Выбор системы разработки

 Следовательно, в сутки необходимо  пройти не менее 3.3 метра.

 По условиям рудника «Октябрьский»  в сутки проводится два взрывания,  т.е. число циклов равно 2 (n_ц=2).

Определяем норму проходки за цикл:

    

Принимаем L_ух=1.65 метров.

 Вывод: для выполнения плана  по проходке за один цикл  необходимо проходить 1.65 метров.

 Проектирование и расчет буровзрывных работ

 Определение глубины шпуров. [

;               

   где:      l – глубина  шпуров, м;

                L – длина выработки, м;

                n_ц – число циклов в смену;

                n_см – число смен в смене;

                n_дн – число рабочих дней в месяце;

                h=0.9 – коэффициент использования шпуров.

 

 

     Глубину врубовых  шпуров принимаем на 10¸20% больше

   Получаем:

    l_вр=2 м

Выбор типа ВВ

       На практике наиболее широкое  применение получило ВВ гранулит АС8Б. Это гранулированное взрывчатое вещество можно использовать как при механизированном, так и при ручном заряжании. Он  имеет низкую чувствительность к механическим воздействиям, хорошую сыпучесть, низкую слеживаемость и водоустойчивость, наиболее безопасно.

      Для  прямого инициирования заряда  ВВ принимаем патрон – боевик амонит номер 6ЖВ массой 200 грамм.

Определение удельного расхода ВВ

     Для расчета удельного расхода  ВВ воспользуемся формулой профессора Покровского:

;           

         где:   q₁ – коэффициент взрываемости горных пород, значение

                      которого принимаем из соотношения: q₁=0.1Ÿf, f – коэффициент

                           крепости по профессору Протодьяконову  q₁=0.1Ÿ10=1.0

                   S₁ – коэффициент структуры породы  0.8 ¸ 2.Принимаем S₁ = 1.7

                   V₁ – коэффициент зажима породы, вычисляемый для данного

                           случая одной обнаженной поверхности  по формуле:

         

                    E – коэффициент работоспособности ВВ, определяемый

                           по соотношению: 

                                                          е=380/р,                  

                           где:    р – работоспособность применяемого ВВ, для

                                      гранулита АС8В р=400

 Вносим  все определенные величины в  формулу:

Удельный  расход ВВ на 1 м³ породы составит 2.9 кг.

Определение количества шпуров на забой.

Для расчета количества шпуров воспользуемся  формулой, рекомендованной СНиП:

;              

        где:        q=2.9 кг/м³ – удельный расход ВВ;

                       S=11.4 – сечение выработки в проходке;

                        E =0.7 – коэффициент заполнения шпуров, принимают в

                        зависимости от коэффициента  крепости f;

  D - плотность ВВ, для гранулита АС8В она составляет от 1Ÿ10³

                           до 1.2 Ÿ10³ кг/м³. Принимаем   D = 1Ÿ10³ кг/м³;

                           d_з =42 мм – диаметр заряда, равный диаметру шпура;

Выбор типа вруба и схемы  расположения шпуров в забое.

       Определяем количество оконтуривающих и врубовых шпуров, по формуле, предложенной по методике В.М. Рогинского:

         

          

        где:  S – сечение выработки.

   Определим  количество вспомогательных шпуров:

          

         где:  N – общее число шпуров.

       Согласно количеству и глубине  врубовых шпуров определяем тип  вруба. Выбираем вертикально-клиновой  тип вруба. Графическое изображение  выработки и схему расположения  шпуров выполняем в паспорте  буровзрывных работ.

 

Определение расхода ВВ на один цикл и средней величины заряда

   Расход  ВВ на цикл определяем по формуле, предложенной в методике Рогинского:

                      

         где:   q – удельный расход ВВ равный 2.9 кг/м³

                   S – сечение выработки равное 11.4 м²

                    l – глубина шпура равная 1.85 м

  Средняя  масса ВВ в шпуре определяется по формуле:

        

        где:  N – количество шпуров, равное 40.

      Заряд врубовых шпуров увеличиваем на 10¸20 %, вспомогательные и оконтуривающие принимаем средней величины.

q_ср.вр=1.65 кг.

         Для заряжания ВВ гранулит АС8В принимаем пневмозарядчик типа ЗП-5, патроны заряжаются вручную. В качестве забойки используется глина. После формирования зарядов во всех шпурах уточняется общий расход ВВ на цикл.

Q_ц=q_ср.вр•N_вр+q_ср.всп•N_всп+q_ср.ок•N_ок+q_пб•N, кг;           

      где: q_пб – масса патрона – боевика.(0,02 кг)

Подставим в  формулу числовые значения:

Q_ц=1.65•10+1.5•10+1.5•20+0.2•40=69,5 кг.

Общий расход ВВ на цикл составит 69,5 кг.

2.2 Доставка рудной массы. Транспорт и подъём

 

Для транспортировки  горной массы принимаем электровозную  откатку. Средняя длина откатки  по маршрутам  L=1000 м.

Принимаем для работы электровоз   КР - 14 - 750

 

Средняя ходовая скорость движения электровоза

  V _н= 0.75 ´ V_ном = 0.75 ´ 12.8 = 9.6 км/ч = 2.67 м/с             

 

  ( 12.8 км/ч - номинальная скорость  электровоза)

 

Продолжительность движения электровоза  с грузом и порожняком в течении одного рейса:

Т_дв=2L/60 ´ V_к=2´1000/60´2.67=12,5 мин.

 

Продолжительность маневров под погрузочным  пунктом и в околоствольном дворе  за один рейс составляет 20 мин. Следовательно продолжительность рейса:

 

Т_р=Т_дв+Т_м=12,5+20=32,5 мин.

 

Вес груженного  состава исходя из условий сцепления колес и рельсами :

Q_гр=1000 ´Р _э´ j /(w_дв+ w_гр+ w_у) = 140´1000´0.17/(110´0.05+6.75+5)= 1380 кН  

 

где :   Р_э - сцепной вес эл.воза

          j - к-т сцепления эл. воза с рельсами 0.14 - 0.17

w_дв - удельное динамическое сопротивление возникает при неустановившимся движении с ускорением или замедления w_дв=110а ;

где а - ускорение  или замедление эл. воза м/с² =0.05

          w_гр - основное удельное сопротивление движению 6.75 Н/кН

          w_у - удельное сопротивление от уклона, по абсолютной величине равно уклону 5 промилей.

Число вагонов в составе :

n=Q_гр-Р_э/(G_В+G_гр)=1380-140/(25.9+100)=9.6     принимаем 10 вагонов 

 

Число возможных рейсов 1-го эл. воза в смену

m=60´Т_см´К_э/Т_р=60´7´0.91/32,5 = 12 рейсов

 

К_э - к-т  эффективной нагрузки,  зависит от средней скорости движения эл. воза 5.5 км/час.  К_э=0.91

 

Требуемое число рейсов всмену для обеспечения транспортировки руды:

m_см=l´ А_г / 305´3´n´q_гр= 1.2´4´10⁶/305´3´90=58 рейса  

          где  :  l - к- т неравномерности грузоперевозок = 1.2

                   q_гр -  вес вагона в тоннах.

 

Требуемое количество электровозов в смену:

Z=m_см / m=58/12=4,85  эл.воза          

принимаем 5 эл.воза

 

Для доставки материалов перевозки  людей принимаем 3 эл. воза типа АМ-8Д

 

Самоходное  оборудование на погрузке и доставке руды в различных горнотехнических условиях предусматривать в соответствии с рекомендациями раздела 3.9 и приложения 4.

 

Способ погрузки и доставки руды при системах с  торцевым выпуском обосновывать проектом, ориентируясь в основном на погрузочно-транспортные машины с ковшом вместимостью 1,5-6 м .

 

Для обеспечения  безопасных условий труда на выпуске  руды, при выемке целиков, а также  на зачистке почвы камер при системах с закладкой следует применять  ковшовые погрузочно-транспортные машины с дистанционным управлением  на расстоянии до 100 м.

 

Оптимальное расстояние доставки определять в зависимости  от грузоподъемности машин, скорости движения, сложности схемы доставки, типа погрузочных  средств и обосновывать технико-экономическим  расчетом.

 

При расстоянии доставки, превышающем оптимальное для выбранного типоразмера ковшовой ПТМ по возможному сечению выработки, более рационально использовать комплексы, состоящие из ПТМ с ковшом вместимостью 1,5-4 м и автосамосвалов соответствующей грузоподъемности.

 

Параметры выработок, в которых эксплуатируют самоходное оборудование, следует принимать  в соответствии с "Инструкцией  по безопасному применению самоходного (нерельсового) оборудования в подземных  рудниках" и N 386 ПТЭ рудников, приисков и шахт.

2.3. Управление состоянием массива

 

Актуальной  проблемой современной горной науки  и практики является создание высокоэффективных  технологий разработки месторождений  на больших глубинах, основная специфика  которых заключается в высокой  напряженности руд и вмещающих  пород, что создает опасность  динамических форм проявления горного  давления в виде горных ударов различной  мощности, вплоть до техногенных землетрясений. При разработке удароопасных месторождений основными являются вопросы прогноза и предотвращения горных ударов.

 

Большие технические  и научные проблемы возникают  при выемке разделительных массивов, возникающих при отработке встречными фронтами, которые хотя и запрещены  требованиями ЕПБ и соответствующими инструктивными документами при  разработке рудных месторождений, склонных и опасных по горным ударам, но, тем  не менее, имеют место на Октябрьском  месторождении Норильска по ряду конъюнктурных и технологических  причин. Проведенные исследования и разработанные на их основе технологические мероприятия по безопасной и эффективной отработке разделительных массивов (целиков) большой мощности имеют самостоятельное и большое научное и практическое значение.

 

В связи с  интенсивным извлечением в течение  длительного времени запасов  богатых руд рудниками Норильска, приведшим к исчерпанию сравнительно легко доступных руд на сравнительно небольших глубинах горных работ, неизбежен переход к извлечению полезных ископаемых на значительно больших глубинах - до 1300 - 1600 м и более метров.

 

Переход на большие глубины горных работ  сопровождается ухудшением геологических  условий отработки, прежде всего, из-за возрастающей угрозы проявлений горного  давления в форме собственно горных ударов, горно-тектонических ударов и техногенных землетрясений.

 

1. Предотвращение  горных ударов в обеспечивается первоочередной отработкой субгоризонтального защитного слоя и разгрузкой рудного массива скважинами большого диаметра, что позволит увеличить фронт очистных работ, а, соответственно, и объемы добычи с целиков при обеспечении безопасности горных работ.

 

2. Диаметр,  ориентировка и взаимное расположение  разгрузочных скважин большого  диаметра определяются величинами  и ориентировкой максимальных  главных напряжений. Установлена  взаимосвязь эффективных расстояний  между разгрузочными скважинами  диаметром от 1 10 до 165 мм в зависимости  от коэффициентов концентрации  напряжений в массиве. 

 

При увеличении уровня напряженности массива эффективное  расстояние между разгрузочными  скважинами может увеличиваться. Размеры  области разгружающего действия разгрузочных скважин увеличиваются  при их бурении в направлении  минимальных главных напряжений.

 

3. Интенсивность  неупругого деформирования скважин  большого диаметра определяется  видом напряженного состояния  и первоначальным уровнем напряженности  массива. При неравнокомпонентном напряженном состоянии разгружающее действие скважин большого диаметра в рудном массиве, когда вертикальные напряжения в 2-3 раза превышают минимальные горизонтальные напряжения, достигается интенсивное разрушение при-контурной зоны скважин. Размеры области разгружающего действия скважин при этом неравнокомпонентном напряженном состоянии пропорциональны уровню напряженности и во много раз превышают размеры такой зоны при гидростатическом напряженном состоянии рудного массива.

 

 

 

3. ОБОСНОВАНИЕ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ

3.1. Выбор системы разработки

 

Рассмотрим  и произведём выбор системы разработки. Учитывая все геологические и  горно-технические факторы выбираем сплошную слоевую систему разработки. Выберем и сравним две разновидности (с восходящим и комбинированным порядком выемки слоёв), основываясь на горно-технических факторов.