Проект проведения и крепления горной выработки

 

Удельный расход ВВ определяется по формуле:

,

где         q -минимальный удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т, при диаметре скважин d=64 мм    q =0.08 кг/т, принимаем q =0.08 кг/т;

К - коэффицент изменения удельного расхода ВВ на отбойку в зависимости от крепости руд и пород, определяется по формуле:

здесь: f – коэффициент крепости пород, руд по шкале М.М. Протодьяконова;

- коэффициент изменения удельного  расхода ВВ на отбойку в  зависимости от плотности  пород , руд 

                                                   

                                                K = ,

где : -плотность пород и руд , т/м ;

        К -коэффициент изменения удельного расхода ВВ  в зависимости от  кондиционного  куска     

                                                 K = ,

где:  c - размер  кондиционного куска , м;

        K - коэффициент изменения удельного расхода ВВ  в  зависимости от  диаметра  скважин 

                                  K = = =0,8.

где :    d-диаметр скважин,м;

            n-показатель,равный n=0,33-0,5, для d=64 мм, n=0,33;

            е-коэффициент относительной работоспособности ВВ, для игданита  е = 1,6.

В  расчёте  удельного  расхода  ВВ  по  формуле  с  учётом  классов по

взрываемости  получим  следующие  значения  коэффициентов :

а)  для  медно-цинковых  руд: K = 0,9-1,1; K = 0,81; K = 1,0-1,15; K = 0,8                

   q _B= 0,1; e = 1,6.

б) для полиметаллических  руд :K = 0,9-1,0; K = 0,8; K _c= 1,0-1,15; K = 0,8;

      q _B = 0,1; e = 1,6.

Производя вычисления удельного  расхода ВВ получим:

1. для медно-цинковых  руд

q _o= (0.8-q _B)*K _f*K _y*K _c*K _a / e = (0.8-0.1)*1.1*0.81*1.15*0.8 /1.6 = 0.359 кг/т.

 или q _o=0.359*4.3 m/м³=1,544кг/м³ ,

а с учетом потерь при  зарядке рассыпными ВВ (до 10% фактически)q_{0 м-ц}  = 1,698кг/м³,  на основании практических данных удельный расход ВВ для игданита принимаем по табличным данным для Малеевского рудника.

Таким образом, фактически удельный расход ВВ для трудно взрываемых медно-цинковых руд должен находиться в пределах  q₀=1,698кг/м³;

2. для полиметаллических руд

q₀= (0.8-q _B)*K _f*K _y*K _c*K_a / e = (0.8-0.1)*1*0.8*1.15*0,8/1,6 = 0,322кг/т

     или q ₀= 0.322*4.35т/м³=1,401кг/м³,

Линию наименьшего сопротивления  определяем по формуле ;

 

W = ,  где P = ,  

  d = 64мм   диаметр скважины.                 

p – плотность заряжания для игданита.

  p = 800 кг/м³ .  

Р =

. 800 = 2,6 кг/м .

Тогда,   W =   = = 0,7м ,

  где    γ = 4,35 плотность  руды   т / м ³ ,  m – коэффициент сближения скважин  применяем  m = 1 .     

На  основании  практических  данных  удельный  расход  ВВ для  игданита  принимаем  по  таблице, для условий Малеевского  рудника .                                     

 

Таблица 7 Средний удельный  расход  ВВ 

Тип  ВВ	Единица   измерения	Категория  взрываемости
		I	II
Аммонит  6 ЖВ .	Кг/м3	2,872	3,45
Гранулит  АС 8	Кг/м3	2,56	3,1
Игданит	Кг/м3	3,254	3,9

 

Тогда  на  основании  практических  данных  по  Малеевскому  руднику по  таблице  принимаем  W_ха = 2,2 м * 2,2 м расстояние между скважинами в веере вдоль периметра слоя ( между концевыми частями зарядов ) определяем : a = m * W .  m- принимаем m=1 ,  a = 1*2,2 =2,2 м – сетка скважин.          Необходимая   масса   всех   зарядов Q = B*W*h*q₀; где B = 10 м , h = 12 м,              Q = 20* 2.2* 12 *1.7 = 897,6.  Тогда необходимая длина всех  скважинных зарядов будет  равна :  L = Q/P = 897,6/2,6 = 345,2 м.  Расчетные значения линии наименьшего сопротивления для условий Малеевского рудника ЗГОК АО «Казцинк», определенные специалистами института «ВНИИцветмет», представлены в таблице 8

 

Таблица 8 - Расчетные значения линии наименьшего сопротивления                                                                       

Тип  ВВ	Значение  ЛНС
	Средняя  категория  взрываемости полиметаллической  руды	Трудно  взрываемые  медно-цинковые руды.
Аммонит 6 ЖВ	2,5	2,3
Гранулит АС8 (при  плотности заряда 1,1г/см3)	2,7	2,5
АС-ДТ (при плотности  заряда 1,1г/см3 )	2,4	2,2

 

Графически определяем расположение скважин в веере  и длину зарядов в каждой скважине. Задаемся масштабом М 1 : 100.

 

Рисунок 1 - Схема  построения веера скважин и расположение скважинных

зарядов в веере.

 

Таблица 3.6.2. длина скважин  и масса  зарядов ВВ в веере

№ п/п	Длина, м		Масса заряда, кг
	Скважина	Заряда  ВВ
1	8,9	2,2	5,7
2	9,0	5,9	21,8
3	9,8	3,7	9,62
4	11,0	6,1	15,9
5	13,0	3,9	10,1
6	11,5	6,6	17,2
7	10,4	4,6	12,0
8	9,7	5,6	14,6
9	9,5	3,2	8,3
10	9,7	5,7	14,8
11	10,3	3,6	9,4
12	11,4	6,6	17,2
13	13,2	4,1	10,7
14	11,1	6,4	16,6
15	9,7	4,5	11,7
16	9,0	5,3	13,8
17	8,8	2,2	5,7
итого	176	80,2	215,1

 

 

 

Коэффициент использования  длины скважин 

 

Где  l_з – общая длина заряда ВВ на слой, м;

 L_общ – общая длина скважин на слой, м;

объём рудной массы, добытой  из слоя составит:

Д_сл = т

где B-ширина слоя, В=10м

H₁-высота слоя, H₁=12м

S_б- сечение буровой выработки, Sб=12,4м²

При очистной выемки потери руды составляют П=3,9%,

Разубоживание р=12%.Тогда  Ки.р.=1-3,9/100=0,961

 

Д_сл=(20*12-12,4)*2,2*4,35*0,961/1-0,122=2384т

Длина скважины на 1т отбиваемой руды:

 

k₁=(Lобщая/Дсл)*1000=(176/2384)*1000=73,83м/т

Выход рудной массы с 1м скважины определяется по формуле

 

k₂=Дсл/Lобщ=2384/176=13,55т/м

 

Фактический удельный расход ВВ на 1т отбитой руды,

 

q_ф=Q/Дсл=209/2384=0,09кг/т

 

где Q-количество ВВ на комплект скважин: кг  Q = 80,2*2,6 = 209кг.

           

Норма  выработки  на  бурение  скважин  составляет 58,8м/чел.смен.              На  заряжание  скважин  146м/чел.смен., тогда  продолжительность  бурения  скважин в  слое :   t_б = , смен, 

где n_б =1.   n_б- число буровых станков, в работе.  

H_выр.б – норма выработки на  бурение скважин, м/чел.смен.                             t_б= 176/1*58,8= 3смены.   

Трудоемкость: N_б = N_p* t_б, смен.  N_б = 1*3 = 3смены     

Трудоемкость работ  по бурению скважин на 1000т добытой рудной массы:                                                 

N_бо =  N_б*1000 / D_слоя ;

N_бо = 3*1000 / 2384 = 1,3 чел смен

Аналогично производим расчет параметров скважинной отбойки руды и показателей  БВР  при  бурении  веерных скважин  с других горизонтов.

 

 

 6.  Построение календарного графика очистных работ

При построении календарного графика, отработки камеры берём за основу нормы выработки на очистные работы, приведённые в таблице 3.7.1

Таблица 3.7.1   Нормы выработки  на очистные работы при отработке  блока

Наименование  работ	Ед.измерения	Норма выработки
Очистные работы
Бурение скважин	м	58,8
Заряжение скважин	м	146
Доставка руды	м3	107,0
Закладка выработанного  пространства твердеющей смесью	м3	124,0

 

Продолжительность бурения скважин  одного слоя:

t_б = 3 смены

Продолжительность заряжания  скважин одним зарядчиком

 

 

 

где L₃ – общая длина заряда ВВ на слой  L_з = 80,2м

n₃ - количество зарядчиков

n₃ = 1

Н_выр.з = норма выработки на заряжание скважин

Н_выр.з = 146 м/чел.смен.

Принимаем продолжительность проветривания после взрыва

t_пр= 1 смена

Продолжительность доставки руды самоходным ПДМ.

 

 

                          D_сл =

где : D_сл – объем рудной массы отбитой из слоя , м³.D_сл= 548м³.

где n_м –число самоходных ПДМ;

Н_выр.д –норма выработки на доставку руды, 107 м³/чел.см

 

Таким образом, продолжительность  цикла очистных работ  при отработке слоя – 13,08 смены или 4,36 суток.

 

Число отбиваемых слоев в камере:

N_cл =

m_г- горизонтальная мощность рудного тела m_г=53 м;

B_отр- ширина отрезной щели

B_отр=2м

N_cл

Тогда продолжительность  бурения подэтажа:

Т_бур.п =t_б*N_сл,п=3*23=69 смен.

Продолжительность заряжания  скважин:

Т_З.П=t_З*N_СЛ.ПОД. =1*23=23смены.

Продолжительность выветривания после взрывания слоев в подэтаже:

Т_ПР.П =t_ПР*N_СЛ.ПОД. =1*23=23смены.

Продолжительность доставки руды:

Т_Д.П = =t_Д*N_СЛ.ПОД.=5,1*23=117,3 смены

 

Количество закладочного материала, необходимого для закладки подэтажа:

Qз = V_п ∙ кз ∙ φ ∙ (1 + λ), м³,

 

Где V_п – объём закладываемого подэтажа, м³.

 

         V_п = B_п ∙ H_п ∙ L_п, м³,

 

Где В_п – ширина подэтажа, В_п = 53м (ширина подэтажа равна горизонтальной мощности рудного тела;  высота подэтажа  H_п = 12м; L_п – длина подэтажа, L_п = 20м.)

 

        Тогда V_п = 53 ∙ 12 ∙ 20 = 12720м³