Методичка по курсовому ПГР. Процессы подземных горных работ

• Название: Процессы подземных горных работ
• Дата: 27.09.2022
• Размер: 0.53 Mb.
• Имя файла: Методичка по курсовому ПГР.docx
• Тип: Реферат; #699026
• страница: 2 из 3

0.785-Д-к 0,785-1000-0,5-1,15

W= d- i = 0,04^ i = 0,6 м.

mq

1,0^2,16
Линию наименьшего сопротивления - W получаем из выражения

Где: m -коэффициент сближения, принимается обычно 1,0-1,2; к - коэффициент, учитывающий плотность заполнения шпура

к = кз •кпз,

где к_пз - учитывающий плотность заряженного ВВ.





Рисунок 3 - Схема расположения шпуров по отбиваемой части -25м
Для мощности рудного тела (жилы) равной 1,3м выбираем рядное распо­ложение шпуров. Расстояние между шпурами - а, принимается 0,45м, что сконцентрирует заряд по линии расположения шпуров и позволит увеличить расстояние между рядами до 0,7м (на 16% больше W), что вполне допустимо при W=0,6 , так как при коэффициенте сближения равном 1, уменьшение рас­стояния между шпурами в ряду по отношению к W произошло на 33%. Исходя из этого, в ряду будет располагаться три шпура. На ширину ленты - 25м бу­дет расположено 36 рядов шпуров, включая клиновой вруб (рисунок 3).

Общее количество Аммонита №6ЖВ будет равно

QaM = N* qn = 108* 0,25 = 27кг

Где: q_n - вес одного патрона, кг.

Соответственно игданита потребуется 87кг.

Заряжание игданитом производится с помощью пневмозарядчика типа ЗМК-1 двумя рабочими.

Длина волновода 3м. Волноводы - УВТ соединяются между собой в пуч­ки, которые обвязываются ДШ, а ДШ подсоединяется ЭД-1-8-Т мгновенного действия. ЭД-1-8-Т присоединяется к взрывной цепи, а цепь к взрывной ма­шинке КПМ-1У, которая является источником подачи тока.

Номера комплектов шпуров коммутируются согласно таблицы 4.
Таблица 4 - Коммутация зарядов шпуров

Номера комплекта шпуров	Количество шпуров	Время замедления СПИВ - Ш, мс
1,2	2	2,5
3,4,	2	40
5,6	2	80
7-18	12	100
19- 30	12	125
31- 42	12	175
43- 54	12	200
55-66	12	250
67-78	12	300
79-90	12	350
91-102	12	400
о OJ о 00	6	450

Таким образом, для составления паспорта буровзрывных работ, есть все необходимые расчеты и определен порядок производства взрывных работ.


4 Обоснование параметров доставки и выпуска руды
При отработке балансовых запасов блока системой с магазинированием руды, выпуск ее осуществляется через погрузочные люка самотеком под дей­ствием собственного веса.

В процессе отбойки руды две трети ее остается в магазине, а треть объема необходимо выпускать для создания условий свободного пространства при бу­рении шпуров и компенсационного пространства для размещения взорванной руды и прохождения свежей струи воздуха.

По правилам эксплуатации минимальная мощность магазина должна быть не менее 1м. Откуда вытекает, размер кондиционного куска должен быть равен 0,3м. При этом соблюдается условие, что при расположении трех кусков разме­ром 0,3м по одной линии в магазине, то не произойдет их заклинивание и это предотвратит зависание руды в процессе выпуска.

Данные условия относятся также к размеру выпускного окна, в котором оборудуется люк.
В = В_о + В_кр = 1,0+0,4= 1,4м
где В_о - ширина выпускного окна, м;

В_кр - размер предусмотрен для установки двух распорных стоек, м.

Для осуществления равномерного выпуска руды из магазина окна рас­полагают через участки сплошного крепления, ширина которых не должна превышать 3м. Исходя из данных условий для выпуска руды из магазина необ­ходимо обустроить пять выпускных погрузочных люков, один из которых обо­рудуется в ВХВ.

В соответствие с оговоренными условиями, для планировки руды в магазине необходимо осуществить ее отгрузку через люка в объеме не менее 52 т. Расстояние от магазина с рудой до забоя - 2,2 м. Этого достаточно для того, чтобы установить телескопический перфоратор для бурения шпуров. Если бу­дет произведен перевыпуск руды, то оборудуются полки для бурения и заряжа­ния шпуров.

Обоснование параметров крепления очистного пространства блока

Крепление пород висячего бока произведем металлическими анкерами с минеральным заполнителем. Применение анкерной крепи направлено на под­держание устойчивости слоя растягивающих напряжений.

Произведем обоснование параметров крепления. Вначале определим ве­личины нагрузки на крепь и сетку крепления по следующей методике.

Силу, развиваемую призмой обрушения в плоскости сдвига под углом сдвижения в к горизонту (рисунок 4)) можно определить

K=T-R

где К-сила, развиваемая призмой обрушения; Т - сдвигающая сила; R - сила трения на поверхности ослабления.



Рисунок 4 - Схема к расчету сил, действующих на штанговую крепь
Параметры Т и R определятся по формулам

Т = P • sin^ ;

R = P • cos в • tgp,

где Р- вес пород призмы обрушения, т; в - угол сдвижения, град.; р - угол внутреннего трения пород, град.

Вес призмы обрушения вычисляется


2

P =

1

2

а

обр

1

1

ctga

Y'

^tg^p tga)

где: а_обр - мощность слоя обрушения пород, м (для пород средней устой­чивости примем равной !м) ;

Y - объемнй вес пород, т/м ;

а - угол падения рудного тела, град.

Расчетную нагрузку, действующую по нормали к очистной камере, опре­деляем из выражения

N = К • sin[l80°-(а + в)].

Рассчитаем нагрузку призмы обрушения при креплении штангами

3


















2

а

обр

ctga

.у.

1

1

1,0

2

^tg^{p t}g^a

ctg85°

• 2,7.

1

1

tg 70° tg85°

= 49т / м
Для условий пород блока а_обр =1,0 м; у =2,7 т/м ; р=70°; а=85°; р=30°. Вес призмы обрушения составит

Параметры Т и R равны

Т = P • sine = 49 • sin70° = 46т / м

R = P • cos в- tgp = 49 • cos70°- tg 30° = 9,7т / м Сила, развиваемая призмой обрушения, составит K=T-R= 46 - 9,7= 36,3 т/м.

Расчетная нагрузка, действующая по нормали к очистной камере, равна N = К • sin[l80° -(а + в )]= 36,3 • sm[l80° - (85° + 70°)] = 15,3т / м Таким образом, максимальная нагрузка на анкер со стороны стенки каме­ры согласно вышеприведенным расчетам составляет N= 15,3 т на 1 м выработ­ки.

Определим общую длину анкера

Lа = 1н + аобр + I0 =0,3+1,0+0,1=1,4 м,

где 1_н =0,25-0,3 м - длина штанги за пределами зоны разрушения (в мас­сиве); 1₀ = 0,1м - длина штанги, выступающей на поверхности выработки.

Определим прочность арматурного стержня на разрыв по формуле

Р_р = а_с 0,25 п ё²_ст, МН

где а_с - предел тягучести стержня арматурной стали, МПА ; d_CT - диаметр стержня арматурной стали, м.







Pp = а_с 0,25 п d

р

|2

ст

500 * 0,25* 3,14* 0,0004 = 0,16 МН
В нашем случае а_с=500 МПа, ё_ст =0,02 м

По несущей способности отдельного анкера определяем максимально допустимое расстояние между анкерами:



k
l

где к_з - коэффициент запаса, равный 1,2-1,5.

Таким образом анкера длиной 1,4 м устанавливаем в шпурах диаметром 40 мм, обуренных на глубину 1,3 м по сетке 0,9*0,9м на минеральную смесь.

Внимание!

Для блоков пологих и наклонных применить следующею методику расче­та анкерного крепления.

Вариант №1. Пролет закрепленной штангами кровли определим по форму-

ле

где,

5 - коэффициент интенсивности очистной выемки;

К - коэффициент укрепления кровли;

h - мощность укрепляемых штангами толщи пород кровли;

^RM - действительный предел прочности пород при растяжении в масси­

ве.

Величину 5 следует определять из выражения

^К ДЛ ’

где К_ДЛ - коэффициент длительной прочности.
ститутом физики и механики АН Киргизстана

Коэффициент крепости пород по М.М. Прото- додьяконову, f	Время службы целиков t, год
	п	ри коэффициенте длительной прочности
	1,3-1,4	1,4-1,6	1,6-2,0	2,0-3,0	3,0-5,0
5-6		до 2	2-3	3-6	6-10
7-10	до 2	2-4	4-6	6-10	10-20
11-13	2-4	4-6	6-10	10-20	более 20
14-18	4-6	6-10	более 10	10-25	более 25

Таблица 5 - Время службы целиков и камер при отработке рудных место­рождений

Коэффициент укрепления кровли определяется по формуле

К =
lg+ ll

l

где l_a - активная длина штанг, равная мощности закрепляемой кровли; l₁ - зона влияния в центре пролета (рисунок 5) между ними, ниже ней­тральной плоскости породной балки.

Значение l₁ вычисляем из выражения

_l = ^la • ^tgP^{- a}i ¹ 2 • tgp ’

где p - угол внутреннего трения пород, град.; а₁ - расстояние между штангами, м.


Рисунок 5
Схема к определению зоны влияния штанг 1₁ в центре пролета

Расстояние между штангами а₁ при монолитной кровле следует опреде­лять, исходя из принятой длины штанг










п

a₁ = 21_ш • Sin— • /е

1 ш 4 о

90⁰ -^^л

V

2

J

l