Процессы очистных работ: Методические указания и задания для контрольных работ и курсового проектирования

МИНИСТЕРСТВО СЕЛЬСКОГО ХОЗЯЙСТВА РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО РЫБОЛОВСТВУ ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ “МУРМАНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ”

кафедра горного дела

ПРОЦЕССЫ ОЧИСТНЫХ РАБОТ Методические указания и задания для контрольных работ и курсового проектирования для студентов заочного обучения специальности 130404 «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых»

Мурманск 2006

2

УДК 622.34 ББК 33.32 П 78

Составители – Георгий Георгиевич Милехин, канд. техн. наук, профессор кафедры горного дела; Александр Нестерович Любин, канд. техн. наук, доцент кафедры горного дела

Методические указания рассмотрены и одобрены кафедрой горного дела 6 октября 2003 г., протокол № 2

Рецензент – Д.С. Подозерский, д-р техн. наук, профессор кафедры горного дела

Редактор Е.В. Попова

© Мурманский государственный технический университет, 2006

ОГЛАВЛЕНИЕ ОБЩИЕ ОРГАНИЗАЦИОННО-МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ…………….4 ПРИМЕРНЫЙ ТЕМАТИЧЕСКИЙ ПЛАН………………………………………..5 СОДЕРЖАНИЕ ПРОГРАММЫ И МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ К ИЗУЧЕНИЮ ДИСЦИПЛИНЫ…………………………………………………..5 ТЕМА 1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ……………………………………………………………………….5 ТЕМА 2. ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ БАЛАНСОВЫХ ЗАПАСОВ РУД………………………………………………………………………...5 ТЕМА 3. ОТБОЙКА РУДЫ. ……………………………………………………......................................6 ТЕМА 4. ДОСТАВКА РУДЫ. …………………………………………………………………………...6 ТЕМА 5 УПРАВЛЕНИЕ ГОРНЫМ ДАВЛЕНИЕМ ……………………………................................... 7

МЕТОДИЧЕСКИЕ РЕКОМЕНДАЦИИ ДЛЯ ВЫПОЛНЕНИЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ…………………………………………………7 КОНТРОЛЬНАЯ РАБОТА………………………………………………………......9 КУРСОВОЙ ПРОЕКТ………………………………………………………………41 РЕКОМЕНДУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА…………………………………………......46 ПРИЛОЖЕНИЯ ……………………………………………………………..............47

4

ОБЩИЕ ОРГАНИЗАЦИОННО-МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ Методические указания и задания для контрольных работ и курсового проектирования по дисциплине “Процессы очистных работ” составлены в соответствии с типовой и рабочей программами дисциплины “Процессы очистных работ” для специальности 130404 "Подземная разработка месторождений полезных ископаемых", а также Государственным образовательным стандартом базового высшего профессионального образования. Настоящие методические указания включают задания для контрольных работ и курсового проектирования по дисциплине “Процессы очистных работ” и список рекомендуемой литературы. Целью дисциплины является изучение студентами современной технологии очистных работ при подземной добыче руд. Основные задачи дисциплины: – изучить технологические схемы основных производственных процессов очистной выемки, средств механизации и получить знания об условиях их применения; – выработать умение выполнять технологические расчеты, составлять проекты выполнения процессов отбойки, доставки руды и управления горным давлением с обеспечением безопасности труда. Курс «Процессы очистных работ» включает чтение лекций, выполнение индивидуальных работ, самостоятельную работу студентов, выполнение двух контрольных работ, написание и защиту курсового проекта.

5

ПРИМЕРНЫЙ ТЕМАТИЧЕСКИЙ ПЛАН

№ п/п

1 2 3 4 5

Тема

Общие положения Потери и разубоживание балансовых запасов руд Отбойка руды Доставка руды Управление горным давлением Всего: Итого:

Количество часов по плану заочного обучения индивисамост. лекций дуальных работы работ 1 2 5 5 5 18

2 6 5 5 18 116

20 20 20 20 80

СОДЕРЖАНИЕ ПРОГРАММЫ И МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ К ИЗУЧЕНИЮ ДИСЦИПЛИНЫ Тема 1. Общие положения Понятие о руде и породе. Промышленная характеристика руд. Горнотехническая характеристика рудных месторождений. Особенности рудных месторождений, влияющие на технологию их разработки. Тема 2. Потери и разубоживание балансовых запасов руды Потери и разубоживание при подземной добыче руд. Виды потерь и разубоживания. Показатели извлечения руды, методы их определения. Экономические последствия потерь. Нормирование потерь и разубоживания. Требования к разработке месторождений. Основные показатели эксплуатации месторождений. Классификация производственных процессов при подземной разработке рудных месторождений.

6

Тема 3. Отбойка руды Механическая отбойка руды: применяемые механизмы, основные технологические схемы, достоинства и недостатки, условия применения. Отбойка руды шпурами: основные технологические схемы, механизмы для бурения и заряжания, расчет параметров буровзрывных работ (БВР). Достоинства и недостатки шпуровой отбойки, условия применения, техника безопасности. Отбойка руды скважинами: основные технологические схемы, механизмы для бурения и заряжания, расчет параметров БВР. Достоинства и недостатки скважинной отбойки руды, условия применения, техника безопасности. Отбойка руды минными зарядами: основные технологические схемы, параметры расположения зарядов. Достоинства и недостатки минной отбойки, условия применения. Организация и производство массовых взрывов на подземных рудниках. Тема 4. Доставка руды Выпуск руды: виды выпуска, физика выпуска руды под обрушенными породами, причины возникновения и способы ликвидации зависаний руды. Вторичное дробление руды, его назначение и способы осуществления. Виды гравитационной доставки руды. Доставка руды по рудоспускам: конструкция и параметры, причины возникновения и способы ликвидации зависаний руды в рудоспусках. Скреперная доставка руды: основные технологические схемы, условия применения, достоинства и недостатки. Факторы, влияющие на эксплуатационную производительность скреперной доставки. Техника безопасности при скреперной доставке руды. Доставка руды самоходным оборудованием: классификация самоходного оборудования, основные технологические схемы, достоинства и недостатки, условия применения. Факторы, влияющие на производительность доставки самоходным оборудованием. Техника безопасности при доставке руды самоходным оборудованием. Доставка руды питателями и конвейерами: технологические схемы, основные типы оборудования, достоинства и недостатки. Доставка руды силой взрыва: параметры БВР, условия применения, достоинства и недостатки.

7

Тема 5. Управление горным давлением Сущность управления горным давлением и способы его реализации в очистном забое. Поддержание пород кровли очистного пространства целиками, закладкой, крепью. Магазинирование руды как вспомогательный способ поддержания вмещающих пород в очистном пространстве. Управление горным давлением путем обрушения пород.

МЕТОДИЧЕСКИЕ РЕКОМЕНДАЦИИ ДЛЯ ВЫПОЛНЕНИЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ В процессе изучения курса студент должен усвоить термины и технологию очистных работ при добыче руд подземным способом. Студенты заочной формы обучения в период экзаменационной сессии обязаны посещать практические занятия и обзорные лекции, проводимые преподавателями кафедры горного дела. Форма контроля знаний – экзамен. Для лучшего усвоения материала рекомендуется составлять конспект, в котором каждая тема должна иллюстрироваться соответствующими схемами и эскизами. Изучив курс, студент с целью самопроверки знаний должен ответить на следующие вопросы дисциплины. Вопросы для проверки знаний по дисциплине «Процессы очистных работ» 1. Понятия руды и породы. Относительность этих понятий. 2. Промышленная характеристика руд. 3. Горнотехническая характеристика рудных месторождений. 4. Особенности рудных месторождений, влияющие на технологию их разработки. 5. Классификация видов потерь полезного ископаемого при подземной разработке. 6. Классификация видов разубоживания при разработке рудных месторождений.

8

7. Показатели извлечения руды и полезного компонента. 8. Методы определения показателей извлечения руды. 9. Экономические последствия от потерь и разубоживания. 10. Нормирование потерь и разубоживания руды при подземной разработке. 11. Требования к подземной разработке месторождений. 12. Показатели эффективности разработки месторождений. 13. Классификация основных производственных процессов при подземной разработке. 14. Классификация вспомогательных производственных процессов при подземной разработке. 15. Очистная выемка. Технологические процессы очистной выемки. Требования к отбойке руды. 16. Классификация способов отбойки руды. Краткая характеристика основных способов отбойки. 17. Показатели взрывной отбойки и факторы, влияющие на них. 18. Отбойка руды шпурами. Условия применения. Основные технологические схемы и механизмы. 19. Условия безопасного выполнения работ, основные параметры и показатели шпуровой отбойки, ее достоинства и недостатки. 20. Условия применения, основные технологические схемы и параметры отбойки руды скважинами. 21. Условия безопасного выполнения работ, механизмы для бурения и заряжания скважин, достоинства и недостатки скважинной отбойки. 22. Минная отбойка руды. 23. Проведение массовых взрывов. 24. Доставка руды. Основные рабочие процессы доставки. 25. Вторичное дробление руды. Основные способы и места вторичного дробления. 26. Основные особенности выпуска руды под обрушенными породами. 27. Виды выпуска руды. 28. Конструкции и способы создания выпускных выработок. 29. Гравитационная доставка руды. Основные технологические схемы и условия применения.

9

30. Конструкция участковых рудоспусков, определение их основных размеров. 31. Виды выпускных устройств рудоспусков. 32. Причины возникновения и способы предупреждения зависаний руды в рудоспусках. 33. Способы ликвидации зависаний руды в рудоспусках. Безопасность ведения работ при эксплуатации участковых рудоспусков. 34. Скреперная доставка руды. Основные технологические схемы, безопасность ведения работ. Достоинства и недостатки скреперной доставки руды. 35. Основные механизмы при доставке руды самоходным оборудованием, безопасность ведения работ. 36. Основные технологические схемы и производительность доставки руды самоходным оборудованием. Достоинства и недостатки этого способа доставки. 37. Доставка руды питателями. 38. Доставка руды конвейерами. 39. Доставка руды силой взрыва. 40. Комбинирование различных способов доставки при подземной добыче руды. 41. Управление горным давлением. Основные способы управления горным давлением при подземной добыче руд. 42. Основные принципы определения размеров целиков. 43. Управление горным давлением путем оставления целиков. Виды целиков, достоинства и недостатки этого способа. 44. Управление горным давлением путем закладки выработанного пространства. 45. Управление горным давлением путем крепления очистного пространства. 46. Управление горным давление путем обрушения.

КОНТРОЛЬНАЯ РАБОТА Изучив курс, студент должен получить инженерные знания общих принципов выбора и экономического обоснования целесообразных схем

10

и способов ведения горных работ в конкретных горно-геологических условиях залегания месторождений с выполнением процессов очистных работ, обеспечивающих достижение заданных показателей извлечения и разубоживания руд. В процессе изучения курса студенту необходимо выполнить две контрольные работы. При этом рекомендуется пользоваться учебными пособиями, указанными в данном методическом руководстве. Варианты заданий приведены в табл. 1 и 15. Контрольная работа включает графическую часть и пояснительную записку, в которой содержатся расчеты и пояснения к ним. Чертежи и эскизы к контрольной работе выполняют на листе ватмана или миллиметровой бумаги (формат А4) с указанием фамилии студента и шифра его специальности. Пояснительная записка представляется на листах формата А4 или в тетради школьного формата стандартного объема (12 страниц). При использовании компьютера для выполнения контрольной работы текст должен быть набран в формате редактора MS Word. Шрифт – Times New Roman, размер – 12, интервал между строками – полуторный, выравнивание – по ширине страницы. Поля: слева – 3,5 см, справа – 1,2 см, сверху и снизу – по 2,5 см. Библиографические ссылки номерные, даются в наклонных скобках, например, /1/. Символы вставляются из гарнитуры Symbol, формулы набираются в редакторе Microsoft Equation. Образец оформления титульного листа пояснительной записки приведен в прил. 3. В конце пояснительной записки следует перечислить учебные пособия, которыми студент пользовался при выполнении работы. Все страницы пояснительной записки и прилагаемые к ней чертежи должны быть пронумерованы. Номер варианта контрольной работы должен соответствовать последней цифре номера зачетной книжки. Контрольные работы выполняются и сдаются на проверку до экзаменационной сессии. После проверки работ преподавателем студенту необходимо устранить отмеченные ошибки и в исправленном виде представить контрольные работы при явке на экзаменационную сессию. При условии, что контрольные работы зачтены, студент защищает их на экзамене.

11

Контрольная работа № 1 Задание Составить схему расположения шпуров и выполнить расчет параметров отбойки рудного тела в заданных горно-геологических условиях (табл. 1). Таблица 1 Варианты задания при шпуровой отбойке

Показатели Мощность рудной залежи, м Угол падения рудной залежи, град. Диаметр шпуров, мм Отбито, м: – высота слоя – ширина слоя Коэффициент крепости руды Объемная плотность руды, т/м3

0

1

2

Номер варианта 3 4 5 6

2

4

2

4

2

4

2

4

2

4

60

0

60

0

60

0

60

0

60

0

40

43

40

43

40

43

40

43

40

43

2 –

– 2,5

2 –

– 2,5

2 –

– 2,5

2 –

– 2,5

2 –

– 2,5

8

8

10

10

12

12

14

14

16

16

3

3

3

3

3

3

3

3

3

3

7

8

9

Методические указания При подземной добыче руд широко применяется отбойка руды шпурами. Научиться рассчитывать параметры и основные технические показатели этого способа отбойки – цель настоящей работы. Основными параметрами шпуровой отбойки являются диаметр шпуров, их длина и расстояние между ними, основными показателями – удельный расход ВВ на отбойку, выход руды с одного метра шпура, трудоемкость отбойки и производительность труда при отбойке руды. Исходными данными для расчета являются: диаметр шпуров, коэффициент крепости руды, параметры отбиваемого слоя руды (мощность,

12

угол падения рудной залежи и длина отбиваемого слоя). Расчет производится на объем отбиваемой руды. Все расчеты выполняются (если специально не оговаривается) с точностью до трех знаков, например, 0,0137; 0,137; 1,37; 13,7; 137; 1370 и т. д. Методика выполнения работы 1. Выбор бурового оборудования для выполнения контрольной работы № 1 производится в соответствии с данными, представленными в табл. 2 и 3. 2. Отбиваемый объем руды рассчитывается по формуле (1) V = Sз lух, м3 2 где Sз – площадь забоя, м ; lух – уходка забоя (перемещение забоя за цикл), м. Величина уходки забоя обычно задается или определяется по формуле lух = lшп η, где lшп – длина шпуров, м; η – коэффициент использования шпуров (КИШ), зависит от коэффициента крепости породы f, его значение устанавливают по табл. 4. При заданной величине уходки забоя длина шпура определяется из выражения: lшп = lух / (η sin α), м, где α – угол наклона шпура к плоскости забоя, град. 3. Удельный расход ВВ на отбойку рассчитывается по формуле 3 −1 (2) q = q0 К ВВ К т , кг/м , где q0 – удельный расход гранулита АС-8 (зависит от коэффициента крепости породы f); КВВ – поправочный коэффициент, применяющийся при использовании ВВ других типов, Кт – коэффициент зажима, поправочный коэффициент на изменение параметров открытой поверхности т, на которую производится отбойка полезных ископаемых. При наличии трех обнаженных плоскостей в очистном забое значение удельного расхода ВВ следует умножать на поправочный коэффициент 0,65.

13

Таблица 2 Технические характеристики перфораторов

ПП-36В

Переносные ПП-54В1

ПП-63С

Телескопный ПТ-42

32–40 2 1,6 36 38,3

40–46 4 2,36 55,5 39,16

40–46 5 2,2 63,7 30

46–52 6 2,47 54 43,3

2,8 20 830 24

4,1 29,43 1 190 31,5

3,85 26,93 910 33

3,5 24,5 1 128 42

Показатели

Диаметр шпура, мм Глубина шпура, м Ударная мощность, кВт Энергия удара, Дж Частота ударов, с-1 Расход сжатого воздуха, 3 м /мин Крутящий момент, Н·м Осевое усилие, Н Масса, кг

Таблица 3 Технические характеристики шахтных бурильных установок Показатели УБШ-101 УБШ-208 УБШ-312 УБШ-315 УБШ-501 Высота обуривания забоя, м 3 3,2 4,4 4,6 7,2 Ширина зоны бурения, м 4 4,6 8,6 6,9 7 Глубина бурения, м 2 4 2,5 3 3,3 Число бурильных машин 2 2 3 2 2 1 Тип бурильной машины П П П П Г 2 Ходовая часть Ш Ш Ш Ш Ш 3 Тип привода Д ДЭ Д Д Д Скорость передвижения, км/ч 3 3,5 10 – 10 Преодолеваемый уклон, град. 18 15 – 15 15 Мощность привода, кВт 20 20 55 – 55 Габариты в транспортном положении, м: – высота 1,5 1,5 2,3 2,8 2,8 – ширина 1,45 1,5 1,75 1,9 2,5 – длина 4,5 6,8 10,5 11 12,5 Масса, т 4 18 6,25 12 22 1 2

П – пневматическая, Г – гидравлическая. Ш – на пневмошинном ходу.

14

При выемочной мощности очистного пространства 3,5 м и наличии двух обнаженных плоскостей значение q0 устанавливается по табл. 5. Расчетные значения КВВ определяются отношением работоспособности выбранных ВВ к работоспособности гранулита АС-8 (5 200 кДж/кг). Значение коэффициента зажима Кт устанавливается по табл. 6. Таблица 4 Значения КИШ Показатели менее 5 0,95

f КИШ

5-7 0,92

Значения 8-13 0,90

14-19 0,86

более 19 0,82 Таблица 5

Значения удельного расхода гранулита АС-8 Показатели <4 0,45

f q0, кг/м

3

4–6

7–8

0,53

0,7

Значения 9–10 11–12 0,8

0,89

13–14

15–18

19–22

1,07

1,42

1,78 Таблица 6

Значения коэффициента зажима Показатели т, м Кт

1,0 3,8

1,25 3,0

1,5 2,2

Значения 2,0 1,5

3,0–3.5 1,0

3,6–5,0 0,85

≥ 5,1 0,80

4. Общий расход ВВ на отбойку рассчитывается по формуле (3) QВВ = q V, кг. 5. Количество ВВ в одном шпуре определяется: – при заряжании сыпучими ВВ – по формуле (4) qшп = 0,25 π d2шп ΔВВ lшп Кзап, кг, где dшп – диаметр шпура, м; ΔВВ – плотность ВВ в заряде, кг/м3 (ориентировочно составляет 1 100–1 200 кг/м3); Кзап – коэффициент заполнения шпуров (зависит от коэффициента крепости породы f). 3

Д – дизельный, Э – электрический.

15

Значение Кзап устанавливается по табл. 7. Таблица 7 Значения коэффициента заполнения шпуров Параметры f Кзап

3–4 0,5

5–6 0,6

Значения 7–10 0,7

11–15 0,8

16–20 0,9

– при заряжании патронированными ВВ – по формуле (5) qшп = пп qп, кг, где пп – число патронов в шпуре, шт.; qп – вес одного патрона ВВ, кг. Число патронов в шпуре рассчитывается по формуле пп = lшп Кзап / lп, шт., где lп – длина патрона, м. Величина пп принимается с точностью до одного патрона. 6. Ориентировочное число шпуров в забое определяется по формуле (6) N ′ шп = QВВ / qшп, шт. 7. Ориентировочная площадь забоя, приходящаяся на один шпур, рассчитывается по формуле S ′ шп = Sз / N ′ шп, м2. (7) 8. Ориентировочное расстояние между шпурами определяется по формуле

a′ шп =

′ , м. Sшп

(8)

9. Графическое построение схемы расположения шпуров (рис. 1) производится с учетом следующих положений: – число шпуров в ряду (между почвой и кровлей рудного тела или между висячим и лежачим боком) пшп принимается таким, чтобы расстояние между шпурами в ряду не превышало a′ шп; – шпуры у контактов с рудной залежью проходятся под небольшим наклоном к ней на расстоянии, составляющем не менее 15–20 см и не превышающем 0,5 a′ шп; – число рядов шпуров определяется по формуле пр = N ′ шп / пшп; – число шпуров в забое уточняется по формуле Nшп = пшп пр;

16

– расстояния между шпурами по вертикали и по горизонтали не должны отличаться друг от друга более чем в 1,3 раза; – расстояния между шпурами в ряду и между рядами принимаются кратными 5 см; – на схеме вместо буквенных обозначений указываются конкретные величины. В дальнейших расчетах число шпуров и общее количество ВВ принимается в соответствии со схемой их расположения в забое. 10. Ориентировочная производительность самоходной бурильной установки (СБУ) рассчитывается по формуле Qб(СБУ) = k0 kп nб Qб(п), м/см, (9) где k0 – коэффициент одновременности работы бурильных машин (равен 1, 0,8 и 0,7 при одновременной работе соответственно одной, двух и трех бурильных машин); kп – коэффициент, учитывающий время на перегон установки из забоя в забой в течение смены (kп = 1 при однозабойном и kп = 0,7÷0,8 при многозабойном обслуживании); пб – число бурильных машин на установке; Qб(п) – нормативная производительность одной бурильной машины. 10. Производительность перфораторов Qб(п) принимается в соответствии с табл. 8. При других значениях давления воздуха, диаметра и длины шпуров величины производительности перфораторов необходимо умножать на соответствующие поправочные коэффициенты (табл. 9–11).

17

Рис. 1. Схемы расположения шпуров: а) при пологом залегании; б) при крутом падении

18 Таблица 8 Эксплуатационная производительность перфораторов при бурении шпуров, м На пневмоподдержке Коэффи- Легкий, Средний, Тяжециент массой до массой лый, крепости 18 кг 18-24 кг массой 24 руды и мощно- и мощнокг стью до стью и мощно1,1 кВт 1,03–1,62 стью кВт 1,62–2,21 кВт 20–18 18 – 27 17–15 20 – 30 14–13 24 – 35 12–11 29 37 42 10–9 33 43 48 8–7 47 58 65 6–4 54 69 77 менее 4 90 109 –

Телескопный Тяжелый, Легкий, Средний, массой 24 массой до массой до кг и мощ30 кг 45 кг ностью и мощно- и мощностью свыше 2,2 стью 2,21 кВт кВт свыше 2,21 кВт 30 35 42 48 57 75 86 –

24 28 31 36 43 58 69 93

27 31 37 43 49 66 78 103

Примечание. Производительность перфораторов приведена за 7-часовую смену, диаметр коронок, армированных твердыми сплавами, составляет 43 мм, давление сжатого воздуха 0,6 МПа, глубина бурения – до 1,5 м. Производительность легких перфораторов на пневмоддержке приведена при разбуривании негабарита с коэффициентом крепости породы более 12 по шкале Протодьяконова. Таблица 9 Поправочные коэффициенты изменения производительности бурового оборудования в зависимости от давления сжатого воздуха Параметры Давление сжатого воздуха, МПа Коэффициент

Значения 0,5 0,8

0,55 0,9

0,6 1,0

0,65 1,1

0,7 1,25

1,2 2,0

1,8 3,0

19 Таблица 10 Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от диаметра шпуров Параметры Диаметр шпура, мм Коэффициент

32 1,5

36 1,25

Значения 40 43 1,1 1,0

46 0,9

52 0,8 Таблица 11

Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от глубины шпуров Параметры Глубина шпура, м Коэффициент

1,5 1,0

Значения 2,5 0,95

4,0 0,9

11. Трудовые затраты на бурение шпуров рассчитываются по формуле (10) Тб = Lшп / (Qб пб), чел/см., где пб – число перфораторов или бурильных машин, обслуживаемых одним бурильщиком. Число рабочих, занятых на бурении: – перфоратором на пневмоподдержке – 1 чел.; – одним или двумя телескопными перфораторами – 1 чел.; – самоходной бурильной установкой – 1 чел. 12. Производительность труда взрывника. При заряжании шпуров патронированными ВВ вручную производительность труда взрывника определяют по формуле Qз = (Тсм – Тпз – Тпт) / τзар, м/см., (11) где Тсм – продолжительность смены, мин; Тпз и Тпт – время, затраченное соответственно на подготовительно-заключительные операции (13 мин) и на технологические перерывы (20 мин), мин; τзар – норма времени на заряжание 1 м шпура, чел.·мин/м. Значение τзар зависит от глубины шпура (табл. 12).

20 Таблица 12 Нормы времени на заряжание 1 м шпура при его разной глубине Параметры lшп, м τзар,чел.·мин/м.

1 1,52

1,5 1,34

Значения 2 1,18

2,5 1,06

3 0,95

При механизированном заряжании шпуров сыпучими ВВ используют эжекторные и камерно-порционные зарядчики (табл. 13). Зарядчик “Курама-7М” используется для заряжания шпуров глубиной до 2 м при высоте забоя не более 2 м. При этом производительность труда взрывника рассчитывается по формуле (11). В данном случае нормативные параметры для расчета по этой формуле имеют следующие значения: Тпз = 17,1 мин, Тпт = 20 мин, τзар = 0,76 чел.·мин/м. При глубине шпуров до 5 м и использовании зарядчика типа ЗП-2 производительность заряжания определяют по формуле Qз = (Тсм – Тпз – Тоб – Тдоп) / (1,1 τзар), м/см., (12) где Тоб – время на обслуживание зарядной установки, мин (принимается равным 15 мин); Тдоп – время на дополнительные операции при высоте забоя более 4 м, мин (принимается равным 47 мин); Тпз составляет 50 мин; τзар зависит от высоты забоя, глубины шпура и угла его наклона (табл. 14). Таблица 13 Технические характеристики зарядчиков

Параметры Тип зарядчика Производительность, кг/мин Угол наклона шпуров, град. Диаметр шпуров, мм Полезная вместимость зарядчика, кг Плотность заряжания, кг/м3 Масса, кг

Модель зарядчика «Курама-7М» ЗП-2 эжекторный камерно-порционный до 18 20–50 0–60 0–360 до 46 до 56 до 8 до 2 1 150 1 200 2,2 17

21 Таблица 14 Нормы времени на заряжание шпуров зарядчиком ЗП-2, мин/м Высота забоя, м до 4

более 4

Угол наклона шпуров к горизонту, град. до ± 30

более ± 30

0,713

0,812

0,66

0,762

0,781

0,88

0,702

0,804

Примечание. Числитель и знаменатель – значения нормы времени на заряжание шпуров глубиной до 3 и 5 м соответственно.

Если полученные по формулам (11, 12) значения Qз умножить на массу ВВ в 1 м шпура, то можно определить величину сменной производительности заряжания шпуров или скважин зарядчиками. Масса ВВ в 1 м шпура qм определяется: – для сыпучих ВВ – по формуле qм = 0.25 π dшп2 ΔВВ Кзап, кг/м, (13) где dшп – диаметр шпура, м; ΔВВ – плотность заряжания ВВ, кг/м3; Кзап – коэффициент заполнения шпуров, зависит от коэффициента крепости породы f (табл. 7); – для патронированных ВВ – по формуле qм = qп / lп, кг/м, (14) где qп – масса патрона, кг; lп – длина патрона, м. Таким образом, сменная производительность труда взрывника (или звена взрывников) рассчитывается по формуле Qзс = qм Qз, кг/см. (15) 13. Трудовые затраты на заряжание определяются по формуле Q Т з = ВВ nвзр , чел.·см. (16) Qзc где пвзр – число взрывников в звене, чел. 14. Показатели отбойки определяются по следующим формулам: – удельный расход ВВ на отбойку руды – по формуле

22

qу =

QВВ , кг/т, Qд

(17)

где Qд – количество добываемой руды при отбойке одного веера скважин, рассчитывается по формуле 1− n , т, Qд = V γ 1− р

где γ – плотность руды в массиве, т/м3; п и р –соответственно коэффици-

енты потерь (отбитой руды) и разубоживания, доли ед. (зависят от системы разработки и обычно составляют 0,05÷0,15); – выход руды с 1 м шпура – по формуле Q К шп = д , т/м, (18) Lшп где Lшп – общая длина шпуров, м; – трудоемкость отбойки руды – по формуле 1000 (Т б + Т з ) , чел.·см./1000 т; τ отб = Qд

(19)

– производительность труда рабочего при отбойке руды – по формуле Qд Ротб = , т/см. (20) Тб + Тз

23

Контрольная работа № 2 Задание

Составить схему расположения скважин и выполнить расчет параметров отбойки рудного тела в заданных горно-геологических условиях (табл. 15). Таблица 15 Варианты задания при скважинной отбойке

Показатели Мощность рудной залежи, м Угол падения рудной залежи, град. Высота бурового подэтажа, м Ширина отбиваемого слоя, м Высота отбиваемого слоя, м Диаметр скважин, мм Размер кондиционного куска, мм Выход негабарита, % Коэффициент крепости руды Объемная плотность руды, т/м3

0

1

2

Номер варианта 3 4 5 6

15

–

15

–

15

–

60

–

60

–

60

15

–

15

–

–

–

–

50 – 25

75

7

8

9

15

–

15

–

–

60

0

60

0

15

–

15

–

15

–

50

–

–50

–

50

–

50

–

25

–

25

–

25

–

25

105

75

105

75

105

75

105

75

105

600

1000

600

1000

600

1000

600

1000

600

1000

5

5

5

5

5

5

5

5

5

5

16

16

14

14

12

12

10

10

8

8

3

3

3

3

3

3

3

3

3

3

Примечание. Размер кондиционного куска принимают с учетом типа погрузочнотранспортного оборудования, при применении конвейерного транспорта – с учетом ширины ленты конвейера.

24

Методические указания

При подземной добыче руд широко применяется отбойка руды скважинами. Научиться рассчитывать параметры и основные технические показатели этого способа отбойки – цель настоящей работы. Основными параметрами скважинной отбойки являются: диаметр скважин, их длина, расстояние между рядами скважин и между скважинами в ряду, конструкция зарядов в скважинах. Основные показатели скважинной отбойки: удельный расход ВВ на отбойку, выход руды с одного метра скважины, трудоемкость отбойки и производительность труда при отбойке руды. Исходными данными для расчета являются: диаметр скважины, коэффициент крепости руды, размер кондиционного куска руды и планируемый выход негабарита, тип ВВ, параметры отбиваемого слоя руды (его ширина и высота или горизонтальная мощность рудной залежи, угол ее падения и высота бурового подэтажа). Расчет производится на объем руды, отбиваемый одним комплектом скважин. Все расчеты выполняются (если специально не оговаривается) с точностью до трех знаков, например, 0,0137; 0,137; 1,37; 13,7; 137; 1 370 и т. д. Методика выполнения работы

1. Выбор способа бурения скважин (табл. 16) Таблица 16 Дифференциация условий применения бурового оборудования Тип бурового оборудования

Колонковые перфораторы Станки ударно-вращательного бурения с погружными пневмоударниками Станки вращательно-ударного бурения Станки шарошечного бурения

Коэффициент крепости f до 20

Глубина скважин, м до 25

Диаметр скважин, мм 40-85

до 20

до 80

85-160

до 16 до 20

до 40 до 80

50–85 100–250

25

2. Удельный расход ВВ на отбойку руды рассчитывается по формуле q = q0 К-1 ВВ, кг/м3, (21) 3 где q0 – удельный расход гранулита АС-8, кг/м (табл. 17); КВВ – поправочный коэффициент, применяющийся при использовании ВВ других типов, определяется отношением работоспособности принятого типа ВВ к работоспособности гранулита АС-8 (для детонита-М и скального аммонита – 1,0; для скального аммонита – 1,1; для гранулита А-4 – 0,95 и т. п.). Величина q0 зависит от коэффициента крепости, размера кондиционного куска и заданного выхода негабарита в отбитой руде (табл. 17). При использовании для отбойки руды гранулита АС-8 КВВ = 1.

26 Таблица 17 Удельный расход гранулита АС-8 при очистной выемке с отбойкой скважинами, кг/м3 Размер кондици- Выход онного негабакуска, мм рита, % 1 2 3 4 400 5 6 8 10 1 2 3 4 600 5 6 8 10 1 2 3 4 800 5 6 8 10 1 2 3 4 1000 5 6 8 10

Коэффициент крепости руды 2-4

4-6

6-8

8-10

10-12

12-16

16-18

18-20

2,1 1,65 1,48 1,34 1,26 1,2 1,11 1,05 1,85 1,48 1,31 1,21 1,14 1,09 0,98 0,95 1,7 1,37 1,22 1,14 1,08 1,03 0,97 0,93 1,6 1,3 1,17 1,1 1,03 0,99 0,93 0,9

2,55 1,98 1,71 1,56 1,46 1,38 1,27 1,2 2,22 1,74 1,53 1,4 1,31 1,25 1,15 1,09 2,04 1,61 1,41 1,3 1,22 1,17 1,09 1,03 1,91 1,51 1,34 1,24 1,17 1,08 1,04 0,99

2,92 2,23 1,93 1,74 1,62 1,53 1,4 1,31 2,54 1,95 1,7 1,55 1,45 1,37 1,26 1,19 2,31 1,8 1,57 1,44 1,35 1,28 1,18 1,12 2,15 1,69 1,49 1,36 1,27 1,22 1,13 1,07

3,23 2,46 2,11 1,9 1,76 1,66 1,5 1,41 2,79 2,15 1,85 1,68 1,56 1,48 1,35 1,27 2,53 1,95 1,71 1,55 1,45 1,37 1,26 1,19 2,35 1,84 1,61 1,47 1,37 1,3 1,2 1,14

3,51 2,65 2,27 2,04 1,89 1,77 1,61 1,5 3,03 2,31 1,99 1,8 1,67 1,57 1,44 1,35 2,74 2,11 1,83 1,66 1,54 1,46 1,34 1,26 2,55 1,97 1,71 1,56 1,46 1,38 1,27 1,19

3,89 2,93 2,49 2,23 2,06 1,92 1,74 1,62 3,34 2,54 2,16 1,95 1,8 1,7 1,55 1,45 3,03 2,31 1,98 1,8 1,67 1,57 1,44 1,35 2,82 2,15 1,86 1,69 1,57 1,48 1,36 1,28

4,23 3,15 2,68 2,4 2,2 2,07 1,86 1,73 3,63 2,73 2,34 2,1 1,94 1,82 1,65 1,53 3,27 2,49 2,13 1,92 1,78 1,67 1,52 1,42 3,05 2,31 2,0 1,8 1,67 1,58 1,44 1,35

4,44 3,3 2,81 2,51 2,3 2,15 1,94 1,79 3,8 2,86 2,44 2,18 2,02 1,89 1,71 1,59 3,42 2,6 2,22 2,0 1,85 1,74 1,58 1,47 3,18 2,4 2,1 1,87 1,74 1,64 1,5 1,4

27

3. Линия наименьшего сопротивления (ЛНС, соответствует толщине слоя, отбиваемого одним комплектом скважин) определяется по формуле w = d скв

0,785 Δ ВВ τ , м, q m0

(22)

где dскв – диаметр скважин, мм; ΔВВ – средняя плотность ВВ в заряде, кг/м3, ориентировочно составляет 1 000–1 200 кг/м3; т0 – коэффициент сближения скважин, ориентировочно составляет 0,6–1,3; τ – относительная длина заряда в скважине (при веерном расположении скважин τ = 0,6–0,7, при параллельном – устанавливается по табл. 18). Значение w округляется с точностью до 0,1 м. Таблица 18 Относительная длина заряда в скважине Параметры lскв, м τ

5 0,7

10 0,8

Значения 20 0,85

30 0,9

50 и более 0,95

4. Выбор бурового оборудования и сечений выработок производится по данным табл. 19–22. В пояснительной записке контрольной работы следует привести технические характеристики выбранного оборудования. Таблица 19 Технические характеристики колонковых перфораторов Показатели

Диаметр скважины, мм Глубина скважины, м Ударная мощность, кВт Энергия удара, Дж Частота ударов, с-1 Расход сжатого воздуха, м3/мин Крутящий момент, Н·м Осевое усилие подачи, Н Сечение выработки, м × м Масса, кг

Тип перфоратора ПК-60А ПК-75А 40–65 45–85 25 50 5,25 8,1 95 176 45 37 9,1 13 160 255 8 000 10 000 2,5 × 2,5 2,5 × 2,5 60 75

28

5. Отбиваемый в слое объем руды шириной w рассчитывается по формуле V = (b h – Sв) w, м3 (23) где b и h – соответственно длина и высота (бурового подэтажа) отбиваемого слоя, м; Sв – площадь сечения буровой выработки, м2. При условии, что длина отбиваемого слоя не превышает горизонтальной мощности рудного тела mг, в формуле (23) значение b равно величине mг. 6. Количество ВВ, требуемое для отбойки одного слоя, определяется по формуле QВВ = q V, кг. (24) 7. Количество ВВ, необходимое для заряжания 1 м скважины, рассчитывается по формуле qскв = 0,25 π dcкв2 .ΔВВ δз, кг/м, (25) где dскв – диаметр скважины, м; ΔВВ – плотность ВВ в заряде, кг/м3; δз – коэффициент плотности заряжания, определяется: – при заряжании патронированными ВВ – по формуле 2

d δз = n 2 , d ск где dп – диаметр патрона, м (ВВ выпускаются в патронах диаметром 0,045; 0,06 и 0,09 м); – при заряжании· сыпучими ВВ δз = 1. Массу заряда в 1 м скважины qскв определяют с точностью до 0,1 кг. Таблица 20 Технические характеристики отечественного бурового оборудования с погружными пневмоударниками

Показатели Диаметр скважин, мм Глубина бурения, м Давление сжатого воздуха, МПа 4 5

НКР100МА 105 50

НКР100МВА 105 80

БП100С 100 50-80

БП160С 160 80

0,5

0,5

1,7

1,7

Э – электрический, П – пневматический К – на распорной колонке, Г– на гусеничном ходу

ЛПС3А Алга-2 105-155 105-155 30 50

0,5

0,5

29 Расход сжатого воздуха, м3/мин 9 (15) Расход воды, л/мин 15–20 -1 Скорость вращения, с 1,3 (2) Усилие подачи, кН 6 4 Тип привода Э (П) 5 Исполнение К Габариты, м: – длина 1,8 – ширина 0,7 – высота – Масса, т 0,42 Размеры буровой выработки, м × м 2,4 × 2,8

9 (15) 15–20 1,3 (2) 12 Э (П) К

24 – – – – Г

24 – – – – Г

8–11 6–8 0,75 12 – К

– – – – – –

1,8 0,7 – 0,45

– – – –

– – – –

2,42 0,27 0,475 0,496

– – – 0,41

2,4 × 2,8

–

–

2,6 × 2,6 2,2 × 2,2

8. Общая длина заряда в скважинах одного ряда или веера рассчитывается по формуле Q Lскв = ВВ , м. (26) qскв 9. Ориентировочная общая длина скважин одного ряда или веера определяется по формуле L ′ = зар , м, Lскв (27) τ где Lзар – общая длина заряда в скважинах одного ряда или веера, м. 10. Ориентировочное число скважин в ряду или веере рассчитывается по формуле L′ N ′ = ср , шт., (28) lср′

где l ′ cр – ориентировочная средняя длина скважин в веере (определяется графическим путем как среднее арифметическое значение длин 3–5 характерных для данного слоя скважин). 11. Графическое построение схемы расположения скважин в ряду или веере. Схема расположения скважин и зарядов в них строится в геометрическом масштабе с учетом технологии бурения скважин (рис. 2, 3). Если буровой станок оборудован одной бурильной машиной, то оси скважин должны сходиться в одну точку (обычно в центр сечения выработки). При двух бурильных машинах – в две точки (для бурения правой

30

и левой группы скважин). На практике для того, чтобы исключить образование сплошной щели около выработки за счет наложения скважин друг на друга все скважины независимо от числа бурильных машин делятся на 2–4 группы, а бурение каждой группы производится из своей точки. Таблица 21 Технические характеристики буровых станков ударно-вращательного бурения БСМ1М

СБУ50Э

КБУ50М

КБУ80М

ПБУ80М

2БУ80С

Показатели СБ-1П Диаметр скважин, мм 45–80 52–65 50–85 52–65 65–75 65–80 51–85 Глубина бурения, м 30 25 25 25 30 40 40 Число бурильных машин 2 1 1 1 1 1 1 Тип бурильных машин6 П Г П П П П Г Направление бурения, град. 0–180 0–360 – 0–360 0–360 0–360 0–360 Расход сжатого воздуха, м3/мин 12–14 – 15 12 13 15 – Усилие подачи, кН – 11,7 – 9,8 9,8 9,8 – Мощность привода, кВт 18 48 – 3,68 3,68 – – 7 Исполнение Р Ш Ш К К Ш Ш Габариты, м: – длина 2,16 3,48 3,1 2,1 2,3 3,1 – – ширина 1,5 1,55 1,45 0,74 0,74 1,86 – – высота 2,43 2,6 2,6 2,2 2,2 2,6 – Размеры буровой выработки, м × м 2,6 × 2,6 2,8 × 2,8 2,8 × 2,8 2,5 × 2,5 2,5 × 2,5 2,8 × 2,8 3,2 × 3,2 Масса, т 0,81 5 3,87 0,43 0,57 4 7

6 7

П – пневмоударник, Г – гидроударник Р – на раме, К – на распорной колонке, Ш – на пневмошинном ходу

31 Таблица 22 Технические характеристики станков шарошечного бурения Показатели Диаметр скважины, мм Глубина скважины, м Направление бурения, град. Мощность вращателя, кВт Частота вращения, с-1 Усилие подачи, кН Габариты, м: – длина – ширина – высота Масса, т Исполнение8 Минимальное сечение буровой выработки, м× м

СБШ-145М 145 до 100 0–180 28 2,2 167

СБШ-200С 200–250 50–80 вниз, вверх 52 1,2 450

2,7 1,8 1,8 1,8 Р

4,15 1,54 3,04 14,5 Г

3× 3

3,5 × 3,2

Величина перебура или недобура скважин определяется на практике путем проведения опытных взрывов. В типовом проекте длина всех скважин определяется границами отбиваемого слоя. Оконтуривающие скважины проводятся параллельно границе отбойки или под небольшим наклоном к ней. При этом каждый угол в слое должен прорабатываться своей скважиной, а расстояния между концами скважин (по перпендикуляру к соседней скважине в пределах слоя) должны быть приблизительно одинаковыми и не превышать 1,7·w, то есть aтах ≤ 1,7·w. Если при выполнении расчета это условие не выполняется, то на чертеже необходимо увеличить число скважин. Оконтуривающие скважины и каждая третья, пятая, седьмая и т. д. (рис. 1) или четвертая, седьмая, десятая и т. д. (рис. 2) заполняются ВВ с недозарядом в пределах (0,5–1,0)·w. Величина недозаряда в остальных скважинах (рис. 2, 3) принимается такой, чтобы расстояние между зарядами было не менее 0,5·w, то есть аmin ≥ 0,5·w. Если патроны-боевики инициируются электродетонаторами (ЭД), то максимальная длина недозаряда не должна превышать 8 м, так как длина

8

Р – на раме, Г – на гусеничном ходу

32

проводов ЭД составляет не более 10 м, а в соответствии с Едиными правилами безопасности (ЕПБ) наращивать их при монтаже не допускается.

Рис.2. Схема заряжания веера скважин (размещение – через одну с недозарядом)

Общая длина заряда во всех скважинах должна соответствовать величине, рассчитанной по формуле (26); выполнение этого условия обеспечивается подбором величины недозаряда в скважинах. Каждой скважине присваивается свой номер, нумерация производится по часовой стрелке.

33

В дальнейших расчетах общая длина скважин и их число принимаются в соответствии со значениями табл. 23, при этом общая масса ВВ в веере Qф должна соответствовать расчетному значению. В противном случае необходимо произвести корректировку расстояния между веерами w и объема руды, отбиваемого в слое. Для этого сначала определяется фактический объем руды, который может быть отбит размещенным в веере количеством ВВ: Qф 3 Vф = ,м . (29) q Затем рассчитывают фактическое расстояние между веерами: Vф wф = ,м. (30) Sсл − Sв 12. Параметры расположения скважин в веере (на чертеже) представляют по форме табл. 23. Таблица 23 Число скважин в веере и их параметры № скважины

1. 2. и т. д. Всего:

Угол наклона, град.

Длина скважины, м

Длина Масса ВВ недозаряда, м в скважине, кг

34

Рис.3. Схема заряжания веера скважин (размещение – через одну с недозарядом двух)

13. Производительность бурового оборудования определяют по данным табл. 24–29. Таблица 24 Эксплуатационная производительность колонковых перфораторов при бурении скважин Показатели Значения Коэффициент крепости более руды 18 18–15 14–13 12–11 10–9 Производительность за 7-часовую смену, м 6 7 9 11 13

8–7

6–4

менее 4

19

23

35

Примечание. Данные приведены для скважин длиной не более 15 м, диаметром не более 85 мм при давлении сжатого воздуха 0,6 МПа. При других условиях бурения значение производительности бурового оборудования умножают на величину поправочного коэффициента (табл. 25, 26)

35

Таблица 25 Поправочные коэффициенты изменения производительности колонковых перфораторов в зависимости от диаметра скважин Показатели Диаметр скважины, мм Коэффициент

Значения

52 2,2

65 1,6

75 1,25

85 1,0 Таблица 26

Поправочные коэффициенты изменения производительности колонковых перфораторов в зависимости от глубины скважин Показатели Глубина скважины, м Коэффициент

Значения до 15,0 до 20,0 1,0 0,8

до 10,0 1,2

до 25,0 0,7 Таблица 27

Эксплуатационная производительность станков ударно-вращательного бурения с погружными пневмоударниками, м/см.

Коэффициент крепости руды

105

Диаметр скважины, мм 125

20–19 18–15 14–13 12–11 10–9 8–7 6–4 менее 4

4,5 11,0 17,0 20,0 27,0 40,0 64,0 88,0

3,4 8,2 12,5 15,9 20,0 30,0 47,5 65,5

160

2,3 5,5 8,5 10,0 13,5 20,0 32,5 45,0

Примечание. Данные табл. 27 приведены для 7-часовой смены, угол наклона скважин к горизонтальной плоскости составляет 0 ± 45˚, давление сжатого воздуха 0,6 МПа. При угле наклона скважины к горизонтальной плоскости более ± 45˚ данные таблицы следует умножать на 0,8.

36 Таблица 28 Эксплуатационная производительность станков вращательно-ударного бурения с пневматическим приводом, м/см. Глубина скважины, м

7

5 10 20 30 40

127 132 136 138 140

Коэффициент крепости руды 9 11 13

113 117 119 120 121

102 104 105 106 107

91 93 94 94,5 95

15

80 81 82 82,5 83 Таблица 29

Эксплуатационная производительность станков вращательно-ударного бурения с гидравлическим приводом, м/см. Глубина скважины, м

7

5 10 20 30 40

162 169 173 175 176

Коэффициент крепости руды 9 11 13

15

150 156 160 161 162

109 113 114 115 116

138 143 146 147 148

124 128 130 131 132

Примечание. Данные табл. 28 и 29 и приведены для 7-часовой смены, диаметр скважин составляет 85 мм, бурение производится одной бурильной машиной. Для скважин другого диаметра следует применять поправочные коэффициенты, приведенные в табл. 25. При наличии на станке двух бурильных машин его производительность увеличивается в 1,6 раза.

Эксплуатационная производительность станков шарошечного бурения определяется по формуле Qб = Тсм kисп v0, м/см., (31)

37

где Тсм – продолжительность смены, ч; kисп – коэффициент использования машинного времени, ориентировочно составляет 0,55÷0,6; v0 – механическая скорость бурения, м/ч. Механическая скорость бурения рассчитывается по формуле F0 n 0 ,8 (32) v0 = 1, 6 , м/ч, f d где F0 – усилие подачи, кН; п – частота вращения долота, мин-1; f – коэффициент крепости руды по шкале проф. М.М. Протодьяконова; d – диаметр долота, м. 14. Трудовые затраты на бурение скважин определяются по формуле L Т б = б nб , чел.·см., (33) Qб где Qб – эксплуатационная производительность бурового станка, м/см.; пб – число рабочих, обслуживающих буровой станок, чел. Число рабочих, занятых на бурении: – одним или двумя колонковыми перфораторами – 1 чел.; – буровыми станками (при вращательно-ударном, ударновращательном и шарошечном бурении) – 1 чел. 15. Выбор пневмозарядчика для заряжания скважин. Выбор пневмозарядчика производится по данным табл. 30. В пояснительной записке контрольной работы следует привести технические характеристики выбранного оборудования. 16. Производительность звена взрывников рассчитывается по формуле ⎛ 10 Tпз ⎞ (34) + 1,1 tнв ⎟⎟ , м/cм., Qзc = 10 (Т см − Т об ) / ⎜⎜ L ⎝ у ⎠ где Тсм – продолжительность смены, мин; Тоб – время на обслуживание зарядной установки, составляет 10 мин; Тпз – время на подготовительнозаключительные операции, мин (табл. 31); Lу – максимальная длина скважин, которая может быть заряжена с одной установки зарядчика, м (табл. 31); tнв – норма времени на заряжание скважин, мин/10 м (табл. 32, 33). Для определения сменной производительности звена взрывников по количеству заряжаемого ВВ результаты расчета производительности по формуле (34) необходимо умножить на количество ВВ в 1 м скважины:

38

Qзв = Qзс qсквτф, кг/см., (35) где τф – фактический средний коэффициент заполнения скважин, определяется по формуле Lскв − Lнз τф = , Lскв где Lскв и Lнз – соответственно общая длина скважин и общая длина недозаряда в веере скважин (данные устанавливаются по табл. 23), м. Таблица 30 Технические характеристики некоторых типов пневмозарядчиков

Показатель Принцип заряжания9 Диаметр скважины, мм Направление скважин, град. Глубина скважин, м Расстояние транспортирования ВВ, м Производительность, кг/мин Габариты, м: – длина – ширина – высота Масса, кг

9

Ульба- УльбаУЗДМ-1 150 400

ЗП-2

ЗП-5

ЗП-25

ВАХШ

П

П

П

Н

НБ

56

80

150

56–105

50–150

36–200 36–190

0–360

0–360

0–360

0–360

0–360

0–360

0–360

25

35

40

10-30

50

–

–

30

70

150

60

250/8010

350

350

20–50

50–70

120–150

43

100

– 0,9 15

– 0,57 1,04 19

– 0,57 1,2 38

– 0,36 1 22

1 1,75 1,07 800

Н

Н

10–100 10–120 – – – –

1,9 0,96 1,65 –

П – порционные, Н – нагнетательные, НБ – нагнетательные барабанные. В числителе приведена длина транспортирования по горизонтали, в знаменателе – по вертикали.

10

39 Таблица 31 Дифференциация зарядчиков по условиям применения

Тип зарядчика

ВАХШ ЗП ВАХШ, ЗП УЗДМ

Технические характеристики Глубина скважиТпз, мин Lу, м ны, м 10 63 120–165 10 70 30–150 20 68 500–600 более 20 73 1000

Для других типов зарядчиков сменную производительность звена взрывников ориентировочно можно рассчитать по формуле Qзв = 100 Qтехн, кг/см., (36) где Qтехн – техническая производительность зарядчика, кг/мин. 17. Трудовые затраты на заряжание скважин определяют по формуле Q Т з = ВВ nвзр , чел.·см., (37) Qзв где nвзр – число взрывников в звене, чел. Таблица 32 Нормы времени на заряжание скважин глубиной до 20 м зарядчиком ВАХШ, мин/10 м Диаметр скважин, мм

51–60 61–70 71-80 81–95 96–110 111–130 131–150

Угол наклона скважины к горизонту, град. 0 +36 0 +35 +90 –90 4,91 5,94 4,26 5,29 6,32 4,64 5,82 6,85 5,30 6,36 7,39 5,71 7,24 8,27 6,59 8,47 9,50 7,82 10,17 11,2 9,52

40 Таблица 33 Нормы времени на заряжание скважин глубиной до 20 м зарядчиком ЗП-25, мин/10 м Диаметр скважин, мм

51–60 61–70 71-80 81–95 96–110 111–130 131–150

Угол наклона скважины к горизонту, град. 0 +36 0 +35 +90 –90 4,82 5,85 4,17 5,2 6,23 4,55 5,7 6,73 5,05 6,18 7,21 5,53 6,96 7,99 6,31 8,12 9,15 7,47 9,68 10,71 9,03

При наличии механизма подачи зарядного шланга в скважину и транспортировании ВВ на глубину до 60–70 м, число взрывников в звене должно быть не менее двух, а при большем расстоянии транспортирования ВВ – не менее четырех человек. В случае отсутствия такого механизма и длине скважин более 30 м, число взрывников в звене может достигать 10 чел. 18. Показатели отбойки определяются по следующим формулам: – удельный расход ВВ на отбойку руды – по формуле Q qу = ВВ , кг/т, (38) Qд где Qд – количество отбитой руды одним веером скважин, рассчитывается по формуле 1− n ,т; Qд = Vф γ 1− p где γ – плотность руды в массиве, т/м3; п и р – соответственно коэффициенты потерь и разубоживания, доли ед. (зависят от системы разработки, обычно составляют 0,05÷0,15); – выход руды с 1 м скважины – по формуле Q К скв = д , т/м; (39) Lскв – трудоемкость отбойки руды – по формуле

41

τ отб =

1000 (Т б + Т з ) , чел.·см/1 000 т; Qд

(40)

– производительность труда рабочего при отбойке руды – по формуле

Pотб =

Qд , т/см. Тб + Тз

(41)

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Курсовое проектирование производственных процессов очистной выемки осуществляется на базе теоретических знаний, полученных студентом по курсу "Процессы очистных работ". При выполнении проекта студенту необходимо учитывать основные направления технического прогресса горнорудной промышленности, последние достижения горной науки, новые технологии разработки месторождений и передовой опыт подземных рудников. Задание по проектированию выдается студенту в соответствии с условиями разработки месторождения рудником, на котором предполагается ознакомление с производственными процессами очистных работ. Кафедра назначает каждому студенту руководителя курсового проектирования, который выдает задание и помогает при решении основных вопросов. Все решения при написании курсового проекта студентом принимаются самостоятельно. Значительное место в работе должно быть отведено вопросам технико-экономического обоснования принятых решений, экономики, организации и условий труда, техники безопасности. При этом необходимо использовать рекомендуемую техническую литературу, справочные материалы, отчеты по научно-исследовательским работам, ГОСТы и т. п. Курсовой проект состоит из графической части и пояснительной записки. Пояснительная записка должна включать задание по курсовому проектированию, оглавление, расчетно-пояснительную часть, библиографический список, дату завершения работы над проектом и подпись автора. Тре-

42

бования к оформлению текста пояснительной записки при использовании компьютера см. в п. Контрольная работа. Объем пояснительной записки составляет 25–30 страниц формата А4. Объем и содержание графической части необходимо согласовывать с руководителем курсового проекта. В зависимости от темы проекта чертежи могут быть выполнены на одном или двух листах формата А1. При выполнении чертежей на компьютере в качестве графического редактора можно использовать AutoCAD. Законченный курсовой проект сдается руководителю. После проверки преподавателем курсового проекта студент защищает его на кафедре. Защита осуществляется в форме дифференцированного зачета. Примерный перечень тем курсового проектирования

1. Составить проект взрыва шпуровых зарядов при производстве очистных работ. 2. Составить проект взрыва скважинных зарядов при производстве очистных работ. 3. Составить проект массового взрыва при производстве очистных работ по системе разработки с обрушением руды и вмещающих пород. 4. Оценить влияние изменения горнотехнических факторов (мощности рудного тела, крепости руды, диаметра скважин и т. п.) на показатели отбойки руды. 5. Обосновать выбор типа бурового оборудования для заданных горно-геологических и горнотехнических условий разработки месторождения. 6. Определить ожидаемые показатели извлечения по заданным параметрам системы разработки. 7. Обосновать выбор способа доставки руды для конкретных горнотехнических условий. 8. Определить оптимальное расстояние между участковыми рудоспусками. 9. Обосновать параметры БВР по следующему критерию: минимум затрат на отбойку, вторичное дробление и доставку руды.

43

Методические указания по выполнению курсового проекта

Цель выполнения работы – закрепление, углубление и обобщение знаний, полученных студентом при изучении данной дисциплины и дисциплин "Технология и безопасность взрывных работ" и "Горные машины и стационарные установки", а также развитие навыков применения этих знаний для решения конкретной инженерной задачи. Содержание пояснительной записки включает следующие разделы: Введение. Значение и место рассматриваемого в курсовом проекте производственного процесса в технологии очистной выемки. Современные направления в совершенствовании этого процесса в технологии подземной добычи руд. 1. Горнотехническая характеристика месторождения. Условия залегания рудного тела (глубина, угол падения, мощность), геологическая характеристика месторождения, крепость и устойчивость руды и пород, ценность руды, гидрогеологические условия и др. 2. Технологическая схема рудника. Вскрытие месторождения, система разработки, транспорт и подъем руды. 3. Расчетно-пояснительная часть. Содержание этого раздела зависит от темы курсового проекта. По структуре и основным вопросам этого раздела производится согласование методических вопросов с руководителем. Примерный план раздела. Темы 1–3: 1) выбор и обоснование типа ВВ и бурового оборудования; 2) расчет параметров БВР; 3) расчет взрывной цепи; 4) составление паспорта БВР; Темы 4–9: 1) методика решения поставленной задачи; 2) экономико-математическая модель исследуемого производственного процесса; 3) анализ результатов моделирования; 4) выводы. 4. Безопасность труда. Параграфы Единых правил безопасности и их содержание по рассматриваемому в проекте производственному процессу.

44

Основные мероприятия по обеспечению безопасности труда, проводимые на руднике для данного производственного процесса. 5. Библиографический список. Список составляется в алфавитном порядке и оформляется по ГОСТу. Работа над курсовым проектом начинается с изучения условий разработки месторождения. По литературным источникам или материалам кафедры детально изучается система разработки и рассматриваемый в проекте производственный процесс. Описание системы разработки дается в следующей последовательности: – сущность системы; – подготовительные и нарезные выработки; – порядок их проведения; – очистная выемка (отбойка, доставка руды и управление горным давлением); – механизмы для очистной выемки; – проветривание блока (или участка); – организация работ. В пояснительной записке приводится эскиз системы разработки (в масштабе) или ее чертеж. В расчетно-пояснительной части проекта производится подробное обоснование тех или иных решений соответствующими расчетами. Для анализа процесса отбойки руды обязательно определение параметров (линии наименьшего сопротивления, длины шпуров или скважин, расстояний между ними) и показателей отбойки (производительность труда, трудоемкость процесса, выход руды с 1 м шпура или скважины, удельный расход ВВ и т. п.). Схемы расположения шпуров или скважин должны быть приведены на чертеже. При работе над темами 1–3 необходимо выполнить графическую часть паспорта БВР с указанием места взрыва на чертеже общего вида системы разработки, схемы расположения шпуров или скважин, мест выставления постов, схемы проветривания после проведения взрыва. В пояснительной записке эта часть паспорта дополняется данными расчетов и другими материалами (прил.1, 2). Расчет взрывной цепи производится по методике, изученной в курсе «Технология и безопасность взрывных работ», а расчет проветривания – в курсе «Вентиляция шахт».

45

При выполнении тем 6–9 в графической части приводится конструкция днища блока и схема доставки руды, а при выполнении темы 7 – конструкция днища для всех способов доставки. Выбор способа доставки необходимо производить с учетом затрат на проведение выработок днища блока, конструкция которого обусловливается способом доставки. Оценку этих затрат целесообразно производить по форме табл. 34. Формулы расчетов следует приводить в виде общепринятой записи с последующей расшифровкой входящих в них символов величин с указанием их единиц, а затем с конкретными значениями величин и конечным результатом расчета. Ссылка на источник, из которого взята формула или методика расчета, обязательна. Ссылка приводится в косых скобках с указанием номера источника по приводимому в конце пояснительной записки библиографическому списку и номера страницы (или страниц). Например: /3, с. 17/ или /3, c. 17–20/. Ссылкой на источники сопровождаются также технические характеристики оборудования, характеристика ВВ, исходные данные расчетов, принимаемые по справочным материалам. Таблица 34 Объем подготовительно-нарезных выработок в днище блока и затраты на проходку Пло- Длина выработ- Объем выработ- Стоимость, тыс. № п/п Выра Колщадь руб. ки, м ки, м3 3 ботка во сечения, одной общая общая одной общий 1м 2 м 1. 2. 3. ….. Итого

В последнем разделе пояснительной записки должны быть освещены вопросы безопасности труда для принятых в проекте средств механизации труда (полные тексты параграфов ЕПБ для данного процесса) и предложен перечень рекомендуемых мероприятий по охране труда.

46

РЕКОМЕНДУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА

1. Агошков, М.И. Разработка рудных и нерудных месторождений / М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский. – М. : Недра, 1983. – 424 с. 2. Баранов, А.О. Расчет параметров технологических процессов подземной добычи руд / А.О. Баранов. – М. : Недра, 1985. – 224 с. 3. Борисов, С.С. Горное дело / С.С. Борисов. – М. : Недра, 1988. – 320 с. 4. Гребенюк, В.А. Справочник по горнорудному делу / В.А. Гребенюк, Я.С. Пыжьянова, И.Е. Ерофеева. – М. : Недра, 1983. – 816 с. 5. Друкованный, М.Ф. Справочник по буровзрывным работам / М.Ф. Друкованный. – М. : Недра, 1976. – 631 с. 6. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом (ПБ-06-111-95) : В 2 кн. Кн. 1 / Госгортехнадзор России. – М. : НПО ОБТ, 1996. − 214 с. 7. Именитов, В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений / В.Р. Именитов. – М. : Недра, 1984. – 504 с. 8. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с подземным способом разработки : ВНТП 13-2-85. – Л. : Гипроруда, 1986. – 133 с. 9. Нормы технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки : ВНТП 37-86. – М. : Минцветмет СССР, 1986. – 212 с.

47 ПРИЛОЖЕНИЕ 1 Утверждаю Гл. инженер рудника __________________ «___» __________ 200__г.

ПАСПОРТ На отбойку руды шпурами в блоке №_____ Участка №_____ горизонта №____ 1. Краткая горно-геологическая характеристика участка месторождения (блока, панели, подэтажа) ___________________________________________________ 2. Тип ВВ _________________________________________________________________ 3. Удельный расход ВВ на отбойку, кг/т _______________________________________ 4. Расчетные параметры шпуровой отбойки: Выход руды с 1 м шпура, т _________________________________________________ Диаметр шпуров, мм ________________________________________________________ Расстояние между рядами шпуров, м __________________________________________ Расстояние между шпурами в ряду, м __________________________________________ Число шпуров в забое, м _____________________________________________________ Таблица Данные расчета шпуровых зарядов Номер шпура 1 1. 2. 3.

Длина Длина заряда Масса заряшпура, м ВВ, м да, кг 2

3

4

Расход Интервал средств замедления, с взрывания, шт. 5 6

итого 5. Схема расположения шпуров (с указанием последовательности взрывания и интервалов замедления)____________________________________________________________________ 6. Схема проветривания _________________________________________________________ 7. Расчет времени проветривания __________________________________________________ 8. Мероприятия по технике безопасности ___________________________________________ Проект составил

С проектом ознакомлены: Горные мастера ___________________________ Бурильщики ______________________________ Взрывники _______________________________

48 ПРИЛОЖЕНИЕ 2 Утверждаю Гл. инженер комбината (рудника) _____________________________ «___» ___________ 200__г.

ТЕХНИЧЕСКИЙ ПРОЕКТ МАССОВОГО ВЗРЫВА Рудник (РУ) __________________________________________________________________ Шахта _______________________________________________________________________ Горизонт _____________________________________________________________________ Участок ______________________________________________________________________ Блок _________________________________________________________________________ Взрыв проводится «____» _______________200__г.

в _____ ч ______ мин

Технический исполнитель ________________________________________________________ РАСЧЕТНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ МАССОВОГО ВЗРЫВА Объем отбиваемой горной массы, м3 _______________________________________________ Тип ВВ ________________________________________________________________________ Удельный расход ВВ, кг/т ________________________________________________________ Общее количество ВВ, кг ________________________________________________________ Диаметр скважин, мм ____________________________________________________________ Общая длина скважин, м _________________________________________________________ Число скважин _________________________________________________________________ Выход руды с 1 м скважины ______________________________________________________ Конструкция заряда ВВ __________________________________________________________ Способ заряжения _______________________________________________________________

Таблица Данные расчета скважинных зарядов Номер веера

Номер скважины

1

2

Интервал Угол наклоДлина Длина заря- Длина недо- Масса зарязаряда, м да, кг замедления, с на, град. скважины, м да, м 3

4

5

6

7

8

49 ПРИЛОЖЕНИЕ 3 МИНИСТЕРСТВО СЕЛЬСКОГО ХОЗЯЙСТВА РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО РЫБОЛОВСТВУ ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ “МУРМАНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ” Апатитский филиал Кафедра горного дела

Контрольная работа (Курсовой проект)

По дисциплине__________________________________________________________ _______________________________________________________________

Тема___________________________________________________________ _______________________________________________________________

Автор: студент гр._________ _________________ /_______________/ (шифр)

(подпись)

(Ф.И.О.)

Оценка:_________________ Дата: ___________________ Проверил Преподаватель______________/_______________/____________ (должность)

(подпись)

Апатиты 2006

(Ф.И.О.)