проходку и ремонт восстающих. Капитальные затраты на проведение квершлагов, околоствольных и откаточных выработок, наоборот, с ростом этажа снижаются. Наблюдается тенденция к увеличению высоты этажа. Это связано с совершенствованием способов отбойки и доставки руды: современное оборудование позволяет отрабатывать руду при большой высоте этажа. Комплекс выработок на основном откаточном горизонте становится все более сложным и дорогим, поэтому для уменьшения затрат на 1 т руды желательно увеличить высоту этажа. Широко практикуется создание концентрационных горизонтов. Сущность их заключается в следующем. При вскрытии месторождения принимают обычную, широко распространенную высоту этажа 60 или 80 м, но вскрывают сразу 2 – 3, а иногда и 4 – 5 этажей. Всю добытую руду по рудоспускам перепускают на нижний горизонт, который и называют концентрационным. Концентрационные горизонты используют в целях обеспечения независимой одновременной работы доставки и транспортирования руды. На концентрационные горизонты перепускается руда с вышерасположенных промежуточных горизонтов. Транспорт руды к стволу производится только по концентрационным горизонтам, а расположенные между ними промежуточные этажные горизонты служат для подготовки очистных блоков, вспомогательного транспорта (для перевозки людей, материалов и оборудования), проветривания и прокладки кабелей и трубопроводов. Транспортный концентрационный горизонт обычно обслуживает 2 – 4, а иногда и больше этажей. Срок службы его значительный, что дает возможность оборудовать горизонт капитально. Суммарная длина и сечение выработок на промежуточных горизонтах обычно меньше, чем на транспортных. Рудоспуски, ведущие на концентрационный горизонт, проходят по рудному телу или в непосредственной близости от него. Один рудоспуск может обслуживать часть блока (например, одну или две доставочные выработки), весь блок или группу блоков. Обычно они не крепятся и могут иметь ответвления, чтобы сократить длину механизированной доставки. Рудоспуски служат бункерной емкостью между процессами доставки и транспортирования, в них происходит дополнительное измельчение рудной массы и усреднение ее качества. Этаж по длине с помощью восстающих разбивают на выемочные очистные блоки. Восстающие обеспечивают доступ к расположенным на разных уровнях по высоте подготовительно-нарезным и очистным выработкам блока. Границы между выемочными блоками смежных этажей бывают горизонтальными или наклонными. Расположены они несколько выше соответствующих этажных горизонтов, так как днище блока (временный целик) обычно отрабатывают вместе с запасами нижележащего блока. Последовательность отработки этажей и блоков. Этажи, как правило, разрабатывают сверху вниз, т. е. первым отрабатывают этаж, расположенный ближе к поверхности, затем следующий за ним и т. д. Это определяется, прежде всего тем, что разведка месторождений продвигается сверху вниз. Кроме того, верхние этажи вводятся в эксплуатацию раньше и с меньшими затратами, чем нижние. Обычно в отработке находится три этажа. В одном из них ведутся основные работы по добыче руды. В вышележащем дорабатывают оставшиеся запасы, а нижележащий этаж вскрывают и подготавливают. Такой порядок является нормальным, но иногда он нарушается ввиду того, что на вышележащих этажах временно оставляют невыработанные участки с более бедными рудами или блоки с тяжелыми условиями разработки и переходят к отработке богатых блоков на нижележащих этажах. При пересмотре для данного месторождения величины промминимума приходилось возвращаться на верхние, ранее отработанные горизонты. Тогда работы по добыче руды могут растянуться по падению на 5 – 6 этажей и более. Это приводит к деконцентрации работ, затрудняет руководство работами, ставит предприятие в тяжелые условия. Нужно иметь в виду, что руда, оставленная на верхних горизонтах, под влиянием горного давления постепенно разрушается, и добыча ее все больше осложняется. Разбросанность работ приводит к необходимости постоянно поддерживать большое количество выработок. В подобных условиях случается, что на каждый блок, находящийся в отработке, приходится поддерживать 2 – 3 км выработок, а общая длина действующих на руднике выработок достигает 20 – 30 км. Отработку блоков нужно вести так, чтобы избежать потерь. Достичь этого можно, если, начав отработку в центре шахтного поля, подвигать ее к флангам или, начав отработку от флангов шахтного поля, продвигать ее к центру. При этом на каждом этаже в состоянии отработки будет только по 2 блока, но работы можно вести на 2 – 3 этажах. Однако для обеспечения необходимой производительности рудника это может оказаться недостаточным. Тогда этаж разбивают на несколько участков длиной по 300 – 1000 м и в каждом из таких участков отрабатывают по два блока. Когда работы на участке заканчиваются, остаются блоки в виде конусов. Отработка таких блоков проходит в более тяжелых условиях, но, во-первых, их будет немного, во-вторых, в уже выработанной зоне обрушенные породы успевают уплотниться и смогут воспринять нагрузку от массы вышележащей толщи пород. Отработка блоков в этаже в произвольном порядке – нарушение правильного ведения горных работ, ее не следует допускать даже на верхних этажах, когда по условиям горного давления это представляется технически возможным. 4.4. Выбор и обоснование способы подготовки шахтного поля Предлагаемые способы и схемы подготовки этажей и откаточных горизонтов Шахтное поле делят горными выработками на самостоятельно отрабатываемые части : этажи, панели, горизонты, блоки. Для данной залежи подходит этажная подготовка. Шахтное поле делят на этажи. Границы по восстанию – вентиляционный штрек, по падению – откаточный штрек, по простиранию – границы шахтного поля. В свою очередь этаж можно поделить на блоки. Блок имеет независимое проветривание. Очистные работы идут одновременно во всех блоках с транспортированием полезного ископаемого по главному откаточному штреку к главным стволам. По исходным данным можно рассматривать два способа подготовки откаточных горизонтов: тупиковый и кольцевой. 1) Тупиковый способ Достоинства: прямолинейность выработок, максимальное использование главной откаточной выработки. Недостатки: сложные маневры с составами, что обусловливает невысокую пропускную способность; их сложно привязать к конкретным горно-геологическим условиям из-за большой длины выработок. 2) Кольцевой способ Достоинства: компактное расположение выработок, простые маневры с составами, простая привязка к конкретным горно - геологическим условиям. Недостатки: небольшое количество криволинейных выработок и закруглений, сложность проведения и эксплуатации криволинейных выработок, недостаточное использование главное откаточной выработки [3]. Проанализировав эти два способа подготовки откаточных горизонтов, наиболее приемлемым способом для данного месторождения является тупиковый способ подготовки рудной залежи. 4.5. Расчет проходки штрека 4.5.1 Выбор формы и расчет поперечного сечения штрека Форма поперечного сечения горизонтальных выработок зависит от величины горного давления и его направления, конструкции крепи, сроков службы выработки и ее размеров. Для данных горногеологических условий и при большом сроке службы выработки принимают сводчатую форму с трехцентровым сводом и бетонной крепью. Размеры поперечного сечения выработки зависят от ее назначения, и определяются на основе габаритов подвижного состава с учетом необходимых зазоров, предусмотренных в ПБ. Расчет будем вести по габаритам вагонетки типа ВГ – 4: А=1350 мм.; h=1550 мм. Для рельсового пути принимаем рельсы Р – 33. Шпальный брус принимаем 150х150, длина бруса составляет 1350 мм. Толщина подкладок – 17,5 мм., толщина балластного слоя составляет 100мм. По заданным условиям рассчитываем ширину выработки в свету, по следующей формуле: В = h +А+Р+А+m м, где: В – ширина выработки в свету, м; h – расстояние между подвижным составом и стенкой выработки, м; А – ширина подвижного состава, м; Р – расстояние между составами, м; m – ширина между подвижным составом и стенкой ходового отделения выработки, м. В = 250+1350+200+1350+700 = 3,85 м Принимаю ширину выработки равной 3,9 м. Ширина выработки в черне В будет зависеть от толщины бетонных стен выработки. Толщину бетона условно принимают равной 0,1 м. Так как выработка имеет две стенки, то ширина выработки в черне будет рассчитываться по следующей формуле: В1 = В+2b м, где: В1 – ширина выработки в чернее, м; В – ширина выработки в свету, м; b – ширина бетонной стенки выработки, м В1 = 3,9+2-0,1=4,1 м Высота поперечного сечения восстающего зависит от высоты стенки выработки и высоты свода. Высота стенки выработки рассчитывается по формуле: H = ho+h+ h1, м где: H – высота стенки выработки (м); h0 – высота рельсового пути (м); h – высота подвижного состава (м); h1 – высота между подвижным составом и контактом привода (м). Высоту рельсового пути рассчитывают по формуле: h0= hб+ hмн+ hп+ hр, м где: hб – высота балластного слоя, м; hмн – высота шпального бруса, м; hп – толщина подкладки, м; hр – высота рельсов, м. Высота рельсового пути составляет 0,39 м. Н = 0,39+1,6+0,2=2,19 м Высота стенки выработки составляет 2,19 м Высоту свода выработки рассчитывают по следующей формуле: hсв = 1/3В, м где: hсв – высота свода, м; В – ширина выработки в свету, м hсв = 1/3 • 3850=1,28 м Высота свода выработки составляет 1,28 м. Наибольший радиус свода рассчитывается по формуле: R=0, 692В, м (6) R=0,692•3850=1008,7 мм=1,009 м Меньший радиус свода рассчитывается по формуле: r=0,262В м r=0,262•3850=1008,7 мм=1,009 м Маленький радиус принимаю равным 1 м. Площадь поперечного сечения откаточного штрека рассчитывается по формуле: Sсв= В (Н1+0,26В) м2 где: Sсв – площадь поперечного сечения в свету, м2; Н1 – высота выработки в свету, м; В – ширина выработки в свету, м. Высоту выработки в свету рассчитываем как сумму двух высот по формуле: Н1=Н+ hсв м Н1=2,19+1,28=3,47 м. Принимаю высоту выработки равной 3,5 м. Sсв=3,9(3,47+0,26•3,9)=17,48 м2 Площадь поперечного сечения в черне рассчитываем по следующей формуле: Sчер=В1(Н0+0,26В1), м где: Н0 – высота выработки в черне, м; Sчер=3,92(3,57+0,26•3,92)=18 м Площадь поперечного сечения выработки в черне составляет 18 м2. Периметр выработки в свету рассчитываем по следующей формуле: Р=2Н1+2,33•В, м (11) Р=2•3,47+2,33•3,9=16м. 4.5.2 Расчет паспорта БВР а). Расчет числа шпуров на забой. Для данного штрека число шпуров на забой определяем по следующей формуле: N=2,7f•S где: N – число шпуров на забой; f – коэффициент крепости породы; S – площадь поперечного сечения. N=2,712•18=40 шт. б). Глубину шпуров определяем по формуле: lшп=0,75S lшп=0,7518=3,2 Согласно ЕПБ глубину шпуров принимаю равной 3,4 м. в). Линию наикратчайшего сопротивления зарядов ЛНС рассчитываем по формуле: W=0,87Р1/m•q (14) где: Р1 = 0,785d23 ∆К3 m =1,66 * 0,066f q = 2,5 * 3.0 Р1=0,785•0,042•1000•0,85=1,0676 m =0,8•12=9,6 q = 2,7 W=0,87• 1,0676:(9,6•2.7)=0,17 м Принимаю ЛНС равной 0,2 м. г). Расчет расхода ВМ на цикл забоя Удельный расход ВВ рассчитываем по формуле: q=qн•fс•V3•е где: q – удельный расход ВВ, к2/м3; qн – нормальный расход ВВ, к2/м3; f – коэффициент зажима; е – коэффициент работоспособности ВВ; qн=0,1f=0,1•12=1,2 к2/м3; V3=6,5:Sпр =6,5:18=1,53 е=380:Р где: Р – работоспособность применяемого ВВ, см3 q=1,2•1,1•1,53•1,1=2,2 к2/м3; Расход ВВ на расчетную величину подвигания забоя за цикл, кг: Q=q•lшп•Sпр• где: q – удельный расход ВВ, к2/м3; lшп – глубина шпуров, м; Sпр – сечение забоя выработки в проходке, м2; – К.И.Ш. Q=3,2•2,2•18•0,85=107,7 кг Определяем величину заряда на один шпур, кг: Qшп=Q:N где: N – число шпуров Qшп=107,7:40=2,7 кг Определяем число патронов ВВ на шпур, шт.: n=Qшп:Мп где: Мп – масса патрона ВВ, кг n=2,7:0,25=10,8 шт. Принимаю число патронов на вспомогательные и оконтуривающие шпуры по 11 штук, а на врубовые шпуры по 12 патронов. Определяем фактическую массу заряда на забой как сумму всех шпуров зарядов, кг: Qфакт.=Nвр•Пвр•Мп+Nвсп•П•Мг+Nок•П•Мп где: Nвр, Nвсп, Nок – число врубовых, вспомогательных и оконтуривающих шпуров, шт; Пвр, П – масса одного патрона, кг. Qфакт.=6•12•0,25+11•0,25•34=111,5 кг Ниже к проделанному расчету представлен паспорт буровых работ. |