Приклад виконання креслення

Контрольні запитання

1. Що таке корисна копалина, родовище корисних копалин, форми та елементи залягання покладу? Як вони поділяються за кутом падіння, за потужністю? Що відноситься до елементів залягання, та що визначають за елементами залягання?

2. Що таке зони зсуву та обвалення і які причини їх утворення. Які відмінності між зонами зсуву та обвалення? Показати на кресленні зони зсуву та обвалення на всіх проекціях

3. Показати на кресленні на всіх проекціях: сам поклад, лінії лежачого та висячого боків, пусті породи лежачого та висячого боків, потужність покладу (нормальну та горизонтальну), довжину простягання покладу, лінії падіння та простягання покладу, а також напрямок навхрест простягання покладу.

ЛАБОРАТОРНА РОБОТА №2

 

Тема роботи: Визначення місця закладання головної розкриттєвої виробки навхрест простягання та за простяганням покладу. Вибір площі перерізу основних відкотних виробок.

Мета роботи: Навчитися визначати місце закладання головної розкриттєвої виробки у двох напрямках

Порядок виконання роботи

Рис.2.1 Схеми визначення зон зсуву порід, що вміщують поклад

Місце закладання головної розкриттєвої виробки визначається відносно рудного тіла за простяганням та навхрест простягання.

Для охорони стволів шахт поверхневих споруджень на весь термін існування шахти їх необхідно розташовувати за зонами зсуву вміщуючих порід, межі котрих на кресленні відбудовують на повну глибину розробки родовища. Кути зсуву вмішуючих порід приймаються з «Правил охорони споруджень та природних об’єктів від шкідливого впливу підземних гірничих робіт» (у роботі вони задаються з вихідними даними). Ствол шахти на розрізі навхрест простягання треба розташовувати за зоною зсуву та бермою безпеки, яка дорівнює 50м. Якщо ствол шахти перетинає родовище, то його охороняють ціликами.

 

За простяганням головну розкриттєву виробку треба розташовувати по центру ваги рудних тіл, щоб витрати (робота) по транспортуванню корисної копалини до ствола були найменшими.

Місце розташування основної розкриттєвої виробки за простяганням визначається із умови (за акад. Л.Д. Шевяковим), м²:

, (1.6)

де , – сума розрахункових рудних площ горизонтів, відповідно, зліва та справа від осі розташування ствола (штольні), м²; – сумарна розрахункова рудна площа, м²:

, (1.7)

де S ₁, S ₂, S ₃… S_n – площа рудних тіл 1, 2, 3... n відкотних горизонтів, м²:

, (1.8)

де , , … – площа рудного тіла 1-го горизонту в маркшейдерських осях 0-1, 1-2, 2-3…9-10, м²:

, (1.9)

,

де l _0-1, l _1-2 – довжина рудного покладу в маркшейдерських осях, відповідно, 0-1 та 1-2,м.

Порядок розв’язування задачі:

1) рудні горизонти суміщають на одному плані з маркшейдерськими осями (0, 1, 2... n) та поділяють на ділянки за простяганням (0-1, 1-2, 2-3 і т.д.) (рис. 2).

2) рудні площі S_і (і = 0, 1, 2, 3... n) на кожній з ділянок вимірюють для кожного горизонту та визначають згідно формули (1.8);

3) будують графік зростання розрахункової рудної площі за простяганням родовища;

4) розташування основної розкриттєвої виробки СС на графіку (рис. 2.3) відповідає ординаті кривої АВ із значенням .

Оптимальне розташування основної виробки буде у межах FЕ, так як межа допустимої похибки складає ±5%.

Площа перерізу головних рудопідйомних та вентиляційних стволів, а також їх кількість залежить від річної потужності шахти, глибини розробки, провітрювання та способу підйому на поверхню.

Вентиляційні стволи у діаметрі приймаються на 0,5-1,5м меншими, ніж головні підйомні. При цьому один з вентиляційних стволів обладнується клітьовим підйомом для допоміжної мети з відповідним руддвором.

 

 

Рис. 2.2. Схема розташування рудних площ на основних горизонтах.

 

 

 

Рис. 2.3. Графік до визначення розташування головної

розкриттєвої виробки за простяганням покладу.

Література для самостійного опрацювання роботи:

[1], с. 10-13; [2] с. 4-6; [3], с. 34-36, 38-54, 75; [5], с. 7-8; [6], с. 199-208.

 

ЛАБОРАТОРНА РОБОТА №3

 

Тема роботи: Проектування схеми розкриття РКК вертикальним стволом у лежачому боці покладу. Підготовка покладу основними відкотними виробками.

Мета роботи: Навчитись виконувати вибір схеми розкриття родовища та схеми підготовки основного відкотного горизонту

Порядок виконання роботи

1. Вибрати, обґрунтувати та накреслити схеми розкриття і підготовки родовища. Вказати на переваги та недоліки вибраних схем розкриття родовища і підготовки відкотного горизонту.

2. Скласти перелік розкриттєвих та підготовчих виробок графічним способом, визначити їх довжину. Результати розрахунків занести в табл.2.

 

 

Таблиця 2.

Розкриттєві виробки
Найменування	Кількість	Довжина, м
Головний вертикальний ствол
Вентиляційний ствол
Головний квершлаг гор.1
Головний квершлаг гор.2
Головний квершлаг гор.3 …..
Вентиляц. квершлаг
Усього:		Σ L
Подготовчі виробки
Найменування	Кількість	Довжина, м
Відкотний штрек лежачого боку
Відкотний штрек висячого боку
Орти-заїзди
Блокові підняттєві
		Σ L

 

 

Таблиця 3.

№ вар.	Глибина розповсюдження, Нр, м	Товщина наносів, Н0, м	Глибина залягання, Нз, м	Довжина за простяганням, L, м	Горизонтальна потужність, Мг, м	Об’ємна вага руди, gр, т/м3	Кут падіння покладу, α, град	Кути зсуву порід, град.	Кути схилення торців, d, град.	Річне пониження робіт, hр, м	Втрати руди, В, долі од	Засмічення руди, З, долі од
лежачого боку, g	висячого боку, b
						3,7				100/80		0,05	0,03
						3,5				100/95		0,13	0,08
						3,5				80/85		0,13	0,11
						3,7				100/95		0,14	0,09
						3,6				85/80		0,14	0,12
						3,6				85/95		0,14	0,12
						3,4				95/90		0,12	0,09
						3,3				90/85		0,16	0,11
						3,5				80/95		0,15	0,10
						3,5				95/100		0,13	0,10
						3,4				85/95		0,14	0,11
						3,3				90/80		0,15	0,11
						3,3				90/95		0,14	0,11
						3,4				95/100		0,12	0,10
						3,6				85/95		0,06	0,04
						3,4				95/90		0,11	0,08
						3,4				85/95		0,11	0,08
						3,3				90/95		0,15	0,12
						3,4				95/85		0,11	0,06
						3,4				95/80		0,13	0,10
						3,5				85/100		0,12	0,09
						3,6				90/85		0,10	0,07
						3,7				85/90		0,15	0,10
						3,7				80/100		0,05	0,04
						3,3				90/100		0,15	0,11
						3,4				95/85		0,12	0,10
						3,5				100/90		0,13	0,09
						3,6				95/100		0,12	0,09
						3,4				100/85		0,13	0,10

ЛАБОРАТОРНА РОБОТА №4

 

Тема: Визначення параметрів буропідривних робіт та показників ефективності відбійки».

Мета: Ознайомитися з основними схемами відбійки руди глибокими свердловинами та навчитися розраховувати основні параметри буропідривних робіт та показники ефективності відбійки.

 

Порядок виконання роботи

1. По плакатам і кресленням вивчити основні схеми відбійки руди глибокими свердловинами.

2. У вибраному масштабі згідно вихідних даних (табл. 4) викреслити у 3-х проекціях очисний блок.

3. Для заданих умов розрахувати параметри буропідривних робіт.

Визначення параметрів буропідривних робіт будемо здійснювати за методикою докт. техн. наук, проф. Ю.П. Капленка.

Показник вибуховості гірських порід в залежності від їх міцності визначаємо за формулою:

, (2.1)

де f – коефіцієнт міцності руди за шкалою проф. М.М. Протодьяконова.

Приблизне значення С_о для порід різної міцності складає:

f
С 0	45,16	40,60	36,87	33,81	31,31	29,26	27,58	26,20	25,08	24,16	23,05	22,79

 

Лінія найменшого опору (ЛНО) визначається за формулою, м:

, (2.2)

де k_н = 0,9…1,0 – коефіцієнт неоднородності масиву; d_з – діаметр заряду, м; ρ_ВР = 1 г/см³ – щільність заряджання вибухової речовини (ВР); η = 1 – коефіцієнт роботоздатності ВР.

Відстань між кінцями свердловин визначається з виразу, м:

, (2.3)

де – коефіцієнт зближення свердловинних зарядів, долі од.

Визначення величини лінії найменьшого опору при відбійці міцних руд пучками паралельно-зближених свердловин здійснюються за формулою, м:

, (2.4)

де n – кількість свердловин у одному пучку (від 2-3 до 7-8 штук).

4. Згідно визначених параметрів БВР викреслюємо задану схему розбурювання масиву.

Приклади розташування свердловин в залежності від схеми розбурювання масиву приведені на рис. 2.1-2.3.

5. Графічним способом визначаємо довжину свердловин, які вибурені в одному шарі, а також обчислюємо їх загальну довжину при обваленні блоку за формулою, м:

, (2.5)

де – довжина свердловин у шарі, м; N – кількість шарів руди, яка відбивається.

6. Визначаємо вихід руди з 1м свердловини, т/м:

, (2.6)

де L_к – довжина камери (масиву), м; М_г – горизонтальна потужність покладу, м; Н – висота камери (масиву), м; γ_р – питома вага руди, т/м³.

7. Визначаємо загальні та питомі витрати ВР на відбійку руди за формулами:

, кг, (2.7)

де k_з – коефіцієнт заряджання свердловин (k_з = 0,85-0,9 – при відбійці паралельними свердловинами, k_з = 0,75-0,8 – при відбійці руди віялами свердловин), долі од.; δ – місткість ВР в 1м свердловини (δ = 5,7кг/м при d_з = 85 мм; δ = 8,6 кг/м при d_з = 105 мм), кг.

, кг/т, (2.8)

 

Рис. 2.1. Відбійка вертикальними віялами свердловин.

Рис. 2.2. Відбійка горизонтальними віялами свердловин (а) та горизонтальними паралельними свердловинами (б).

Рис. 2.3. Відбійка вертикальними пучками паралельно-зближених свердловин.

Таблиця 4.

№ вар.	Схеми відбійки руди	Горизонтальна потужність покладу Мг, м	Кут падіння покладу α, град	Довжина камери (масиву) Lк, м	Висота камери (масиву) Hк, м	Коефіцієнт міцності руди fр	Діаметр свердловини (заряду) dз, м	Питома вага руди γр, т/м3
	Вертикальними віялами глибоких свердловин						0,085	3,3
						0,085	3,4
						0,105	3,5
						0,105	3,6
						0,105	3,7
						0,105	3,8
	Горизонтальними віялами глибоких свердловин						0,085	3,3
						0,085	3,4
						0,105	3,5
						0,105	3,6
						0,105	3,7
						0,105	3,8
	Горизонтальними паралельними глибокими свердловинами						0,085	3,3
						0,085	3,4
						0,105	3,5
						0,105	3,6
						0,105	3,7
						0,105	3,8
	Вертикальними пучками паралельно-зближених свердловин						0,105	3,8
						0,105	3,7
						0,105	3,6
						0,105	3,5
						0,105	3,4
						0,105	3,3
	Вертикальними віялами глибоких свердловин						0,105	3,5
						0,085	3,6
						0,085	3,7
						0,105	3,8
						0,105	3,4
						0,085	3,5

Література для самостійного опрацювання роботи:

[1], с. 81-88; [2], с. 170-172; [3], с. 79-81; [4], с. 55-64; [5], с. 70-84.

 

Лабораторна робота № 5

Тема: Визначення параметрів фігур випуску та вторинного роз рихлення рівномірно-ущільненої руди

Мета: даної роботи є визначення форми і параметрів фігур випуску та вторинного розрихлення рівномірно ущільненої руди при її випуску із окремого отвору.

Теоретичні основи роботи

Випуск рівномірно розрихленої та рівномірно подрібненої руди із окремих випускних отворів відбувається із об'ємів, близьких за своєю формою до еліпсоїдів обертання. Тому ці фігури одержали назву еліпсоїдів випуску.

По мірі випуску руди, розташованої в контурах еліпсоїда випуску, над випускним отвором утворюється зона вторинного розрихлення, форма якої також дуже близька до форми еліпсоїда. Вказана фігура одержала назву еліпсоїда розрихлення.

У процесі витікання руди над випускним отвором розвивається прогин контакту руди з налягаючими породами. При досягненні пустими породами площини випускового отвору прогин контакту приймає форму воронки, яку називають воронкою випуску. Об'єм воронки випуску V_В менше об'єму еліпсоїда випуску Q_B. З математичної точки зору ці об'єми взаємопов'язані через коефіцієнт вторинного розрихлення. Після закінчення випуску "чистої" руди із випускного отвору випускається суміш руди і породи. Цю суміш називають засміченою рудою.

 

Порядок виконання роботи

1. Зважують дозу засипки Р_Д магнетитової руди достатню для створення в моделі шару руди висотою 5 см і об'ємом V_m.

2. Засипають в модель (рис.1.1) руду шарами висотою по 5 см, розділяючи їх між собою тонкими шарами крейди. Загальна висота засипки руди в модель становить 20-25 см. Загальна висота моделі – 50-60 см.

3. Заповнюють верхню вільну частину моделі шарами кварцового піску, розділяючи їх між собою шарами деревного вугілля. Після заповнення моделі приступають до випуску руди.

4. Відкривають затвор у днищі моделі й випускають першу дозу руди, яка відповідає фігурі випуску висотою 5 см. Зважують її.

5. Зарисовують на передній скляній стінці моделі контури воронки випуску і прогини вище розташованих рудних і породних шарів.

6. З'єднують граничні точки прогину вище вказаних шарів крейди чи вугілля. Контури одержаної таким чином фігури є контурами еліпсоїда розрихлення, який утворився навколо першої фігури випуску.

7. Випускають руду другої і послідуючих доз випуску до приходу налягаючих порід до площини випускного отвору. Аналогічним чином визначають контури відповідних воронок випуску і еліпсоїдів розрихлення.

8. Заміряють параметри воронок випуску: висоту h_в і радіус R_B та еліпсоїдів розрихлення: висоту Н_р, велику піввісь а і малу – b.

Рис. 1.1. Випуск руди із відокремленого отвору дозами, об'єм яких визначається висотою шарів: а – 5см; б – 10см; в – 15 см

Результати дослідження

Одержані результати дослідження заносять в табл. 1.1.

Таблиця 1.1

Висота еліпсоїда випуску hB, см	Радіус воронки випуску RB, см	Висота еліпсоїда розрихлення Hp, см	Мала піввісь еліпс. розрихл. bB, см

Використовуючи результати досліджень з табл. 1.1, викреслюють графіки залежності величини в_р від Н_р (рис.1.2).

Рис. 1.2. Залежність малої півосіі в_р еліпсоїда розрихлення від його висоти Н_р

 

Висновки. На основі проведеного експерименту кожен студент робить самостійні висновки.

 

Лабораторна робота № 6

Тема: Визначення критичної висоти і втрат руди на днищі блоку при рівномірно-послідовному і хаотичному режимах випуску

Мета: В изначення втрат руди в гребнях днища блока при різних режимах випуску – рівномірно-послідовному і хаотичному.

Теоретичні основи

Випуск рівномірно розрихленої і рівномірно подрібненої руди через систему випускних отворів на днищі блоку може проходити, залежно від відстаней між випускними отворами і висоти шару обваленої руди, відособлено для кожного випускного отвору або ж при їх взаємодії. Відособлений випуск характеризується тим, що контури суміжних еліпсоїдів випуску не пересікаються між собою.

При відособленому випуску загальний об'єм чистої руди, видобутої із блока, дорівнює спільному об'єму руди в контурах всіх еліпсоїдів випуску. При взаємодії суміжних фігур випуску одні й ті ж куски руди, що знаходяться в зоні впливу суміжних випускних отворів, переміщуються в сторону тих отворів, із яких проходить у даний момент випуск обваленої руди.

Якщо дози випущеної руди рівні, а випуск їх проводиться строго послідовно з кожного отвору, то такий порядок випуску називають рівномірно-послідовним. У випадку, якщо дози руди, яка випускається, неоднакові та черговість їх випуску довільна, то такий режим називають хаотичним режимом випуску.

При рівномірно-послідовному режимі випуску рівномірно розрихленої руди горизонтальний контакт руди з налягаючими породами поступово переміщується вниз і зберігається до певної висоти. У випадку зменшення цієї висоти еліпсоїди випуску перестають дотикатися один одного (рис. 2.1), після чого подальший випуск руди із кожного випускного отвору буде протікати відокремлено. Висота еліпсоїдів випуску, які дотикаються, починаючи з якої поверхня контакту поступово перетворюється із горизонтальної в хвилясту, називається критичною висотою – h_кр.

 

Рис. 2.1. Схема переміщення лінії контакту руди з налягаючими породами при рівномірно-послідовному (б) і хаотичному (в) режимах випуску: а – контакт руди після завантаження моделі (до початку випуску); 1, 2, 3,..., 29 – черговість випуску руди із отворів;
– пуста порода; – руда

Критична висота залежить від відстані між осями випускних отворів, їхнього діаметра, коефіцієнта розрихлення, фізико-механічних властивостей обваленої руди та інтенсивності випуску. Інтенсивність випуску безпосередньо впливає на коефіцієнт вторинного розрихлення і параметри фігур розрихлення. У загальному випадку зв'язок між критичною висотою і параметрами днища блоку визначається за формулою:

h_кр=К_сп (L - d), (2.1)

де К_сп – коефіцієнт, що залежить від сипучих властивостей руди та інтенсивності випуску; L – відстань між суміжними випускними отворами; d – діаметр отвору.

Після досягнення хвилястою поверхнею контакту площини днища блоку між випускними отворами залишаються гребні не випущеної руди. Об'єм руди в цих гребнях зумовлює загальну величину втрат руди на днищі блока. Втрати руди залежать від висоти гребенів. Із збільшенням висоти гребенів втрати руди збільшуються.

Висота гребенів залежить від сипучих властивостей руди і режиму її випуску. В загальному випадку вона дорівнює:

h_гр=К₁h_кр, (2.2)

де К₁ – коефіцієнт, що залежить від сипучих властивостей руди і режиму випуску.

Порядок виконання роботи

1. У модель, з передньою скляною стінкою, що ділить випускні отвори по осі на дві рівні частини (рис.2.1), загружають на певну висоту рівномірно подрібнену і рівномірно розрихлену руду.

2. Пересипають заповнену частину моделі шаром деревного вугілля або крейди, а потім завантажують модель на повну її висоту матеріалом, що імітує породу.

А) У випадку рівномірно-послідовного режиму випуску виконують наступні операції:

3. Випускають руду рівними дозами об'ємом 100-200 мл послідовно із кожного випускного отвору, наносячи на скло лінії контакту руди із вміщуючими породами після випуску кожної дози.

4. Після опускання лінії контакту руди з пустими породами до критичної висоти, контакт починає приймати форму хвилястої лінії. Початок викривлення цієї лінії є ознакою критичної висоти. Подальший випуск руди із кожного отвору проводять однією дозою до приходу пустих порід до днища блока.

5. Визначають по сітці, нанесеній на скло моделі, площу гребенів втраченої руди S_гр, а результати дослідження заносять у таблицю 2.1.

Б) У випадку хаотичного режиму випуску продовжують виконувати наступні операції:

6. Безсистемно випускають руду із моделі нерівномірними дозами до досягнення пустими породами площини випускних отворів.

7. По сітці, нанесеній на скло моделі, визначають площу гребенів втраченої руди S_гр, а результати дослідження заносять у таблицю 2.1.

8. Визначають відносний коефіцієнт втрат руди в гребенях за формулою:

, %, (2.3)

де N – кількість випускних отворів у днищі моделі.

 

Площа блоку, Sгр, см2	Критична висота, hкр, см	Площа кожного гребеня, см2	Коефіцієнт втрат, %
	Рівномірно-послідовний випуск
	Хаотичний режим випуску

Таблиця 2.1

10. Порівнюють одержані результати при різних режимах випуску і роблять відповідні висновки.

Лабораторна робота №7

 

Тема: Визначення втрат руди на лежачому боці покладу при системах розробки з під поверховим обваленням

Мета: Дослідження впливу висоти шару руди, яка випускається, на рівень її втрат на лежачому боці покладу при системах розробки з підповерховим (поверховим) обваленням.

Теоретичні основи

При розробці рудних покладів з кутами падіння 60-80 градусів системами підповерхового (поверхового) обвалення на лежачому боці покладу залишаються за межами зони впливу випускних отворів горизонтального днища гребні втраченої руди. Рівень втрат руди залежить при цьому від кута падіння покладу a, висоти шару руди, яка випускається Н, потужності рудного тіла М, сипучих властивостей руди. Втрати руди на лежачому боці є функцією безрозмірної величини а

а = Н /(М n tg ² a), (4.1)

де Н – висота шару руди; М – потужність рудного покладу, п – число рядів воронок у лежачому боці, a – кут падіння покладу.

Принциповий вигляд залежності втрат руди від величини а приведено на рис. 4.1. Залежно від відношення Н/М і кута падіння a, масовий випуск руди із обвалених блоків слід вести із випускних отворів горизонтального, похилого або комбінованого днища.

Рис.4.1. Залежність втрат руди на лежачому боці
рудного родовища від безрозмірної величини а

Відносні втрати руди на лежачому боці можна розрахувати за формулою:

П_лб =100 К_влб×S_дб / S_бл, (4.2)

де S_бл = НМ – площа вертикального перетину блока, S_дб – сумарна площа гребенів втраченої на лежачому боці руди; К_влб – коефіцієнт втрати руди на лежачому боці. Вертикальний перетин моделі співпадає з вертикальними осями випускних отворів, тому на моделі спостерігається мінімальна величина площі гребенів втраченої руди. Між вісями випускних отворів ця площа може бути в 2 рази більшою. Тому середнє значення коефіцієнта К_влб слід приймати на рівні 1,25-1,30.

Порядок виконання роботи

1. У модель, що імітує поклад з кутом падіння a, і потужністю М, завантажують сипучий матеріал. На заданій висоті Н засипають шаром порошкоподібної крейди, якою відокремлюють руду від породи (рис.4.2, а).

2. Випускають із отвору № 1 чисту руду, тобто руду до початку засмічування. Запаси руди, що залишилися в моделі, розділяються при цьому на дві частини – запаси на днищі моделі і запаси на лежачому боці – рис.4.2, б.

Рис.4.2. Схема виконання дослідження: а – перед випуском руди;
б – після випуску руди із випускного отвору № 1 горизонтального днища; в – після випуску руди із отворів №2 і №3 лежачого боку та горизонтального днища: – руда; – пуста порода

3. Із отворів лежачого боку № 2 і № 3 почергово випускають руду до початку засмічення. За допомогою сітки, нанесеної на скло моделі, визначають площу гребнів втраченої руди. Результати замірів заносять у табл. 4.1.

Висоту шарів обваленої руди задає викладач. Після закінчення роботи на моделі студенти розраховують значення безрозмірного параметра а, а також відносну величину втрат руди за вище наведеними формулами. Результати розрахунків також заносять у таблицю 4.1.

Таблиця 4.1

Кут падіння, a, град.	Потуж­ність покладу, М, м	Висота блока, Н, м	Площа перетину блока, S, см2	Площа втрат на лежачому боці, Sлб, см2	Безроз­мірна величина, а	Втрати руди на лежа-­ чому боці, П, %
		Н 1				П 1
		Н 2				П 2
		Н 3				П 3
		Н 4				П 4

 

5. На основі аналізу одержаних результатів роблять висновки.

ЛАБОРАТОРНА РОБОТА №9

 

Тема: Визначення продуктивності доставки руди скреперними установками та віброживильниками.

Мета: Вивчити найбільш розповсюджені способи доставки руди скреперними установками і віброживильниками та навчитися визначати їх продуктивність.

 

Порядок виконання роботи

1. По плакатам і кресленням вивчити можливі способи і схеми доставки руди в очисних блоках.

2. Зобразити загальну схему скреперної доставки руди в блоці та схему установки віброживильника.

3. Визначити для загальних умов згідно табл.5 технічну та експлуатаційну продуктивність доставки руди скреперною установкою і віброживильником.