- •Содержание
- •1 Годовая производительность рудника 5
- •Введение
- •1 Годовая производительность рудника
- •1.1 Определение годовой производительности рудника
- •Классификация шахтных полей по размерам приведена в таблице 1.1
- •Годовое понижение очистной выемки (м) определяют из выражения
- •1.2 Примеры
- •Тогда годовая производительность рудника не должна превышать
- •2 Вскрытие рудных месторождений
- •2.1 Выбор места заложения основных вскрывающих выработок
- •VII и VIII этажи
- •Место расположения основной вскрывающей выработки по простиранию определится из условия
- •2.2 Примеры
- •2.3 Выбор способа вскрытия
- •2.4 Примеры
- •3.1 Расчет размеров камер и целиков
- •Фактор № 1
- •Фактор № 6
- •По критерию устойчивости массивы горных пород разделяют на пять классов (таблица 3.1).
- •Ширину ленточного целика (м) определяют по формуле
- •3.2 Примеры
- •3.3 Расчет размеров обрушаемых участков
- •Для участка с размерами а и b
- •3.4 Примеры
- •4 Подготовка шахтных полей к очистной выемке
- •4.1 Выбор схемы расположения подготовительных выработок
- •Продолжительность отработки этажа по формуле (1.12) составит
- •4.2 Планирование объемов подготовительных и нарезных работ
- •4.3 Примеры
- •4.4 Проектирование организации работ при проведении подготовительных и нарезных выработок
- •При выборе состава проходческой бригады сначала определяют максимальное число рабочих в сутки по формуле
- •При расчете определяют минимальный срок выполнения подготовительно- нарезных работ в добычном участке (блоке) при максимальной численность проходческой бригады.
- •4.5 Примеры
- •Утверждаю
- •190340 – Пайдалы қазбаларды жер астында игеру мамандығының студенттеріне тәжірибелік жұмыстарын орындауға арналған әдістемелік нұсқаулар
По критерию устойчивости массивы горных пород разделяют на пять классов (таблица 3.1).
Значение Q |
Характеристика горных пород |
Класс |
<1 |
Весьма неустойчивые |
I |
1—5 |
Неустойчивые |
II |
5—10 |
Среднеустойчивые |
III |
10—100 |
Устойчивые |
IV |
100—500 |
Весьма устойчивые |
V |
Значения показателей К1—К6 приведены ниже.
Выход керна длиной 100 мм и более |
К1 |
Весьма низкий |
0—25 |
Низкий |
25—50 |
Средний |
50—75 |
Высокий |
75—90 |
Очень высокий |
90—100 |
Расчлененность массива горных пород |
К2 |
Нет нарушений или отдельные случайные трещины |
0,5—1 |
Одна система трещин |
2 |
Одна система трещин и случайные трещины |
3 |
Две системы трещин |
4 |
Две системы трещин и случайные трещины |
6 |
Три системы трещин |
9 |
Три системы трещин и случайные трещины |
12 |
Четыре и более систем трещин на небольших расстояниях друг от друга |
15 |
Сильно разрушенная порода |
20 |
Состояние мест нарушений горных пород |
К3 |
Стенки нарушения контактируют или входят в контакт при сдвиге до 10 см: |
|
отдельные не сообщающиеся трещины |
4 |
шероховатые искривленные поверхности нарушений |
3 |
то же гладкие |
2 |
шероховатые плоскости нарушения |
1,5 |
то же гладкие |
1 |
плоскости скольжения |
0,5 |
Нарушенные породы не контактируют, зоны нарушений заполнены глинистыми или зернистыми породами |
1 |
Изменение массива горных пород в зоне нарушений |
К4 |
Стенки нарушения контактируют: |
|
сцементированы прочным водонепроницаемым материалом |
0,75 |
стенки трещин неизменны |
1 |
стенки трещин слегка изменены |
2 |
илистые или песчано-глинистые поверхности |
3 |
нарушение представлено мягким заполнителем с малым трением |
4 |
Стенки нарушений контактируют при сдвиге менее 10 см: |
|
заполнитель песчаный без глины |
4 |
заполнитель из уплотненной, неразмягчаемой глины |
6 |
заполнитель из размягченной глины |
8 |
заполнитель из разбухающей глины |
8—12 |
Стенки нарушений не контактируют при сдвиге: |
|
зернистый заполнитель |
6 |
заполнитель зернистый и глинистый |
8—12 |
неразмягчаемый заполнитель |
5 |
зоны с глинистым заполнителем |
10—20 |
Гидрогеологические условия |
К5 |
Выработки сухие или с малым притоком воды (менее 5 л/мин) при давлении менее 0,1 МПа |
1 |
Средний приток воды (давление 0,1—0,25 МПа) |
0,66 |
Большой приток воды (давление 0,25-1 МПа): |
|
без выноса заполнителя |
0,5 |
с выносом заполнителя |
0,33 |
Весьма большой приток воды (давление более 1 МПа): |
|
прекращается после взрывных работ |
0,2—0,1 |
не прекращается |
0,1—0,05 |
Нарушенность массива горных пород |
К6 |
Выработка пересекает зоны нарушений: |
|
частые зоны нарушений с глинистым заполнителем |
10 |
единичные зоны нарушений с глинистым заполнителем |
2,5 |
частые зоны нарушений в крепких породах |
7,5 |
единичные зоны нарушений в крепких породах |
2,5 |
зоны нарушений в разрушенной породе |
5 |
Выработка в ненарушенном массиве горных пород: |
|
σ' >200; σ">13 – низкое напряженное состояние |
2,5 |
σ' = 20010; σ" = 130,66 – среднее напряженное состояние |
1 |
σ' = 105; σ" = 0,660,33 – высокое напряженное состояние |
0,5—2 |
σ' = 52,5; σ" = 0,330,16 – выбросы горных пород |
5—10 |
σ' < 2,5; σ" < 0,16 – горные удары |
10—20 |
σ' = σсж / σ1; σ" = σр / σ1
где σсж и σр – пределы прочности пород соответсвенно при сжатии и растяжении;
σ1 – максимальное главное нормальное напряжение.
Назначение и продолжительность службы выработки оцениваются коэффициентом К7, значения которого приведены ниже.
Временные горные выработки |
3—5 |
Постоянные горные выработки |
1,6 |
Камеры околоствольных дворов и склады |
1,3 |
Камеры на весь период работы рудника |
1 |
Максимальный неподдерживаемый пролет выработки рассчитывается по формуле
А = А0 К7 (3.6)
где А0 – базовый пролет выработки (при К7 = 1), определяемый из графика (рисунок 3.3).
Величина А может быть приближенно определена из выражения
А = 2 К7 Q0,44 (3.7)
Между критериями ЮАС и НГИ установлена корреляционная зависимость в виде
Y = 9ln Q + 44 (3.8)
откуда
(3.8
а)
Величина максимального неподдерживаемого пролета в этом случае может быть приближенно рассчитана по формуле
А = 2Q0,66 (3.9)
Рисунок 3.3 – Зависимость базового пролета Ао от критерия устоичивости пород Q
В основу приближенного расчета размеров целиков положенметод акад. Л.Д. Шевякова со следующими допущениями: нагрузка на целик равна полной массе поддерживаемого этим целиком столба пород до земной поверxности, распределение нагрузки по поперечному сечению целика равномерное, целик работает в упругом режиме, размеры камер известны, залегание рудного тела гозризонтальное или пологое.
Ширину ленточных целиков (рис. 3.4) определяют по формуле
(3.10)
где А — ширина камеры, м;
Н — мощность налегающих пород, м;
σсж— предел прочности целика при сжатии, МПа;
k =23 — запас прочности целика;
h – высота целика (мощность рудного тела), м;
γ — плотность налегающих пород, т/м3;
γ1 —плотность руды в целике, т/м3.
Ширину изолированных целиков (рисунок 3.4) определяют по формуле
(3.11)
где L/а — должно быть задано.
В работе [34] за основу расчета размеров целиков принимают методику академика Л.Д. Шевякова с некоторыми изменениями.
