冶金行业焦家金矿矿体开采设计.docx

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冶金行业焦家金矿矿体开采设计

(冶金行业)焦家金矿矿体开采设计

毕业设计(论文)任务书

毕业设计(论文)题目:

焦家金矿-270矿体开采设计

学生姓名:

王伟学号:

专业、年级:

采矿2008级学习形式:

学习层次:

专科函授站:

毕业设计(论文)内容:

设计的基本原则,矿区概述,矿床地质与开采技术条件,矿山工作制度,矿床开拓系统,中段平面开拓系统,采矿方法,矿山通风系统,矿井提升运输系统,总图运输,设计矿山的技术经济指标等。

设计要求:

中段生产能力25万吨/年。

专题(子课题)题目:

-270m中段采矿设计

内容:

根据矿床地质条件和开采技术条件,设计-270m中段矿体采矿方法。

包括:

采矿方法初选,技术经济分析,详细技术经济计算、综合分析比较。

采矿方法简述,结构参数,采准巷道布置,切割工作,回采工作(落矿、出矿、通风、支护、损失贫化、顶板管理、充填),回采顺序,地压管理,采掘进度计划,成本计算与技术经济指标。

毕业设计(论文)指导教师(签字):

主管教学院长(签字):

2010年4月5日

前言1

1矿区概述2

1.1矿区交通位置2

2矿床开拓3

2.1地表移动范围的圈定3

2.2开拓方法4

2.2.1.岩石条件4

2.2.2.水文地质条件5

2.2.3.开拓方案选择5

2.2.4.主要巷道的规格6

2.2.5.掘进工程15

2.2.6、装运19

3采矿方法19

3.1开采范围19

3.2采矿方法20

3.2.1、采矿方法选择20

3.2.2、采场构成要素21

3.2.3、采准切割工作21

3.2.4、千吨采切比计算22

3.2.5、回采工作23

4矿井通风系统33

4.1通风系统现状概述33

4.2矿井总风量计算33

4.2.1、总风量计算公式33

5矿山主要机械设施35

5.1提升设备35

5.2地下运输35

5.3地下破碎36

5.4排水系统36

6.5风水电供应系统36

6总图运输37

6.1矿山总平面布置37

6.2内外部运输37

7采场单体设计37

7.1上向分层进路充填采矿法37

8总结42

参考文献43

前言

为加强理论联系实际,具有解决金属矿床开采中有关的技术问题和编制金属矿床开采设计的能力。

在逐步的学习、工作中,重新认识矿山,对焦家金矿的矿区概况、矿区地质、矿山工作制度和生产能力、矿床开拓、采矿方法、矿井通风、矿井主要机械设施、总图运输进行了系统的了解。

并利用本专业所学过的基础理论,专业知识综合地解决金属矿床开采问题,做到了在实践中了解和掌握理论,巩固了自已所学的专业知识。

1.设计范围

焦家矿区原有开拓系统仅设计服务到本矿区-270米中段,本次设计就焦家矿区-230米在原有开拓系统基础上进行矿体回采设计,设计矿石年生产能力25万吨,日生产能力为830吨。

2.设计依据

焦家金矿设计范围内各矿区《采矿许可证》。

国家现行的律法规和设计规范。

焦家金矿生产探矿资料及主要生产技术指标及2007年7月《山东省莱州市焦家金矿焦家矿区资金矿源储量核实报告》。

1矿区概述

1.1矿区交通位置

焦家金矿位于山东省莱州市金城镇境内焦家村西北侧,地理坐标为东经120°06′46″—120°07′52″,北纬37°23′22″—37°24′24″,矿区范围面积0.9164km²。

 

矿区有烟潍公路通过,向南经莱州市至潍坊火车站126km,向北经龙口港至烟台市145km,水陆交通方便。

矿区属低山丘陵区,东高西低。

东部为以剥蚀作用为主的丘陵区,标高一般为40~60m,最高点为矿区东侧的望儿山,海拔177.39m。

西邻莱州湾,为山前冲洪积平原,地面标高22~35m,地势平缓,属滨海平原。

本区四季分明,气候温和,属暖温带季风型气候,最高气温38.9℃,最低-18℃,年平均12.4℃。

年平均降水量600~700mm,降水量多集中在6~8月份。

区内无大水系,下切冲沟较发育,雨季呈径流,旱季常干涸。

2矿床开拓

2.1地表移动范围的圈定

在圈定矿山开采的岩石移动范围和崩落范围时,往往采用类比法,即参照矿体产状、围岩条件和采矿方法相类似的矿山岩体移动资料来确定矿山的岩石移动范围和崩落范围。

通过参考类似矿山岩体移动资料,并对照本矿区下部矿体的赋存条件,矿、岩性质及稳固程度,经综合分析确定矿体的岩石移动角,并按此圈定岩体移动范围。

2.2开拓方法

由于焦家矿区已有开拓系统为:

斜坡道加混合竖井开拓,系统已经形成且比较合理,因此不再进行设计,在这里只从石门开始做开拓设计。

2.2.1.岩石条件

由于矿床处于构造破碎带内,矿体及围岩均破碎、稳定性差。

通过对岩石力学研究,焦家金矿床岩石属半坚硬-坚硬岩石,其抗拉强度仅为单轴抗压强度的1/9~1/19,而垂直于结构面的抗拉强度趋近于零。

矿区构造应力场最大主应力为水平应力,方位SE-NW,与矿体走向近似垂直。

破碎岩体易受爆破震动的影响而发生微观结构上的破坏,当结构面上的滑移超过其位移极限值时,岩体结构解体崩溃,往往无明显变形而突然冒落。

井巷工程施工过程中,当顶板岩体承受的拉应力超过岩体本身的抗拉强度时,易出现拱顶塌落,这便是焦家金矿地压活动的主要表现。

焦家金矿矿床岩体基本无岩爆或底鼓现象,不出现大规模地压活动。

但是,岩体越破碎,爆破对其稳定性影响就越大。

矿山开采中,一般尽量采用拱形断面,进路布置尽量与构造垂交或斜交。

2.2.2.水文地质条件

焦家金矿床井下水为天水与矿床水的混合体,存在于岩体裂隙中,具有较好的连通性。

井下涌水特点主要有:

下部工程拉开后,上部相应地段涌水则迅速减少,由原来的喷涌变为滴淋;一般地,局部破碎强蚀变带构造裂隙发育,导水性能好,含水量大,涌水多。

2.2.3.开拓方案选择

由于I号矿体厚度较大,倾角较缓,矿块生产能力比较大,服务年限较长,因此选择下盘脉外平巷加穿脉布置见图4-1。

布置如图所示。

一般多采用下盘脉外巷道和若干穿脉配合。

从线路布置上讲,采用双线交叉式,即在沿脉巷道中铺设双线,穿脉巷道中铺单线。

沿脉巷道中双线用渡线连结,沿脉和穿脉用单开道岔连结。

图4-1下盘脉外平巷加穿脉布置

下盘脉外平巷加穿脉布置

这种布置的优点是阶段运输能力大,穿脉巷道装矿安全、方便、可靠,穿脉巷道还可起到探矿作用。

缺点是掘进工作量大。

2.2.4.主要巷道的规格

电机车、矿车及铲运机选型

根据矿块生产能力,电机车选用CJY6/6(ZK6-6/250)型架线式直流电机车,矿车选用2立方单侧曲轨侧卸式矿车;铲运机选用阿特拉斯ST—2D铲运机。

电机车,主要技术参数如下:

外型尺寸(长×宽×高):

4470×1045×1500(mm)

轨距:

600mm轴距:

1100mm粘着重量:

7t额定电压:

250V

最小转弯半径:

7000mm集电弓工作高度:

1800~2200mm牵引高度:

320mm小时制牵引力:

13040N小时制功率:

20.6*2KW

侧卸式矿车,主要技术参数如下:

矿车容积:

2m³自重:

1000kg载重:

5t

外型尺寸(长×宽×高):

2200×1100×1300(mm)

轨距:

600mm轴距:

600mm牵引高度:

320mm

铲运机,主要技术参数如下:

外形尺寸(长×宽×高)6604×1549×1981(mm)

拐弯半径:

内半径:

2667mm外半径:

4699mm

最大举升高度:

2515mm最大卸载角:

45°

选择巷道断面形状:

由于焦家金矿矿体下盘岩石相对比较稳固,阶段巷道形状选择1/4三心拱拱形断面;阶段巷道选择1/3三心拱巷道大部分不需支护,轻微破碎带可选用管缝式锚杆和喷射混凝土支护,破碎情况较严重的可采用喷锚网支护。

由于I号矿体阶段运输平巷运输量较大,因此规格应适当加大,确定阶段运输平巷规格为2.8m×2.6m;确定出矿穿脉规格为2.6m×2.5m;确定分段巷道的规格为3.1×2.8m。

布置巷道内水沟和管线:

采用水沟坡度为0.3%,查表3-11得:

水沟深400mm,水沟宽400mm,水沟净断面积0.16m。

管子悬吊在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道一侧,通信电缆挂在管子上方。

计算巷道掘进工程量和材料消耗量:

阶段运输平巷每米巷道计算掘进体积

出矿穿脉每米巷道计算掘进体积

绘制巷道断面施工图,编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗表

根据以上计算结果,按1:

50比例绘制出巷道断面图,并附上工程量及材料消耗量表,如表。

这些施工图表发至施工单位,作为指导施工的依据。

阶段运输平巷特征

围岩类别

断面面积/m

设计掘进尺寸/mm

喷射厚度/mm

锚杆/mm

净周

长/m

型式

外露长度

排列方式

直径

7.28

7.28

2800

2600

0

管缝式

0

1500

1800

40

10.8

 

出矿穿脉特征

围岩类别

断面面积/m

设计掘进尺寸/mm

喷射厚度/mm

锚杆/mm

净周

长/m

净面

设计

掘进

型式

外露长度

排列方式

直径

6.5

6.5

2600

2500

0

管缝式

0

方形

1500

1800

40

10.2

 

分段巷道特征

围岩类别

断面面积/m

设计掘进尺寸/mm

度/mm

锚杆/mm

净周

长/m

净面

设计

掘进

型式

外露长度

排列方式

直径

8.4

8.4

2600

2500

50mm

管缝式

0

方形

1500

1800

40

11.6

 

出矿穿脉巷道断面

 

阶段运输平巷巷道断面

 

分段巷巷巷道断面

2.2.5.掘进工程

掘进工程主要工序为:

凿岩、爆破、通风、装运、支护,此外还有清理浮石、接管线等辅助工艺。

阶段运输平巷掘进为掘支铺轨架线依次成巷方式,即:

掘进工程结束后,进行永久支护,然后进行铺轨架线,经验收合格后,掘进工程结束。

分段巷道则不需要铺轨。

(一)凿岩

本设计所施工的巷道工程均采用浅孔爆破。

1.凿岩工具:

使用YT27型风动凿岩机凿眼,选用适应岩性的钎头和钎杆,钎杆长2.5米,钎头为Ø38mm的柱齿型或一子型钎头,风源自地表压风机房经主井井筒到达石门巷,凿岩机风管由此接入。

水源由设在地表的的水池提供,供水路线与供风路线一样。

2.凿岩工艺:

爆破凿岩严格按照中线腰线施工,按照控制爆破要求,在井巷断面上合理布置掏槽眼,辅助眼及周边眼。

断面炮孔布置见下图。

炮孔布置图

装药形式

根据岩石的易爆性,选择适宜的凿眼爆破参数,尤其要选择适应的掏槽方式。

一般的,当岩石较松软时,应采用楔型掏槽,当岩石较致密,宜采用垂直桶型掏槽,中心布置一个空孔作为掏槽自由面,可尽量利用地质构造提高凿眼爆破效果。

允许周边眼向外偏2~3度的角度,最多不能大于6度。

爆破

爆破器材:

2#岩石铵梯炸药和防水乳化油炸药、非电导爆管、起爆器、导线等,药卷长度200mm,药卷直径有两种:

φ32mm与φ25mm,后者只用于顶板眼的装药,目的是减小对周边岩石的破坏,提高控制爆破效果。

当掘进过程存在水害时,可以选择防水乳化油炸药或使用防水乳胶套。

起爆药包加工和装药:

装药按炮孔顺序选取段数,装药时不准搞错段数,用木棍轻轻捣入孔内;

推进导爆管时,只准后随一个药包,推进的速度应与导爆管的速度一致,尽量减少摩擦和猛拉,防止导爆管变形和损坏而导致拒爆;

装药后,必须堵塞炮泥,捣炮泥时,应防止导爆管打结、折断、拉细等现象发生;

在装药过程中要注意保护塑料导爆管,不要脚踏,防止被石块砸断或划破。

工作面爆破网络的联线方法:

将工作面导爆管捆绑在一起,用胶布缠好,然后把这导爆管与导线相连,最后用起爆器起爆。

通风降尘

通风系统

掘进工作面起爆后,应进行通风。

根据本工程独头掘进、且距离比较长的特点,前期通风采用压入式通风方式,后期巷道掘进较长后采用压入式与抽出式混合通风,风机选择YBT-62-2型轴流式风机,风机选择600mm胶质皮风筒,风筒采用岩壁锚杆吊挂。

后期巷道掘进较长后,采用压入与抽出混合式通风方式进行通风。

在掘进巷道内安装压入式、抽出式风机,压入式风机将新鲜风送至工作面,冲洗工作面,再由抽出式风机将污风排到硐口外,完成掘进巷道的通风工作。

除尘措施

凿岩完成后即进行装药爆破工作。

采用2#岩石炸药、非电导爆雷管起爆,人工装药。

爆破时产生含CO、NO2的废气。

贯穿风流不能到达的工作面、通风难以控制或风阻较大的独头3掘进巷道均需采用局扇或辅扇进行局部通风,并采取如下抑尘措施降尘:

①湿式凿岩捕尘;②向爆堆喷雾洒水降尘;③在卸矿站及其它粉尘较多的采矿点采用喷水降尘。

2.2.6、装运

阶段运输平巷的掘进,以扒装机将爆破产生的岩渣装入矿车,进入中段运输系统,由ZK7-6/250架线式电机车牵引或人力推矿车进入中段卸载站,汇入井下提升运输系统。

分段巷道的掘进采用铲运机铲至毛石井,然后用电机车从阶段运输平巷运至卸载站。

3采矿方法

3.1开采范围

根据地质资料本设计只对-230中段84线~120线的矿体进行回采设计。

3.2采矿方法

3.2.1、采矿方法选择

由于地表不允许崩落,矿山可采用空场采矿法事后充填和充填采矿法。

我矿选择充填采矿法。

充填采矿法充填法的目的是利用充填体进行地压管理,以控制围岩崩落和地表下沉,并为回采创造安全和方便条件。

充填法生产能力相对要低,成本较高,但地压管理较好。

上向分层进路充填采矿法此法是从上向分层水平充填法演变而来,把矿房划分成若干条进路。

用于厚度较大的倾斜矿体,机械化出矿,尾砂胶结充填。

此法要求机械化程度较高,成本高;但矿石回采率较高,适用于贵金属矿山。

初步选定上向分层进路充填法进行各种经济技术指标的对比。

原因有二,首先,矿山地理位置决定地表不允许崩落;其次,其它采矿方法不适合本矿山地质条件。

经过对以上集中采矿方法综合分析比较,最终确定采用上向分层进路充填采矿法。

在北部矿石极破碎地区采用下向分层进路采矿法。

该法具有生产能力大,采准工程量相对较小,贫化率较低,劳动生产率相对较高等优点,但同时也要加强采场顶板管理,加强生产技术管理与放矿技术管理,严格控制大块产出率及矿石损失率,努力减少矿石的贫化。

3.2.2、采场构成要素

阶段高度

阶段高度为40m。

分段\分层高度

由于矿岩稳固,浅孔凿岩机凿岩,分段高度为10m;分层高度为3m。

采场布置

采场沿走向布置。

采场长度\宽度

采场沿走向布置约50—60m,宽度为矿体水平厚度。

3.2.3、采准切割工作

采准工作

采准工作包括:

在矿体下盘掘进阶段运输平巷,规格为2.8×2.6m;

自阶段运输平巷一侧向上盘,每隔20m掘进一条出矿平巷,规格为2.6×2.5m。

沿斜坡道每隔10米垂直高度掘进一条分段巷道,规格3×2.8m。

切割工作

切割工程有:

自放矿溜井起沿矿房下盘掘进回风上山,规格为2.0×2.0m。

3.2.4、千吨采切比计算

用长度表示:

,m/kt

用体积表示:

,m3/kt

其中:

式中:

——千吨采切比,m/kt或m3/kt;

——采场采切巷道的总长度,m;

——采场中采切巷道的总体积,m3;

——采场采出矿石量,t;

——采场工业储量,t;

——采切工程中的副产矿石体积,m3;

——矿石容重,t/m3。

3.2.5、回采工作

矿房回采

先使用YT27风动凿岩机在矿房下盘施工一条回风上山,然后进行进路拉底,进路高度为3m,炮孔排距0.75m,间距0.7m,孔深2.3m。

随进路工作面的推进,每循环爆破结束,在进路顶板,及时打锚杆和穿带进行锚固。

锚杆眼深度为2.0m,角度不低于60°,网度为1.0m×1.0m。

采场第一分层采用掘进方式回采,每条进路结束后先打50mm厚的人工假底,然后采用胶结充填至接顶;第二分层开始利用下一分层的充填体为自由面,采用挤压爆破,向下压炮。

矿石采用ST-2D铲运机铲至采场放矿溜井中,然后在阶段运输巷道用电机车转运至中心溜矿井。

凿岩工作

炮孔布置:

采场凿岩采用浅孔水平落矿方式,顶板采用光爆技术,以确保采场顶板安全;炮孔为水平炮孔。

炮孔平行布置,孔间距为0.7m,排间距为0.75m;每次爆破面布置炮孔数量为25个,爆破进尺2m,分层采高3m,爆破体积为18m³,落矿量约为50t。

落矿时炮孔必须进行封堵。

炮孔布置见:

炮孔布置图

二分层以上炮孔布置图

炮孔参数

凿岩采用YT27型气腿式风动凿岩机,钎杆长2.5m,采用直径为38mm柱齿形或一字形钎头,每个掌子面的炮孔数为25~30个,孔深1.8m~2.2m,成孔直径为Φ38mm~42mm。

最小抵抗线为,取0.8m,炮孔孔间距,取1m,排间距取0.8m。

爆破工作

选择炸药和爆破器材:

爆破器材为2#岩石铵梯炸药药卷Φ32mm。

起爆器材为非电导爆管秒差雷管。

装药方式为人工装药,顶板眼采用空气间隔装药,装药率20%~30%;其余炮孔采用柱状连续装药,顶板眼每孔在孔底和外侧间隔放置2个同段起爆雷管,其余炮孔每孔放置1个起爆雷管,其位置在装药长度20%(从孔底算起)左右的药卷中,要求雷管聚能穴朝向孔口。

装药时应在警戒区边界设置明显标志,防止无关人员进入爆破作业区。

矿石运搬

井下矿石运输系统是由采场矿石溜井、出矿巷、中段运输巷、石门、卸载站、集中溜井和箕斗装矿点组成。

用ST-2D铲运机将采场工作面落下矿石经采场溜井、采场振动放矿机装到2m³侧卸式矿车,用6吨电机车牵引至卸载站卸载。

采场通风

由于回采为掘进式回采,借助于自然风流扩散通风难以达到通风要求,必须采用局扇强制通风。

结合本采矿方法特点,为达到通风效果,在每个采场采用压入式通风,

采场地压管理

支护方法及材料

根据矿岩稳固程度,在采矿生产过程中必须同时进行合理有效的支护工作。

采场内支护方式主要有锚杆支护、锚杆加穿带支护和木立柱、木棚支护等。

锚杆支护:

适用于岩石较为稳固的采矿工程,为临时支护措施。

采用摩擦全锚固的管缝式锚杆,将采场顶帮挤压加固,形成稳定的承压层,达到支护顶帮的目的。

有关管缝锚杆的主要技术参数如下:

长1800mm,杆体外径40mm,杆体采用壁厚为2.5mm屈服强度不低于350MPa的合金钢材轧制而成,管缝缝宽12mm,托盘规格为140mm×140mm×6mm。

锚杆排列

根据具体条件,锚杆排列有方形、矩形及梅花形,我矿采用梅花形。

安装锚杆应符合以下要求:

锚杆应交错呈梅花网状布置,锚杆网度根据岩石破碎程度现场确定。

锚杆孔轴线与构造面夹角不得小于60°,锚杆不得沿构造面或裂隙布置,托盘安装应凹面向里并紧靠岩体,不得将托盘反装或挤压变形。

锚杆眼打上一个必须安装一根,禁止打完锚杆眼集中安装锚杆。

采用管缝锚杆进行支护时,管缝锚杆不准将其砸扁后再使用。

锚杆加穿带支护:

当锚杆支护达不到支护要求时,应采用锚杆加穿带支护;即在两根锚杆之间加一根穿带,穿带是用10mm钢筋焊接而成,长度1200mm~1500mm之间。

穿带形式

木立柱、木棚支护:

当以上两种支护形式都打不到要求时,则必须采用木棚支护。

木棚支护应符合下列要求:

梁和腿的结合要严密,其夹角一般为100~110°,顶压大夹角小,测压大夹角大。

棚腿柱窝应挖到硬岩,松软地段应垫基石或设地梁。

棚梁与棚腿应在同一平面上,必须与巷道中心线成直角。

梁的中部及腿的顶端与顶帮间的空隙必须用木楔楔紧。

为防止棚子发生倾斜,各腿之间应用直径不小于10cm的撑木互相支撑。

个木棚棚腿之间距离在0.8~1.2m之间

为防止巷道顶帮岩石的片落,棚壁间必须填塞结实。

棚腿和立柱应小头向下,大头向上支护。

发现棚腿歪斜、压裂、顶梁折断或坑木腐烂等,应及时更换修复。

采场顶板管理

工作面必须按照作业规程和质量标准搞好工程质量,采场顶板呈微拱形,两帮平直,避免超欠挖现象。

充填料的输送

根据充填工艺的要求,制备好的充填料必须及时送往充填地点。

为了将大量充填料送往井下,必须寻找一种高效率的运输方法,以提高充填法的经济技术效果。

目前在矿山中,已广泛应用流体做输送介质的两相流来输送充填材料。

根据采用的输送介质不同,大致将两相流分为水力输送和风力输送。

由于水是最为廉价的输送介质,所以大多数矿山都采用水力输送充填材料。

影响两相流阻力的因素主要有以下几个方面:

第一,断面平均流速的影响,为确保输送可靠,工作速度应大于临界流速的15%~20%,而此时阻力也随流速的增加而增大。

第二,管径。

两相流的水头损失是随管径的减小而增大的。

管径要根据充填能力和运输距离、充填倍线等指标来确定,既不能过粗,也不能过细。

第三,颗粒成分及平均粒径。

如果料浆中细粒较多时,水头损失比细粒少时要小。

这是因为细粒较多形成的砂浆相当于一种比重较大的液体,它能使一些较粗粒子更容易悬浮。

第四,两相流的浓度对阻力特性有很大影响,在相同的流速下,水头损失是随浓度的增加而增大的。

根据本矿山的实际,充填最高浓度可达70%以上。

第五,固体颗粒的比重,在体积浓度相同时,比重越大与管壁的摩擦就越大。

第六,颗粒沉降速度。

沉降速度越大,就意味着水头损失也会增加。

当水力输送固体物料的浓度达到某一限值时,浆料会变得很稠,它沿管道输送的特性会发生很大的变化,不同于普通的水力输送。

浓度很高的浆料,只需很低的输送速度就能沿管道压送至目的地。

这种在管道中呈“柱塞”状低速流动的料浆称为结构流。

结构流大致可分为两类,一类是不加胶结剂的结构流,一类是加入胶结剂的结构流。

结构流的浓度较高,随着技术设备的高速发展,将是以后矿山充填的发展方向。

根据实践在充填料浆输送中往往会出现各种事故和问题,最主要的有以下几个方面的问题:

管理堵塞事故,造成管路堵塞的主要原因有以下几点:

①料浆发生离析沉淀;②自流输送速度太低;③料浆中混入杂物;④管道未清洗干净等因素。

根据以上因素首先要避免料浆发生离析沉淀,把物料级配组合好;适当加大料浆输送速度;避免管路中进入空气,形成复杂的、不稳定的多相流;利用高浓度输送;增加料浆中细物料的含量。

其次要避免管路中进入大块杂物,在管路入口处应加一格筛,格筛的网孔不能大于管道直径的1/3。

第三充填结束必须用清水、压气或清水压气同时进行,将管路清洗干净,若清洗不干净、不彻底,管道中残留的固体物料、特别是胶结充填是的胶结充填料,就会在下次充填时造成堵管。

管道的磨损,由于充填料浆输送速度和压力都很大,管壁磨损非常严重。

为了保证安全顺利输送,了解管道磨损情况,必须定期、定点的用高敏度超声波测厚仪及金属探伤仪对管路进行监测。

为了降低管路的磨损程度,延长其使用寿命,可以适当降低料浆流速;适当减小管径采用满管输送;在保证充填体强度的条件下,尽可能降低粒径,多加细料;适当给料浆加入减阻剂,减小料浆对管道的磨损;采用耐磨防腐性好的新型管材;如果主管路使用钢管还要定期转动管路,把管壁较厚的地方转到磨损较严重的地方。

充填倍线,若倍线值过小,料浆出口剩余压力过大,管道振动剧烈,磨损严重;若倍线值过

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