Схема и порядок подготовки к очистной выемке

9.3 Схема и порядок подготовки к очистной выемке

Подготовка блока 1 Центральной залежи к очистной добыче производится следующим образом:

С кровли штрека 13 14 горизонта ведут проходку скреперного орта 2. из скреперного орта 2 проходят вентиляционный штрек для сбойки со скреперным ортом 1 панели 24. Затем из соединительного орта панели 24 Центральной залежи ведут проходку скреперного орта 1 , который сбивают с вентиляционным штреком 1.

После подключения скреперных ортов 1 и 2 к общешахтной схеме проветривания приступают к проходке нарезных выработок. Проходят ниши, дучки и сбивают их буровыми камерами. После проходки буровых камер осуществляют проходку просечек и отрезных восстающих. Из буровой камеры 11 панели 24 ведут проходку просечки 5 и отрезного восстающего 5, а также расширяют ходовую сбойку буровой камеры 11 панели 24 под буровую камеру и здесь же проходят буровую камеру 9.

Из орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 13, просечку 7, отрезной восстающий 8 и буровую камеру 14.

Скреперный штрек 4 панели 20 расширяют под просечку 6 и проходят буровые камеры 12, 16.

С почвы орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 11 и аналогично со штрека 14 13 горизонта проходят буровую камеру 15.

Со скреперного штрека 14 панели 17 ведут проходку буровой камеры 10 и рядом с ходовым восстающим 3 панели 24 проходят нишу ходового восстающего и затем осуществляют проходку ходового восстающего до сбойки с лебедочным штреком блока 4. На уровне Z=545,5 м из ходового восстающего проходят буровую камеру 17.

Из вентиляционного восстающего 14 13 горизонта на уровне Z=541,5 м осуществляют проходку буровой камеры 18 и буровой камеры 19.

Подробная очередность проходки указана в графике организации работ (таблица 5).

9.4 Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ

Рудный массив блока 1 Центральной залежи разбуривается станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, сетка расположения скважин 2,9х3,0 м диаметр 130мм.

Для определения линии наименьшего сопротивления взрывных скважин пользуемся формулой:

W = Ö(pd²100g_ВВK_з)/(4g₀g_pm) (53)

где W – ЛНС (м);

d – диаметр скважины (см);

g_ВВ – плотность ВВ (г/см³);

К_з – коэффициент, показывающий, какая часть общей длины скважины заполняется ВВ;

g_p – объемный вес отбиваемой руды (т/м³);

g₀ – удельный расход ВВ на первичную отбойку (величина, характеризующая энергоемкость разрушения данной породы взрывом) (г/т);

m – коэффициент сближения скважин в ряду.

При известных в практических условиях показателях величины заряда ВВ в 1 п.м. скважины вышеуказанная формула примет более упрощенное выражение:

W = ÖQ/(g₀gm) (54)

где Q – количество ВВ, вмещаемое на 1 п.м. скважины (кг/м);

g₀ – удельный расход ВВ на отбойку (кг/т)

g₀ = (0,800-g_в)(DfDgDeDd/Db); (55)

g– объемный вес отбиваемой руды (т/м³);

m – коэффициент сближения скважин в ряду.

W = ÖQDb/((0,800-g_в)(DfDgDeDd/Db)gm) (56)

Отбойка руды крепостью f = 16¸17 производится скважинами диаметром 130 мм, g = 2,8 т/м³, кондиционный кусок – 400мм, коэффициент сближения скважин m = 1. Вместимость ВВ (игданит) в скважине Q = 15,0 кг/м.

W = Ö15 /(0,7_*2,8_*1) = 2,9м

Таблица 6 – Схема расположения скважин

Общий расход ВВ определяется по формуле:

Q₁ = L_зарg (57)

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

L_зар – 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.