Общий расход ВВ определяется по формуле:

Q1 = Lзарg (57)

где d = 15,0 кг/п.м. – количество ВВ, вмещающееся в 1 п.м. скважины диаметром 130мм;

Lзар – длина скважин, подлежащих зарядке.

Q1 = 6888*15,0 = 103320 кг

Расход ВВ на 1 тонну руды составляет:

Q = Q1/Д (58)

где Д – товарная руда.

Q = 103320/106676 = 0,9 кг/т

Выход руды с 1 п.м. скважин:

Q = Д/L (59)

где L – общая длина скважин.

Q = 106676/10039 = 10,6 т/п.м.

9.5 Очередность отбойки руды

Отбойку рудного массива блока 1 Центральной залежи производят следующим образом:

В первую очередь производят отработку рудного массива компенсационных камер 1 и 2 следующим образом:

На отрезной восстающий 2 взрывают скважины просечки 2. Затем ведут проходку отрезного восстающего 6 методом взрыва глубоких скважин и далее взрывают скважины просечки 6 на отрезной восстающий 6 расположенные восточнее отрезного восстающего. Затем производят взрыв скважин, пробуренных из буровой камеры 16. В результате чего образуется отрезная щель.

Аналогично ведут одновременное развитие отрезной щели просечки 3 и просечки 7.

На отрезной восстающий 3 взрывают порядно скважины просечки 3. Затем на отрезной восстающий 7 и на отрезной восстающий 8 взрывают скважины просечки 7, расположенные западнее отрезных восстающих и скважины, расположенные под отрезным восстающим 8.

Далее взрывают два веера скважин, расположенных восточнее отрезных восстающих и веера скважин буровой камеры 14. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин просечки 7.

На отрезную щель просечки 2 и просечки 6 взрывают порядно скважины буровой камеры 4, буровой камеры 6, буровой камеры 12 и скважины, пробуренные из ходка скреперного штрека 5 блока 4.

Только после этого ведут развитие отрезной щели просечки 1 и просечки 5 следующим образом:

На отрезной восстающий 5 взрывают скважины просечки 5, находящиеся западнее отрезного восстающего 5, два веера скважин, находящихся восточнее отрезного восстающего 5. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин и просечек 5 и 1.

Затем ведут отработку руды компенсационных камер 1 и 2. На полученные отрезные щели ведут порядный взрыв скважин пробуренных из буровой камеры 1, буровой камеры 2, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 7, буровой камеры 8, скважин, пробуренных из орта 3 13 горизонта, буровой камеры 12, буровой камеры 13.

После взрыва и полного выпуска руды компенсационных камер 1 и 2 приступают ко второй очереди отработки, т.е. отрабатывают руду временных целиков путем массового взрыва скважин буровой камеры 9, ходовой сбойки панели 24, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 1, буровой камеры 2, просечки 1, просечки 4, буровой камеры 10, буровой камеры 11, буровой камеры 15, орта 3 13 горизонта, буровой камеры 17, буровой камеры 18, буровой камеры 19, лебедочный штрек скреперных штреков 1, 2, 3 блока 4.

9.6 Компенсационная камера

Расчет коэффициента компенсации:

K = (Vц+Vкк+Vгв)/Vц ³ 1,3 (60)

где Vц – объем взрываемых целиков

Vц1 = 15456 м3 и Vц2 = 6636 м3;

Vкк – объем компенсационных камер

Vкк1 = 8023 м3 и Vкк2 = 9758 м3;

Vгв – объем горных выработок в обрушении

Vц1 = 186 м3 и Vц2 = 6636 м3;

Kр = 1,3 – коэффициент разрыхления руды.

Для компенсационной камеры 1:

К1 = (15456+8023+186)/15456 = 1,5 ³ 1,3

Для компенсационной камеры 2:

К2 = (6636+9758+170)/6636 = 2,5 ³ 1,3

Расчет допустимой ширины компенсационной камеры производится по формуле доктора технических наук профессора Г.М. Малахова:

m = 0,8 Ö(74100fhn)/(0,13t2+0,24t+9,4)H1,142 (61)

где hn – толщина потолочины hn1 = 13 м и hn2 = 14 м;

f – коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова (f=12);

t – продолжительность обнажения потолочины (6 месяцев);

H – глубина разработки (363 м).

Для компенсационной камеры 1:

m = 0,8 Ö(74100*12*13)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142 = 17,6 м

Для компенсационной камеры 2:

m = 0,8 Ö(74100*12*14)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142 = 18,3 м

Проектная ширина компенсационной камеры составляет 12 17 м и не превышает допустимой ширины. Согласно произведенного расчета, обрушение потолочины компенсационной камеры в течении 6 месяцев не произойдет.

9.7 Способы и средства механизации подготовительных, нарезных и очистных работ

При проходке подготовительных и нарезных выработок для бурения

шпуров применяются перфораторы на пневмоподдержках типа ПП-54В, телескопные ПТ-48.

Для местного проветривания выработок служат вентиляторы местного проветривания типа СВМ-6, ВМ-5, ВМ-6.

Уборку взорванной горной массы осуществляют с помощью лебедок типа 55ЛС-2СМ и 30ЛС-2.

Для подъема материалов и оборудования по ходовым восстающим применяются пневмолебедки типа ШВ-710х0,35П.

Рудный массив разбуривается станками пневмоударного бурения ЛПС-3У. Заряжение шпуров и скважин производится механизированным способом с помощью пневмозарядчиков ЗП-2, «Ульба-400», «Ульба-400МИ».

Транспортировка руды по откаточным выработкам осуществляется в вагонах типа ВГ-2,2 и УВБ-2,5 электровозами К-14, К-10, EL-5/0,4.

Отбитая руда самотеком поступает через выпускные дучки в скреперные орты 1, 2 и скреперными лебедками доставляется к скреперному полку, где загружается в вагоны.

9.8 Схема и расчет проветривания подготовительных, нарезных и очистных работ

Проветривание забоя в период проходки осуществляется ВМП типа СВМ-6 нагнетательным способом. Воздух в забой подается вентиляционными трубами диаметром 400 мм.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горно-подготовительных работ:

При проходке скреперного орта 2, вентиляционного штрека:

По людям:

Qзаб = kgn (62)

где k – коэффициент запаса (1,0);

g – нормативное количество воздуха на 1 человека (0,1);

n – наибольшее число людей, находящихся в забое (4).

Qзаб = 1,0*0,1*4 = 0,4 м3/с

По пылевому фактору:

Qзаб = Ib1/(n-nвх) (63)

где I – интенсивность пылевыделения, уборка ЛС (3 мг/с);

b1 – коэффициент, учитывающий снижение пылевыделения при применении средств гидрообеспыливания;

n – ПДК пыли на рабочем месте (2 мг/м3);

nвх – запыленность воздуха входящей струи = 0,3n = 0,6 мг/м3.

Qзаб = 3*0,5/(2-0,6) = 1,07 м3/с

По газовыделению при взрывных работах:

При проветривании горизонтальных выработок:

Qзаб.1 = 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр (64)

где t – время проветривания забоя (1800 с);

A – масса одновременно взрываемого ВВ (20 кг);

b – газовость данного типа ВВ (90л/кг);

V – объем загазованных выработок, м3;

Кобв – коэффициент обводнения (0,9);

Кут.тр. – коэффициент утечки трубопровода (1,07).

Qзаб.1 = 2,25/1800*3Ö(28*90*5162*0,9)/1,072 = 1,01 м3/с

V = Vсо2+VЛС+Vв р-не полка+Vвент.ш.1+VНЛС+Vн.х.д.1 (65)

При проветривании вертикальных выработок:

Qзаб.2 = (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр. (66)

где t – время проветривания забоя (1800 с);