Технология отработки месторождения Таймырского рудника камерными системами

При комбинированной выемке слоев работы ведут под защитой искусственной потолочины. Нижняя ее часть в некоторых случаях упрочняется металлической сеткой и стержнями из арматурной стали. Закладочный массив искусственной потолочины, ввиду перерывов в подачи закладки, как правил, слоистый. Слои могут отличаться по физико-механическим характеристикам, толщина слоев также различна. Прочность нижнего

слоя закладки обычно специально увеличивают, поскольку он является несущим при извлечении руды под ним.

Рассчитаем растягивающие напряжения без учета закрепляющей нагрузки:

где: ширина очистной выработки, м ; hн-толщина несущего слоя потолочины, м; плотность закладки несущего слоя, Рзак - закрепляющая нагрузка, Рзак=КкH, Мпа; Кк-коэффициент концентрации опорного давления Кк = 2;плотность толщи налегающих пород, H-глубина разработки, м; Кп-коэффициент, учитывающий пригрузку несущего слоя потолочины весом вышележащих слоев, Кп-1,2.

Для перехода к нормативной прочности твердеющей закладки потолочины рекомендуется использовать формулу Фере:

Растягивающие напряжения с учетом закрепляющей нагрузки:

Нормативная прочность твердеющей закладки потолочины с учетом закрепляющей нагрузки:

Напряжение обнаженного борта:

К основным видам крепи горных выработок относятся: анкерная крепь (ЖБШ, ЩКШ), набрызг-бетон, арочная податливая крепь и монолитная бетонная крепь.

Анкерной крепью в комбинации с набрызг-бетоном и металлической решеткой крепятся нарезные, подготовительные и капитальные выработки в зависимости от горно-геологических условий и условий эксплуатации выработок. См.рис. Арочная податливая крепь применяется для крепления выработок в наиболее сложных условиях при необходимости поддержания их в течение длительного времени. Монолитной бетонной крепью крепятся выработки околоствольного двора, мастерские и другие выработки, которые эксплуатируются в течение длительного времени и требуют особых условий эксплуатации.

4. Экономичность и безопасность

4.1 Вентиляция

В соответствии с заданием на дипломную работу расчет количества воздуха делаем для выемочного участка.

Расчет проведен для камерных систем разработки.

Расход воздуха (м3/мин) для проветривания очистных забоев по фактору постоянного выделения углекислого газа, метана определяется по формуле:

Qоч=100∙Iоч·Кн/(с-с0),

где Iоч – среднее газовыделение в очистной выработке, м3/мин; Кн - коэффициент неравномерности газовыделения;

с – допустимое содержание газа в забое, %; с0 – содержание того же газа в воздухе, поступающем для проветривания, %.

Qоч=100∙0,31∙2,1/(0,3-0)=21,7 м3/мин

Расход воздуха (м3/мин) по выделению ядовитых газов погрузочно-доставочными машинами с ДВС производится по формуле:

Qоч = q·ко·ΣМ,

где ΣМ - мощность машин работающей в блоке (2 ПДМ), ΣМ = 400 кВт; ко – коэффициент, учитывающий количество одновременно работающих в блоке машин, ко = 0,9, т.к. в забое одновременно работает одна машина; q - норма подачи свежего воздуха на единицу мощности ДВС,

q = 6,8 м3/мин на кВт.

Qоч = 6,8·0,9·400 = 2448 м3/мин

Расход воздуха (м3/мин) по пылевому фактору, удалению избыточного тепла определяется по минимальной скорости движения воздуха, составляющей для очистных выработок 0,5 м/с, по формуле:

Qоч = 60·Vmin·S,

где S – площадь доставочной выработки, S = 36 м3.

Qоч = 60·0,5·36 = 1080 м3/мин

Расход воздуха (м3/мин) по мгновенному выделения газов ВВ для принятой системы разработки определяется по формуле:

Qоч = ,

где - коэффициент турбулентной диффузии свободной струи, = 0,2; Vк – объем проветриваемой камеры, Vк = 5600 м3; А – масса одновременно взрываемого заряда ВВ, А = 9233 кг; - удельное образование ядовитых газов ВВ в пересчете на условную окись углерода, = 100 м3/кг; t – время проветривания после взрывания забоя, t = 60 мин.

Qоч = 2094 м3/мин;

Рассчитанные расходы воздуха сравниваем, и для проветривания принимаем максимальный расход воздуха из полученных по этим факторам. В данном случае это расход воздуха на проветривание по мгновенному выделению ядовитых газов ВВ Qоч = 720 м3/мин. Принятый к учету расход воздуха проверяем по максимально допустимой скорости движения воздуха в рабочей зоне очистной выработки по формуле:

Qоч ≤ 60·Vmax·Smin,

где Vmax – максимальная допустимая скорость движения воздуха в рабочей зоне, установленная правилами безопасности до 4 м/с; Smin – минимальная площадь поперечного сечения рабочей зоны в очистной выработке, Smin = 18 м2.

2094≤4320 – условие выполняется.

Т.к. условие по сечению выработки выполняется, принимаем подачу воздуха с одной выработки.

4.2 Организация производства и экономика

Так как в данной работе экономическая проработка вариантов систем разработки должна выявить наиболее эффективный, следовательно, экономическая оценка конкурирующих вариантов должна сводится к определению себестоимости добычи по системе и определению прибыли с одной тонны погашенных засов. Для этого необходимо произвести расчет балансовых запасов в панели для каждого варианта систем.

Таблица 1 – Балансовые запасы сплошной камерной системы разработки с траншейным днищем

 Скачать реферат