Обоснование типа, числа вскрывающих выработок

И схемы их расположения

Тип, число и схема расположения вскрывающих выработок принимаются в зависимости от глубины разработки, производственной мощности рудника и принятой схемы вентиляции (рис. 3.2).

Критерием при выборе схемы вентиляции является минимум энергетических затрат. Всасывающий способ обязателен для шахт, опасных по газу.

При большой длине шахтного поля (более 1,0 км) выгоднее диагональная схема вентиляции с расположением воздухоподающего ствола в центре поля. Если размеры шахтного поля небольшие, применяют фланговую схему проветривания.

Центральная схема проветривания не получила распространения при разработке рудных месторождений, за исключением калийных и марганцевых, имеющих площадной характер залегания. При этом расстояние между стволами принимают 150 - 200 м с целью предотвратить затопление рудника в случае прорыва воды через один из стволов.

Вскрывающие выработки, здания, сооружения поверхности располагаются за зоной сдвижения. Углы сдвижения принимают по опыту рудников.

а) б)

в)

Рис. 3.2. Схемы проветривания рудника (шахты):

а) центральная; б) фланговая; в) диагональная

Берма безопасности имеет ширину для объектов I категории охраны – 20, II – 10, III – 5 м. К первой категории охраны относятся стволы шахт, копры, здания подъемных машин, районные электростанции, магистральные железные дороги и станции МПС, высоковольтные линии и др.

Ко второй категории охраны относят вспомогательные стволы шахт, обогатительные фабрики, жилые дома в 2 – 3 этажа и др.

В третью категорию охраны включены: одноэтажные жилые дома, подъездные рудничные пути, шоссейные дороги, линии электропередач, металлические эстакады, сады, парки, трубопроводы.

При выборе типа, числа и назначения вскрывающих выработок ориентируются на следующие схемы, получившие распространение в практике горнорудных предприятий.

1. Клетевой ствол и один или два вспомогательных ствола, оборудованных клетью с противовесом:

А - до 800-1000 тыс.т/год Н - до 300 м или

А - до 300-500 тыс.т/год Н - до 1000 - 1200 м.

2. Скипо-клетевой ствол, вентиляционный ствол, необорудованный подъемом для подачи воздуха, и один или два вспомогательных вентиляционных (для исходящей струи) ствола, оборудованных клетью:

1 млн.т/год > А > 300-500 тыс.т/год Н до 1000 - 1200 м.

3. Скипо-клетевой ствол и вентиляционный (клетевой) ствол для подачи воздуха, спуска и подъема людей и оборудования и один или два вентиляционных ствола (для исходящей струи), оборудованных клетью с противовесом:

А =1,0 - 4,5 млн.т/год Н > 300 м.

4. Один или два скипо-клетевых или скиповых ствола, клетевой ствол, вентиляционный ствол для подачи воздуха и один или два вентиляционных ствола, оборудованных клетевым подъемом:

А > 4,4 млн.т/год Н > 600 м.

5. Наклонный ствол для выдачи руды автосамосвалами, клетевой или скипо-клетевой или тот и другой вспомогательные стволы и один или два вентиляционных ствола, оборудованных клетевым подъемом:

А >2,0 млн.т/год Н < 300 м.

6. Наклонный конвейерный ствол, скипо-клетевой и клетевой вспомогательный стволы и один или два вентиляционных ствола, оборудованных клетевым подъемом:

А > 4,0 млн.т/год, Н = 250 - 600 м.

Располагаются стволы в основном следующим образом:

Ÿ вертикальные рудовыдачные и вспомогательные стволы - на главной промплощадке рудника;

Ÿ вентиляционные стволы для исходящей струи - на флангах рудничного поля;

Ÿ устье главного наклонного ствола располагается обычно вблизи обогатительной фабрики, вспомогательные стволы в этом случае располагаются на главной промышленной площадке.

Для вскрытия нагорных месторождений основные (одна или две) штольни располагаются на главной промышленной площадке, а в качестве вентиляционных используются погоризонтные штольни и один или два вентиляционных ствола или шурфа на фланге(ах).

В качестве дополнительных вскрывающих выработок используются квершлаги и капитальные рудоспуски и слепые стволы.

Размеры сечений выработок получают либо графическим путем по размещению оборудования с соблюдением требований ЕПБ, либо по аналитическим зависимостям.

При проектировании сечений горизонтальных и наклонных выработок при использовании самоходного оборудования необходимо учитывать типы автосамосвалов и ПДМ.

Ширина откаточных выработок при транспорте горной массы самоходным оборудованием, в том числе подземными самосвалами, должна приниматься с учетом зазоров между наиболее выступающей частью транспортного средства и стенкой (крепью) выработки или размещенным в выработке оборудованием, составляющих 1,2 м со стороны прохода для людей и 0,5 м – с противоположной стороны. Зазор для прохода людей может быть уменьшен до 1 м в случае устройства ниш через 25 м или пешеходного трапа шириной 0,8 м на высоте 0,3 м.

Для снижения капитальных затрат при проходке и поддержании наклонных съездов принимаем зазоры со стороны прохода людей 1 м и с противоположной стороны 0,5 м

При доставке рудной массы до ствола железнодорожным транспортном исходя из ЕПБ, должны быть обеспечены свободные проходы для людей шириной не менее 0,7 м между стенкой (крепью) выработки, размещенным в выработке оборудованием, трубопроводами и наиболее выступающими частями подвижных средств. Указанная ширина свободных проходов для людей должна быть выдержана на всей протяженности выработок при высоте их над свободными проходами не менее 1,8 м. С противоположной стороны свободных проходов для людей должны быть обеспечены зазоры не менее 0,25 м между стенкой (крепью) выработки и наиболее выступающими частями подвижных средств.

Расстояние между осями рельсовых путей в двухпутевых выработках на всей их протяженности должно быть такое, чтобы зазор между наиболее выступающими частями встречных подвижных средств был не менее 0,2 м. Указанные в настоящем параграфе зазоры должны быть выдержаны также и на закруглениях.

Остальные параметры сечения выработки рассчитываются по следующим формулам:

высота свода h₀:

– при бетонной, набрызгбетонной крепи при f = 7–12 и при штанговой и комбинированной крепи при f = 4–9 – по формуле

; (3.1)

– при набрызгбетонной крепи при f > 12 и при штанговой
и комбинированной крепи при f > 9 – по формуле

; (3.2)

145.
. высота выработки от почвы до верхней точки свода hв – по формуле

hв = h + h₀, (3.3)

где h – высота вертикальной стенки выработки от ее почвы, м;

3) радиус осевой дуги свода R – по формулам:

R = 0,692B (при ); (3.4)

R = 0,905B (при ); (3.5)

4) радиус боковой дуги свода r – по формулам

r = 0,262B (при ); (3.6)

r = 0,173B (при ); (3.7)

5) площадь поперечного сечения выработки в свету Sсв – по формулам

S_св = B(h₁ + 0,26B) (при ); (3.8)

S_св = B(h₁ + 0,196B) (при ), (3.9)

где h₁ – высота вертикальной стенки выработки от балластного слоя.

Для определения парка самоходной техники задействованной на очистных работах необходимо произвести расчет длины наклонного съезда и подготовительных выработок на самом нижнем горизонте (критическую длину откатки).

Длина наклонного съезда будет равна

L_нс =L_нч+L_гор (3.10)

где L_нч – длина наклонного съезда без учета горизонтальных вставок, м; L_гор – суммарная длина горизонтальных вставок, м.

L_нч = Н/sinα (3.11)

где Н – глубина залегания месторождения, м ; α – угол уклона наклонного съезда (для одноосных автосамосвалов не более 7 градусов для двуосных не более 10 градусов) , град.

Протяженность горизонтальных подготовительных выработок можно найти исходя их размеров шахтного поля и количества этажей.

- для диагональной схемы вскрытия эта длина будет равна:

(3.12)

- для фланговой схемы будет равна

(3.13)

где d –длина шахтного поля, м; с- ширина шахтного поля, м; n_эт – количество этажей.

N_эт =(H-H_нач )/h_эт (3.14)

где Н_нач – начальная глубина залегания рудного тела, м; h_эт – высота этажа.

Расчет часовой производительности для ПДМ производится по формуле О.А. Байконурова., А.Т. Филимонова, С.Г. Калошина:

Q_т.д=60V_кk_н.к. r/(t_цk_р), (3.15)

где V_к – вместимость ковша, м³; k_н.к. – коэффициент наполнения ковша (равен 0,8-1.1); r – плотность руды, т/м³; t_ц – продолжительность цикла, мин; К_р – коэффициент разрыхления.

T_ц=t_н+t_разг+k_д(t_г+t_п), (3.16)

где t_н - наполнение ковша, мин; t_разг – время разгрузки ковша, мин; k_д – коэффициент неравномерности движения (1,1); t_г – время движения машины с грузом, мин; t_п – время движения порожней машины, мин.

T_н=4,2k_нг/60, (3.17)

где k_нг – коэффициент, учитывающий выход негабарита (равен 1;1,2;1,3;1,4 при выходе негабарита соответственно 0-5; 5-10; 10-15; 15-20%).

T_разг=3,1 k_м/60, (3.18)

где k_м= 1,1-1,15 – коэффициент, учитывающий маневры при разгрузке.

T_г=0,06L_д/v_г, (3.19)

где L_д длина доставки, м; v_г – средняя скорость движения машины с грузом, км/ч.

T_п=0,06L_д/v_п, (3.20)

где v_г – средняя скорость движения порожней машины, км/ч.

Для определения количества автосамосвалов необходимо произвести расчет сменной производительности.

Эксплуатационная сменная производительность (т) одной транспортной машины (автосамосвала или самоходного вагона):

(3.21)

где Т_см – продолжительность смены, час; V_куз – вместимость кузова, м³; k_з – коэффициент загрузки кузова; γ – удельный вес рудной массы т/м³; k_н – коэффициент неравномерности грузопотока (при отсутствии аккумулирующей емкости k_н =1,5 при наличии – k_н = 1,25, при транспортировании рудной массы из проходческого забоя k_н = 2) k_и = 0,7 – 0,8 – коэффициент использования машины; К_р – коэффициент разрыхления.

Продолжительность одного рейса транспортной машины (мин):

t_р = t_погр + t_дв + t_раз + t_м.р. (3.22)

где t_раз =0,7 – время разгрузки, мин.

При работе машины в комплексе с ковшевым погрузчиком время погрузки (мин):

(3.23)

где k_зк – коэффициент заполнения ковша ПДМ (k_зк = 0,7-0,8); t_ц – время цикла ПДМ, мин; k_ман = 1,2 – коэффициент учитывающий время затраченное на маневры машины в забое; V_к – вместимость ковша ПДМ, м³.

Продолжительность (мин) движения машины в грузовом и порожняковом направлениях

(3.24)

где k_с.х. – коэффициент учитывающий среднеходовую скорость движения принимается в зависимости от длины транспортирования (при L < 0,3 км k_с.х. = 0,6; при L > 0,3 км k_с.х. = 0,75); V_гр – скорость груженого автосамосвала км/час; V_пор - скорость порожнего автосамосвала км/час.

Расчетное число транспортных машин применяемых на руднике для выдачи рудной массы на поверхность

n=A_см/Q_см (3.25)

где А – производственная мощность предприятия, т\смену;

A_см = А/Т_смN (3.26)

Инвентарное число машин находящихся в ремонте и в резерве рассчитывается по формуле:

n_ин=k_рΣn (3.27)

где k_p – инвентарный коэффициент, учитывающий число машин в резерве и ремонте, принимаемый в зависимости от режима работы транспорта и категорий транспортных выработок. При двухсменном режиме работ k_p = 1,25 -1,3, при трехсменном — k_p = 1,4-1,5; Σn – общее число однотипных транспортных машин, работающих на всех участках.

После этого производим расчет объемов наклонных и горизонтальных выработок, количество применяемых автосамосвалов, складываем затраты и выбираем наиболее рациональный комплекс механизации и сечение наклонного съезда и подготовительных выработок.

В том случае если главной вскрывающей выработкой является вертикальный ствол, его сечение определяется графическим способом исходя из типа применяемого подъемного оборудования.

Для определения типа и числа скипов, размещаемых в стволе, необходимо знать величину поднимаемого груза, которую определяют в следующей последовательности:

1. Часовая производительность подъема:

, т/ч, (3.28)

где К_Н = 1,15 ÷ 1,25 – коэффициент неравномерности работы подъема; А_Г – годовая производственная мощность шахты, т/год; N – число рабочих дней в году (можно принимать N = 305); t_П – продолжительность работы подъема в сутки, ч (можно принимать t_П = 18 ч).

2. Максимальная скорость движения гружёного скипа по стволу:

, м/с; (3.29)

Н = Н_СТ + h_П, м, (3.30)

где H – высота подъема, м; Н_СТ – глубина ствола шахты, м; h_П – высота приемной площадки над устьем ствола, м.

3. Средняя скорость движения скипа:

V_СР = V_max / 1,4, м/с. (3.31)

4. Продолжительность движения скипа за один подъём по стволу с учетом ускорения и замедления:

(3.32)

5. Продолжительность одного цикла подъёма:

t_Ц = t_CК + Θ, с, (3.33)

где Θ – продолжительность паузы на загрузку и разгрузку скипа, клети (табл. 3.2)

Таблица 3.2.

Продолжительность паузы на загрузку и разгрузку скипа, клети

6. Число подъёмов в час:

n_Ч = 3600 / t. (3.34)

7. Грузоподъёмность скипа:

q_СК = Q_Ч / n_Ч, т. (3.35)

8. Вместимость скипа:

V_СК = q_СК К_Р / ρ, м³, (3.36)

где К_Р – коэффициент разрыхления полезного ископаемого или породы; ρ – объёмная масса полезного ископаемого или породы в массиве, т/м³.

По полученному значению q_СК или V_СК принимают ближайший типовой скип и или клеть (табл3.3).

При построении сечения вертикального ствола шахты необходимо учитывать следующие зазоры и расстояния регламентированные ЕПБ:

- при металлической армировке: не менее 150 мм;

- при смешанной и деревянной армировке: не менее 200 мм.

Между встречными движущимися сосудами: не менее 300 мм;

между стенками сосуда и крепью ствола при бетонной крепи: не менее 150 мм;

между двумя движущимися сосудами при отсутствии расстрелов: не менее 200 мм;

между подъемными сосудами и расстрелами, несущими проводник: не менее 150 мм;

между расстрелами и частями сосудов, удаленных от оси проводников на расстоянии до 75 мм, при двустороннем расположении проводников: не менее 40 мм;

между клетью и бетонной крепью: не менее 200 мм.

Конструкция лестничного отделения в целях обеспечения возможности свободного перемещения спасательных команд в респираторах должна удовлетворять следующим условиям:

размеры лазов в полках должны иметь длину не менее 0,7 м, а ширину – не менее 0,6 м;

расстояние от основания лестницы до крепи ствола должно быть не менее 0,6 м;

расстояние между полками должно быть не более 8 м;

лестницы должны быть установлены с наклоном не более 800;

ширина лестницы должна быть не менее 0,4 м, расстояние между ступеньками – не более 0,4 м.

Размеры трубно-кабельных отделений устанавливают в зависимости от числа и диаметра (с фланцами) прокладываемых труб и кабелей с учетом конструкции их подвески, удобного доступа к ним для монтажа, осмотра, ремонта и частичной замены и с соблюдением следующих требований:

кабели слаботочные с рабочим напряжением выше 500 В и ниже прокладываются отдельно;

при прокладке труб и кабелей по одной стороне расстояние между ними должно быть не менее 0,3 м.

Таблица 3.3.

Распределение оборудования исходя их габаритных размеров вагонеток, скопов и клетей.

1- число над чертой сечение ствола с одной клетью – под чертой с двумя.

2- число до черты сечение ствола, а после черты сечение воздухо-подающей части ствола

При использовании в качестве воздуха падающей выработки скипо-клетевого ствола расчет скорости движения воздуха производится только по клетевому отделению.

Сечение вертикального ствола определяется графическим путем зная размеры подъемных сосудов, расстрелов проводников, направляющих башмаков на подъемных сосудах и требования ЕПБ.

Для этого на бумаге или в графическом редакторе в масштабе наносят расстрелы и располагают оборудование (подъемные сосуды, расстрелы, лестничное и трубно-кабельное отделение) с учетом необходимых зазоров.

Вокруг данного оборудования описывают окружность с учетом зазоров между крепью и подъёмными сосудами. Для этого необходимо найти три точки, не лежащие на одной прямой и находящиеся в одной горизонтальной плоскости. Ими могут быть точки, отстоящие от выступающих частей оборудования на расстояние не менее 150 мм, а так же точка отстоящая на 1,5÷1,57 м от середины расстрела, отделяющего лестничное и трубно-кабельное отделение. (рис.3.3)

Рисунок 3.3. Определение диаметра ствола графическим способом.

Сечения выработок, по которым подается воздух, проверяются по допустимой скорости движения воздуха.

При применении дизельного самоходного оборудования на очистных и подготовительных работах, транспортировании руды количество воздуха рассчитывается исходя из нормативов подачи воздуха на единицу мощности:

Q_д = К_о q_н SN_о/60, м³/с, (3.37)

где К_о – коэффициент одновременности работы установок, К_о = 1,0 – при работе одной машины;

К_о = 0,9 – при работе двух машин;

К_о = 0,85 – при работе трех и более машин;

q_н – норматив подачи количества воздуха на 1 л.с., q_н = 5 м³/мин.;

SN_о – суммарная мощность двигателей, работающих в шахте, л.с.

При применении оборудования с пневмо- и электроприводом количество воздуха для шахты (рудника) можно определить:

- по суточной добыче:

Q = q_в×T×z, м³/мин, (3.38)

где q_в – необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи, м³/мин; принимать для шахт негазовых и I категории q_в = 1,0 м³/мин; Т – суточная добыча шахты (рудника), т; z = 1,2 ¸ 1,5 – коэффициент запаса воздуха;

- по максимальному количеству горнорабочих:

Q = N×n×z, м³/мин, (3.39)

где n – максимальное число одновременно работающих в смену, чел.; N = 6 м³/мин – норма воздуха на человека.

Скорость (м/с) вентиляционной струи воздуха определяется по формуле:

< , (5.42)

где - площадь поперечного сечения выработки (ствол, квершлаг), м ;

= 0,8 - коэффициент уменьшения сечения за счет армировки (в стволе);

- допустимая по ЕПБ скорость вентиляционной струи воздуха (для стволов, по которым производится спуск и подъем людей и грузов, квершлагов, вентиляционных и откаточных штреков, наклонных съездов – 8 м/с; для стволов, служащих только для подъема и спуска грузов – 12 м/с).

Протяженность выработок находят графическим способом, используя разрезы и планы горизонтов, на которые наносят варианты вскрытия.

Объем околоствольных дворов определяется по эмпирическим зависимостям:

· основной околоствольный двор: V_о = 4 000 + 7 600А;

· вспомогательный (в т.ч. на промежуточном горизонте главного ствола: V_В = 1 000 + 200А,

где А ­– годовая производительность шахты, млн.т.

Результаты расчетов по определению объемов горно-капитальных выработок заносятся в табл. 3.4.

Таблица 3.4

Объем горно-капитальных выработок

4. КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Общие положения

Курсовой проект является заключительным этапом изучения дисциплины «Вскрытие рудных месторождений» и должен способствовать закреплению и расширению теоретических знаний по специальности. При выполнении курсового проекта студент должен показать умение применять знания, полученные в период теоретического обучения, проявить навыки самостоятельной работы, овладеть методикой решения поставленных в проекте задач.

Курсовой проект состоит из пояснительной записки объемом не более 40 страниц и графической части. Пояснительная записка должна содержать титульный лист, на котором должны быть указаны: наименование учебного заведения, название учебной дисциплины, фамилия, имя и отчество студента, номер группы, дата выполнения; задание на курсовой проект; содержание; введение; разделы по теме проекта; заключение; список использованных источников.

Графическая часть выполняется на листе ватмана формата А1, на котором должны быть представлены проекция месторождения на вертикальную плоскость, план откаточного горизонта, разрез вкрест простирания, сечения вскрывающих выработок, таблицы объемов работ и график строительства рудника для принятого варианта вскрытия.

Все решения при написании курсового проекта принимаются студентом самостоятельно. Консультации по методике проведения расчетов можно получить у руководителя проекта.

Курсовой проект выполняется в соответствии с методическими указаниями по выполнению курсового проекта для студентов специальности 130404 «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых» по дисциплине «Вскрытие рудных месторождений», Магнитогорск: МГТУ 2013, 40 с.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК:

1. Жигалов М.Л., Ярунин С.А. Технология, механизация и организация подземных горных работ: Учебник для вузов.- М.: Недра, 1990.-с.192-211.

2. А.К. Порцевский. Выбор рациональной технологии добычи руд. Издательство МГГУ, 2003, 767 с.

4. Стряпунин В.В. Вскрывающие выработки рудных месторождений. Учебное пособие. Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2004, 116 с.

5. Единые правила безопасности при разработке рудных , нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом (ПБ03-553-03) г. Москва НТЦ «Промышленная безопасность» 2005.

6. Стряпунин В.В. Вскрытие и подготовка рудных месторождений. Учебное пособие. Екатеринбург. Изд. УГГА, 1999, 80 с.

8. Казикаев Д.М. Комбинированная разработка рудных месторождений. Учебник. М.: МГГУ, 2007.

9. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки ВНТП 13-2-93.- Санкт-Петербург, 1993.

10. Хохряков В.С. Оценка эффективности инвестиционных проектов открытых горных разработок. Екатеринбург: УГГА, 1996.

11. Агошков, М.И. Разработка рудных и нерудных месторождений / М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский. – М. : Недра, 1983. – 423 с.

12. Казикаев Д.М. Комбинированная разработка рудных месторождений. М.: МГГУ, 2008.

13. Воронюк, А.С. Рациональные схемы и параметры вскрытия рудных месторождений / А.С. Воронюк. – М. : Наука, 1993. – 248 с.

14. Гребенюк, В.А. Справочник по горнорудному делу / В.А. Гребенюк, Я.С. Пыжьянова, И.Е. Ерофеева. – М. : Недра, 1983. – 816 с.

15. Милехин, Г.Г. Вскрытие и подготовка рудных месторождений / Г.Г. Милехин. – Мурманск : Изд-во МГТУ, 2005. –102 с.

Приложение 1

Исходные данные по вариантам зданий для выполнения контрольных работ

• ⇐ Назад
• 1
• 2
• 3
• 4
• 56