Автор работы: Пользователь скрыл имя, 14 Декабря 2011 в 22:29, курсовая работа
Подземная разработка твёрдых полезных ископаемых, совокупность работ по вскрытию, подготовке месторождения и выемке полезного ископаемого (руд, нерудных полезных ископаемых и углей). Иной технологией отличается П. р. при помощи буровых скважин (например, при подземном выщелачивании. Вскрытие осуществляют вертикальными и наклонными шахтными стволами или штольнями.
1. Исходныеданные………………………………………………..……...…………….....3
2. Введение…………………………………………………………..………………….…..4
2.1 Выбор и расчёт наиболее рациональной системы разработки для отработки блока…………………………………………………………………………............5
2.2 Характеристики камерной системы с подэтажной отбойкой………...........6
3. Процессы очистных работ……………………………….………………...….……..8
3.1. Выбор способа подготовки основного горизонта………………………..……8
3.2. Выбор конструкции днищ блока……………………………………………………8
3.3. Конструкция бурового горизонта.………………………….………………..….10
3.4. Параметры блока………………………………………………………………...…10
4. Распределение запасов блока по стадиям работы…………………………….12
5. Потери и разубоживание руды………………………………………………...……13
6. Выбор бурового оборудования………………………………………………………14
7.Отбойкаруды………………………………………………………………….………...16
7.1.Расчет параметров взрывнойотбойки………..…………………………..…....16
8. Выпуск, погрузка и доставка руды…………………………………..…...…...…...19
8.1. Выбор способа перемещения и выпуска руды…………………………...........19
9. Противопожарная профилактика………………………………………………...22
Литература……………………………………………………………...…….………...23
6. Выбор и расчёт производительности бурового оборудования
Проходческий комплекс заключает буровое оборудование, погрузочное и доставочное оборудование.
Для проходки всех горизонтальных выработок используют буровую установку СБКН -2П на гусеничном ходу с двумя перфораторами и погрузочно-доставочную машину.
Для проходки блокового восстающего проходят комплекс КПВ1 и ПД3.
Для проходки отрезного восстающего буровой станок НКР- 100М и ПД3.
Для проходки коротких вертикальных выработок дучек – телескопный перфоратор ПТ-36, ПД3.
При подсечке камеры принимают буровую установку Simba 22 со сменной производительностью Pв = 120м/см. Диаметр скважины d =75мм. Для доставки руды ПД3.
По условию необходимого диаметра выбираю станок ударно - вращательного бурения. Исходя из глубины скважин, принимаю НКР – 100М (П – 175). Для дробления использую пневмоударник М48, средняя скорость бурения которого примерно на 3-5% больше( при прочных равных условиях)
В породах с f = 10, относятся к XV – XVI категории буримости ( по шкале ЕНВ-80). Для расчета принимаю XVI категорию.
В XVI категории основное(чистое) время бурения одной скважины d=105мм бурильном станком НКР – 100М с пневмоударником М – 48 состовляет: при угле наклона a = 65 – t0 = 31,68 мин/м
Сменная эксплуатационная производительность бурового станка ударно вращательного бурения , м/смену:
где T – продолжительность смены = 360мин;
t0 – затраты основного времени на бурение 1 м скважины = 31,68мин;
tв - время на выполнение вспомогателых операций на 1 м скважин,мин/м
где Р - число опусканий и подъёма бурового инструмента = 0,23;
t1 – время спуска и подъёма буровых штанг,равное = 0,577 мин;
t2 – время замены коронки = 2.2 мин;
t3 – время наращивания одной штанги, при a = 80= 1,728
h – длина штанги = 1,2м;
t4 – время на переход очередной скважины с забуриванием = 17,1 мин;
t5 – время промывки и продувки скважин = 2,17 мин;
Н – глубина скважин,средняя глубина =22,3 м;
Kот = 1,05;
Км – коэффициент увелечения нормы выработки= 1,0;
t п.з – подготовительно заключительные операции = 40 мин;
t л.м = 10 мин;
7.
Отбойка руды
Под отбойкой руды понимают отделение части руды от массива с одновременным дроблением её на куски.
Требования к отбойке руды:
- безопаснизвлечения рудыость работ, особенно при взрывной отбойке.
-
минимальные материально-
- хорошее качество отбойки.
Бурение веерных скважин производится из буровых подэтажных выработок штреков, ортов, пройденных через 10-20 м по всоте этажа. Диаметр скважин 75-100 мм. Выпуск руды - торцевой или донный (воронки) на откаточный горизонт. Для поддержания очистного пространства, восстающих оставляют межкамерные целики (шириной не менее 6 м), а для поддержания выработок вентиляционного и откаточного горизонта - межэтажные целики.
Отбойка ведётся обычно веерными скважинами, при веерной отбойке более неравномерное дробление руды, зато меньше нарезных выработок).
При горизонтальной мощности залежи до 25-30 м (расстоянии е между откаточными ортами или штреками) камеры располагают по простиранию. Руда отбивается обычно вертикальными слоями (прирезками) на всю высоту камеры, или горизонтальными прирезками на всю длину камеры из буровых камер (восстающих). При отбойке вертикальными прирезка-
ми потолочина камеры обнажается по мере извлечения руды, при отбойке горизонтальными прирезками - лишь при выемке последнего в камере верхнего слоя.Отбойка вертикальных слоев ведётся веерными или параллельными обычно нисходящими скважинами диаметром 75-105 мм из буровых штреков или ортов, расположенных в потолочине камер.
Так по заданию крепость пород равна 10, то принимаю взрывную отбойку скважинными зарядами (веерная).
7.
Расчет параметров взрывной
отбойки
Скважинная отбойка.
Рассчитываю параметры взрывных работ при веерном расположении скважин для отбойки слоя на зажатую среду при одной обнажённой плоскости . Слой высотой h= 22,3 м и шириной B = 10 м с коэффициентом крепости f = 10 отбивается гранулитом АС АС – 8Б с работоспособностью 360 – 380 . Скважины диаметром d = 105 мм бурят из выработки сечением 3×3м, расположенный на границе блока в нижней части. Расстояние между трещинами lтр = 0,9м, необходимый размер кондиционного куска в = 0,55. Так как руды устойчивые монолитные принимаю эталонный расход для аммонита №6 ЖВ и определяю удельный расход для гранулита АС – 8Б q , по формуле:
q= qо*е*ктр*ку*кзар*красп*кd,
где qо –теоретический удельный расход ВВ(зависит от крепости руды, таблица1);
Таблица 1.
f | 6-8 | 8-10 | 10-12 | 12-14 | 14-16 | 16-18 | 18-20 |
q, кг/м3 | 0,4-0,5 | 0,5-0,6 | 0,6-0,7 | 0,7-0,9 | 0,9-1,0 | 1,0-1,3 | 1,2-1,3 |
е- коэффициент относительной работоспособности ВВ=1;
ктр– коэффициент, учитывающий трещиноватость руды:
где lтр- расстояние между трещинами = 0,9;
в- необходимый размер кондиционного куска = 0,55;
К у– коэффициент, учитывающий условия отбойки =1,0;
кзар– коэффициент, учитывающий способ заряжания скважин=0,9;
красп – коэффициент, учитывающий схему расположения скважин1,25;
кd – коэффициент учитывающий диаметр заряда=1;
q= 0,88*1*1,1*1,25*1*0,9*1= 1,09 .
Рассчитываю вместимость 1м скважины и Л.Н.С. при коэффициенте сближения зарядов m= 2.8
Расстояние между скважинами в веере вдоль периметра слоя (между концевыми частями зарядов) м:
Необходимая масса всех зарядов для рыхления слоя Q,кг:
Q= 10*1,5*22,3*1,09 = 364 кг.
Необходимая длина всех скважинных зарядов Lз, м:
Lз = 364,605/7,8 = 47 м.
В масштабе намечаю расположение скважин, графически определяю длины зарядов и забойки согласно расчетам выше, результат свожу в таблицу 2:
Таблица 2
Номер
скважины |
Длина
Скважины L, м |
Длина
забойки,м |
Длина
заряжаемой части Lз,м |
Масса
Заряда Qф,кг |
1
2 3 4 5 |
8,2
11,4 19,4 22,8 20,3 |
2,8
6,8 2,8 11,8 2,8 |
5,4
4,6 16,6 11 17,5 |
42,1
35,9 129,5 85,8 136,5 |
∑ | 82,1 | 27 | 55,1 | 429,8 |
Выход руды с 1 м скважины V1, :
V1 = 10*1,5*22,3/82,1=4 .
Выход руды с 1 м заряда V2,
Информация о работе Вскрытие и подготовка местрождений полезных ископаемых