Проект массового взрыва при отработке залежи "Центральная" Риддер-Сокольного рудника

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(pd2100gВВKз)/(4g0gpm) (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/(g0gm) (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

Общий расход ВВ определяется по формуле:

Q1 = Lзарg (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

Vц1 = 186 м3 и Vц2 = 6636 м3;

Kр = 1,3 – коэффициент разрыхления руды.

Для компенсационной камеры 1:

К1 = (15456+8023+186)/15456 = 1,5 ³ 1,3

Для компенсационной камеры 2:

К2 = (6636+9758+170)/6636 = 2,5 ³ 1,3

Расчет допустимой ширины компенсационной камеры производится по формуле доктора технических наук профессора Г.М. Малахова:

m = 0,8 Ö(74100fhn)/(0,13t2+0,24t+9,4)H1,142 (61)

где hn – толщина потолочины hn1 = 13 м и hn2 = 14 м;

f – коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова (f=12);

t – продолжительность обнажения потолочины (6 месяцев);

H – глубина разработки (363 м).

Для компенсационной камеры 1:

m = 0,8 Ö(74100*12*13)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142 = 17,6 м

Для компенсационной камеры 2:

m = 0,8 Ö(74100*12*14)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142 = 18,3 м

Проектная ширина компенсационной камеры составляет 12 17 м и не превышает допустимой ширины. Согласно произведенного расчета, обрушение потолочины компенсационной камеры в течении 6 месяцев не произойдет.

9.7  Способы и средства механизации подготовительных, нарезных и очистных работ

При проходке подготовительных и нарезных выработок для бурения

шпуров применяются перфораторы на пневмоподдержках типа ПП-54В, телескопные ПТ-48.

Для местного проветривания выработок служат вентиляторы местного проветривания типа СВМ-6, ВМ-5, ВМ-6.

Уборку взорванной горной массы осуществляют с помощью лебедок типа 55ЛС-2СМ и 30ЛС-2.

Для подъема материалов и оборудования по ходовым восстающим применяются пневмолебедки типа ШВ-710х0,35П.

Рудный массив разбуривается станками пневмоударного бурения ЛПС-3У. Заряжение шпуров и скважин производится механизированным способом с помощью пневмозарядчиков ЗП-2, «Ульба-400», «Ульба-400МИ».

Транспортировка руды по откаточным выработкам осуществляется в вагонах типа ВГ-2,2 и УВБ-2,5 электровозами К-14, К-10, EL-5/0,4.

 Отбитая руда самотеком поступает через выпускные дучки в скреперные орты 1, 2 и скреперными лебедками доставляется к скреперному полку, где загружается в вагоны.

9.8  Схема и расчет проветривания подготовительных, нарезных и очистных работ

Проветривание забоя в период проходки осуществляется ВМП типа СВМ-6 нагнетательным способом. Воздух в забой подается вентиляционными трубами диаметром 400 мм.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горно-подготовительных работ:

При проходке скреперного орта 2, вентиляционного штрека:

По людям:

Qзаб = kgn (62)

где k – коэффициент запаса (1,0);

g – нормативное количество воздуха на 1 человека (0,1);

n – наибольшее число людей, находящихся в забое (4).

Qзаб = 1,0*0,1*4 = 0,4 м3/с

По пылевому фактору:

Qзаб = Ib1/(n-nвх) (63)

где I – интенсивность пылевыделения, уборка ЛС (3 мг/с);

b1 – коэффициент, учитывающий снижение пылевыделения при применении средств гидрообеспыливания;

n – ПДК пыли на рабочем месте (2 мг/м3);

nвх – запыленность воздуха входящей струи = 0,3n = 0,6 мг/м3.

Qзаб = 3*0,5/(2-0,6) = 1,07 м3/с

По газовыделению при взрывных работах:

При проветривании горизонтальных выработок:

Qзаб.1 = 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр (64)

где t – время проветривания забоя (1800 с);

A – масса одновременно взрываемого ВВ (20 кг);

b – газовость данного типа ВВ (90л/кг);

V – объем загазованных выработок, м3;

Кобв – коэффициент обводнения (0,9);

Кут.тр. – коэффициент утечки трубопровода (1,07).

Qзаб.1 = 2,25/1800*3Ö(28*90*5162*0,9)/1,072 = 1,01 м3/с

V = Vсо2+VЛС+Vв р-не полка+Vвент.ш.1+VНЛС+Vн.х.д.1 (65)

При проветривании вертикальных выработок:

Qзаб.2 = (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр. (66)

где t – время проветривания забоя (1800 с);

К1 – коэффициент, учитывающий высоту восстающего и способ проходки (0,47);

К2 – коэффициент, учитывающий способ проветривания (1,0);

V – объем восстающего.

Qзаб.2 = (3,35*0,47*1)/1800Ö(24*90*12)/1,042 = 0,13 м3/с

V = Vх.д.1 (67)

Qзаб.общ. = Qзаб.1+Qзаб.2 = 1,01+0,13 = 1,14 м3/с (68)

По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

Qзаб = VminS (69)

где Vmin – минимальная скорость движения воздуха (0,25 м3/с),

S – площадь поперечного сечения выработки (4 м2)

Qзаб = 0,25*4 = 1,0 м3/с

Расчетная производительность ВМП:

Qв = Кут.тр.Qзаб.max (70)

где Qзаб.max – наибольшее значение количества воздуха,

Кут.тр. – коэффициент утечки воздуха через трубопровод на всю его длину (1,07).

Qв = 1,07*1,14 = 1,2 м3/с

Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, 8, 9, 10