Проект на отработку рудного тела

     Введение 

     При выполнении курсового проекта использованы материалы проекта на подготовку и отработку блока №12 рудного тела 1 в этаже (-280) ÷ (-210) разработанным техническим отделом Таштагольского филиала О.А.О. «Евразруда». В проекте рассмотрены все три стадии подземной разработки - вскрытие, подготовка, очистная выемка и все необходимые расчеты. При выборе схемы вскрытия и способа подготовки основного горизонта, кроме литературных источников, использован опыт отработки подобных залежей горнорудными предприятиями региона.

     При выборе и обосновании системы  разработки рассмотрены системы  применяемые, как при отработке  верхних горизонтов, где отсутствует  или слабое влияние горного давления, так и глубоких горизонтов, где резко ухудшается динамическая обстановка. В курсовом проекте принята система разработки этажно-принудительного обрушения с отбойкой руды пучками скважин на компенсационные камеры эллипсовидной формы и зажатую среду. По классификации Агошкова относится к 6 классу систем разработки. С элементами блока днище блока, подсечка, потолочина, основной массив, компенсационная камера.

     Рассмотрены конструкции элементов блока (главным  образом компенсационные камеры и подсечки). Проектом их конструкция  принята усовершенствованная на практике и применяемая при отработке  месторождении в удароопасных условиях. Подсечка - плоская горизонтальная. Компенсационная камера - эллипсовидной формы. На доставке и погрузки руды виброустановки ВДПУ-4ТМ. Балансовые запасы руды составляют 430300т. Рудная масса подлежащая выпуску составляет 547202т. Потери 12%. Разубоживание 30,8%.

     Произведен  экономический расчет по 4 статьям: заработная плата, материалы, амортизация, электроэнергия. В проекте предусмотрены  мероприятия по ТБ.

1. Горно-геологическая характеристика проектируемого блока.

     Блок  №12 расположен в центральной части  месторождения. Рудное тело в районе блока разделено на сближенные линзы. Целик между линзами в северной части блока проектом предусмотрено  разрушить. С южной стороны блок граничит с блоком №13, находящимся  в стадии подготовки к обрушению. С севера расположен очередной блок №11, с востока и запада граничит с вмещающими породами.

     Блок  №12 включает рудное тело 6+9 и юго-восточный  торец рудного тела 1. Граница  между рудными телами условная, проходит по диагональному нарушению простирание  которого северо-западное и угол падения 70⁰-80⁰ на юго-запад. Рудное тело 1 выклинивается в районе Ⅰ-Ⅱп/э. Общая мощность рудной зоны на гор.-280м 30-36 м. Многочисленные рудные прослои мощностью от 2 до 5 метров.

     Вмещающие и боковые породы скарны и сиениты. Руда магнетитовая, темно-серая, тонкозернистая, массивная, крупноблочная, вблизи трещин с карбонатом. Руда средней устойчивости, коэффициент крепости по шкале проф. Протодъяконова 14.

     Скарны  гранат-эпидот-хлоритовые, гранатовые, трещиноватые, средней устойчивости, коэффициент крепости 14.

     Дайки диоритовых порфиритов зеленовато-серые, мелкозернистые, равномернозернистые, неустойчивые, коэффициент крепости 8-9. Сиенит розовый с пятнами хлорита, раздробленный, неустойчивый, коэффициент крепости 9.   

     2. Выбор и обоснование системы разработки. 

      Рассмотрев  классификацию систем разработки составленную проф. М.И. Агошковым и применяя метод  исключения, учитывая при этом заданные горно-геологические условия, для рассмотрения принимаем следующие системы разработки:

      1. Этажно-камерная система разработки  с отбойкой руды в камерах  глубокими нисходящими скважинами.

      2. Система непрерывного панельного этажно-принудительного обрушения с вибровыпуском руды.

      3. Система этажно-принудительного  обрушения с отбойкой руды  пучками скважин на компенсационные  камеры эллипсовидной формы и  зажатую среду. 

      1. Этажно-камерная система относится к 1 классу – систем с открытым очистным пространством. Устойчивость вмещающих пород и руды является обязательным условием для применения систем этого класса.

           Отличие их в применении заключается в основном в мощности рудных тел: этажно-камерные системы  применяют, как правило, в весьма мощных рудных телах и расположением  камер вкрест простирания.

      По  конструктивным признакам варианты этой системы с расположением камер вкрест простирания следует относить к комбинированным. При этом этаж по простиранию разбивается на регулярно чередующиеся, близкие по размерам камеры и целики; выемка камер и междукамерных целиков ведется в две стадии.

      Основной  горизонт готовится по ортовой кольцевой  схеме с расстоянием между ортами 27 м.

      Параметры блока: высота 60м (равна высоте этажа), ширина 27м, из которых ширина камеры составляет 15м, междукамерного целика 12м. ширина камеры и междукамерного целика могут изменяться в зависимости от устойчивости и крепости руд и вмещающих пород. Отбойка руды в камерах ведется послойно пучками параллельных нисходящих скважин на компенсационную камеру. Компенсационные камеры располагают на контакте с породами или по центру камеры. В последнем случае уменьшается время на отработку камеры. Применение данных систем позволяет снизить потери и разубоживание по блоку за счет отбойки и выпуска из камеры практически чистой руды.

     Междукамерные целики обрушаются пучками нисходящих скважин, пробуренных из вышележащего откаточного орта, потолочина минными зарядами.

     Выпуск  руды производиться через камеры грохочения с перепуском руды по дучкам с погрузкой в вагоны из люков  с секторным затвором с ручным или гидравлическим приводом.

     Основные  технико-экономические показатели:

     Расход  ВВ на отбойку в камерах     0,35-0,4 кг/м;

     Расход  ВВ на отбойку в МКЦ и потолочине   0,7-0,9  кг/т;

     Расход  нарезных выработок на 1000 Т руды   5-6    м;

     Расход  ВВ на вторичное дробление    0,1-0,15 кг/т;

     Потери  руды        4-5 %;

     Разубоживание        15-17 %;

     Производительность  труда одного рабочего шахты  90-110 т/мес;

     Размер  кондиционного куска      300-400 мм. 

     2. Система непрерывного панельного этажно-принудительного обрушения с вибровыпуском руды.

     В данной системе применены прогрессивный  метод отбойки руды пучками скважин, высокопроизводительная технология выпуска  и доставки руды установками ВДПУ-4ТМ, скоростная подготовка блоков к очистной выемке за счет концентрации работ в блоке. Сущность системы заключается в том, что рудное тело в пределах этажа разбивается на блоки шириной 27м, высотой 70м, длиной равной мощности рудной зоны.

     Отбойка руды производиться нисходящими, восходящими и горизонтальными пучками скважин на на компенсационную камеру шириной 5м с одной стороны и зажатую среду соседнего отработанного блока с другой. В качестве подсечки массива применяются траншейная, плоская или их комбинация.

     Применение  виброустановок ВДПУ-4ТМ позволяет  увеличивать размер кондиционного  куска до 1000мм. При этом вторичное  дробление негабаритных кусков руды выполняется в нижней части разворота или на платформе ВДПУ, для чего используют специально пройденные из орта смотровые выработки. Данная система позволяет сократить площадь обнажения потолочины до 100-200м² и объем пустот до 5-10 тыс.м³. Все это позволяет улучшить геодинамическую ситуацию в очистных блоках, уйти от обрушения потолочины и МКЦ.

     Данная  система позволяет получить следующие  технико-экономические показатели:

     Расход  ВВ на первичную отбойку     0,550    кг/т;

     Расход  ВВ на вторичное дробление    0,05-0,06кг/т

     Расход  нарезных выработок на 1000 Т руды   3   м;

     Потери  руды        11-12     %;

     Разубоживание        30-31     %;

     Производительность  труда одного рабочего шахты  240-250  т/мес;

     Размер  кондиционного куска      до 1000  мм. 

     3. Система этажно-принудительного  обрушения с отбойкой руды  пучками скважин на компенсационные камеры эллипсовидной (круглой) формы и зажатую среду. С понижением горных работ на глубину более 450-500м увеличивается горное давление и изменяется геодинамическая обстановка в целом в разрабатываемой части месторождения.

     При это снижается устойчивость прямоугольных  компенсационных камер, разрушаются  борта камер, причем разрушения обычно сопровождаются динамическими явлениями (горный удар, толчок), что создает угрозу для жизни людей, работающих в выработках блока. Ухудшается ситуация в днищах блока. Разрушаются смотровые выработки, крепь ортов, скважины на подсечке и в основном массиве блока.

     Рассматриваемая система сконцентрировала в себе элементы, зарекомендовавшие себя с  положительной стороны при ведении  работ в удароопасных условиях.

     По  сравнению с предыдущей системой имеет следующие отличительные  особенности:

     - эллипсовидные компенсационные  камеры с размерами по осям 20х10м с ориентировкой длинной  оси вкрест простирания рудной  зоны;

     - проходка выработок бурового  горизонта проводится на 10м ниже  верхнего откаточного горизонта;

     - применение только плоской подсечки;

     - исключается проходка смотровых  выработок.

     Параметры системы: ширина блока 27м, высота 70м, длина  равна мощности рудной зоны.

     Порядок подготовки блока, способа отбойки  руды, выпуск и доставка руды аналогичны предыдущей системе.

     За  счет применения эллипсовидных камер  и плоской подсечки позволяет за более короткий срок произвести их образование (отбойка и выпуск руды), тем более, что технологические массовые взрывы в условиях удароопасности производятся, как правило, только в выходные дни.

     Технико-экономические  показатели по системе:

     Расход  ВВ на первичную отбойку     0,5       кг/т;

     Расход  ВВ на вторичное дробление    0,05      кг/т;

     Потери         9,6-11     %;

     Разубоживание        31-33     %;

     Расход  нарезных выработок на 1000т руды   2,5-3,0    м;

     Производительность  труда одного рабочего шахты  до 300 т/мес. 

     Рассмотрев  три системы разработки и сравнив  их технико-экономические показатели, а также из-за особенностей залегания для дальнейшего расчета принимаем систему этажно-принудительного обрушения с отбойкой руды пучками скважин на компенсационные камеры эллипсовидной формы и зажатую среду. 
 

     3. Выбор конструкции системы и  ее параметров. 

     Согласно  принятого способа подготовки залежь в этаже по простиранию проходкой  ортов делится на блоки. Расстояние между ортами 27м определяет ширину блока. Принятая высота этажа 70м определяет высоту блока. Длина блока определяется мощностью залежи, 70м.

     Блок  состоит из следующих элементов:

     1. Днище блока – в днище блока располагаются выработки приема и выпуска руды из блока (развороты), конвейерные штреки с виброустановками ВДПУ-4ТМ, для доставки и погрузки руды в транспортные средства, откаточный орт для транспортировки руды из блока составами с электровозной откаткой. Исходя из пространственного расположения выработок и высоты разворота, высота днища блока составит 12м.

     2. Подсечка – очистная горная выработка в основании подлежащего выемке массива блока, предназначенная для обнажения его снизу и создания дополнительной компенсации при его отбойке или обрушении. Проектом принимаем плоскую горизонтальную подсечку высотой 2м.

     3. Потолочина состоит из днища  вышележащего отработанного блока высотой 12м и подортового целика высотой 10м. Общая высота потолочины составит 22м.

     4. Параметры основного массива определяются за вычетом всех элементов блока, при этом высота его составит 45м.

     5. Компенсационная камера – очистная вертикальная горная выработка служащая для создания пространства, компенсирующего увеличение объема при отбойке руды основного массива блока. Кроме этого она обеспечивает отрезку основного массива блока по вертикали от основного массива руды.

     Необходимый объем компенсационных камер  определяется из условия, что коэффициент  разрыхления при отбойке руды основного массива должен составлять 1,2-1,3.

     Принимаем по проекту две эллипсовидные  камеры с размерами по осям 16х10, 14х10 и одну круглую диаметром 10м. 

     Объемы  компенсационных камер:

     КК  «Западная»   10х10     78,5м²;

     КК  «Центральная» 14х10     109,9м²;

     КК  «Восточная»  16х10     125,6м². 
 

     4. Описание работ в блоке.

     Первоначально в днище блока с орта производится проходка заходок под виброустановки ВДПУ-4ТМ. Затем, из забоя заходок поднимаются дучки. После проходки дучек производится зачистка заходок и приступают к монтажу платформ ВДПУ, в первую очередь в заходках расположенных под отрезным восстающим. Одновременно с началом проходки заходок под ВДПУ с орта вышележащего горизонта проходится сбойка с оформлением камеры. Из камеры бурятся скважины для проходки отрезного восстающего. Отрезной восстающий проходится секционным взрыванием скважин снизу вверх. К окончанию бурения скважин, в днище блока должны быть закончены работы по монтажу платформы ВДПУ для доставки и погрузки горной массы от проходки отрезного восстающего. Одновременно с этими работами из дучек, где закончен монтаж ВДПУ, проводят засечку и проходку выработок горизонта подсечки. После окончания проходки отрезного восстающего из него производят засечку и проходку выработок бурового горизонта с перепуском отбитой горной массы по отрезному восстающему к месту доставки и погрузки ее в транспортные средства. Как правило, верхний откаточный орт, особенно крепь, после проведения технологических и массовых взрывов при отработке вышележащего блока сильно деформируются и нарушаются. В целях снижения объема восстановительных работ выработки бурового горизонта проходятся ниже вышележащего горизонта на 10м. Одновременно в потолочине с орта проходятся ходки с засечкой и оформлением буровых камер для бурения горизонтальных пучков скважин.

     Буровые работы.

     После проходки нарезных выработок приступают к бурению скважин. Бурение производят станками НКР-100М с диаметром скважин 105мм. Бурение скважин производят одновременно по всем элементам блока, чем обеспечивается непрерывность  фронта очистных работ.

     Очистные  работы.

     После окончания буровых работ приступают к проведению технологических взрывов  по образованию подсечки и компенсационных  камер. К отбойке руды в компенсационных камерах приступают после полного окончания отбойки руды при образовании подсечки и разворотов. После окончания взрывных работ по образованию компенсационных камер и выпуска отбитой руды из них приступают к подготовке и проведению массового взрыва. После проведения массового взрыва приступают к выпуску рудной массы из блока. При составлении проекта на проведение массового взрыва производят расчет планограммы выпуска для обеспечения равномерно-последовательного извлечения руды из блока, определяется в какой последовательности и сколько должно быть выпущено руды из каждого разворота.

     Выпуск  руды с блока делится на две  стадии:

     1. Выпуск чистой руды до начала  разубоживания.

     2. Выпуск разубоженной руды.

     Вторичное дробление и ликвидация зависании  руды производится с применением  ВВ накладными зарядами с платформы  ВДПУ. 

     5. Расчет системы разработки. 

     5.1. Определение запасов по элементам  блока. 

     Запасы  по элементам блока сводим в таблицу. При заполнении таблици ы производим расчет извлекаемых балансовых запасов (Бизв), рудной массы подлежащей выпуску  из блока (Д), количество потерь и разубоживающей породы в тоннах.

     Извлекаемые запасы определяем по формуле:

     Бизв=БĦКи, т    (1)

     Рудная  масса подлежащая выпуску:

     Д=, т    (2)

     Потери  в тоннах: (3)

     П=Б-Бизв, Т

     Количество  разубоживающей породы:

     Р=Д- Бизв.  (4)

     Расчет  производим в табличной форме: 

     Таблица 1 – Распределение запасов по элементам блока.

     5.2. Расчет стоимости нарезных работ. 

     Количество  и протяженность нарезных выработок  определяем по чертежам. Сечение выработок  принято по данным предприятия. 
 

     Таблица 2 – объем нарезных работ.

     Стоимость нарезных работ Сн.р.=Vм³ĦС1м³ = 4667Ħ1300 = 6067100 руб. (5)

       С1м³ – стоимость 1м³ принята по данным предприятия. 

     5.3. Расчет разворота воронок. 

     Бурение штанговых скважин под развороты  производится после монтажа платформы  ВДПУ-4ТМ. Диаметр скважин 65мм. Бурение  производится телескопными перфораторами  с расходом воздуха 5,8м³/мин. Удельный расход ВВ на 1 метр скважины – 3,8кг/м. для заряжания скважин принимаем пневмозарядчик МЗКС-160 с расходом воздуха 10м³/мин. Объем буровзрывных работ принимаем согласно паспорта на образование разворота. 

     Таблица 3 – Объем буровзрывных работ.

       Удельный расход ВВ на 1 т. балансовых запасов:

     qвв= = = 1,36 кг/т.        (6)

     Выход руды с 1 м. скважины:

     q1м =   = = 2,06 т/м.        (7)

     Определяем  трудозатраты и время выполнения работ.

     Трудозатраты  на бурение:

     Тбур = чел – смен,        (8)

     где: _бур – общий объем бурения, 2323 м.

            - количество человек  занятых на бурении, 2 чел.

           - количество станков, 2 ст.

           - сменная норма выработки на 1 станок, принимаем 14м.

           Тбур = = 166 чел – смен.

     Время бурения:

     t_бур = = = 83 смены.       (9)

     Трудозатраты  на заряжание:

     Т_зар = , чел-смен.        (10)

     где:   - общий объем ВВ, 6517 кг;

           - количество человек на обслуживание одного             пневмозарядчика, 5 чел;

            = количество пневмозарядчиков, 1;

           = норма выработки одного пневмозарядчика, принимаем 3000 кг/смену.

       Т_зар = = 10,8 чел-смен.

       Время на заряжание:

     t_зар = = 2.2 смен.        (11)

     Трудозатраты  на доставку и погрузку рудной массы:

     Т_дост = , чел-смен;         (12)

     где: - рудная масса, подлежащая выпуску, 6104 кг;

          - норма выработки на одно ВДПУ - 800 т/смену;

          - количество человек занятых на доставке - 2 (1 машинист ВДПУ и 1 взрывник);

     Т_дост = = 15,26 чел-смен.

     Время на доставку и погрузку:

     t_зар = = = 7,63 смен.        (13)

     Трудозатраты на крепление:

     Т_кр = Т_кр.удБ, чел-смен;         (14)

     где: Т_кр.уд - удельные трудовые затраты на крепление при образовании разворотов, 0,1 чел.смен/1000 т, принимается по данным предприятия.

     Т_кр = = 0,48 чел-смен.

     Трудозатраты  на слесарные работы:

     Т_эл.сл = Т_эл.слБ, чел-смен         (15)

     где: Т_эл.сл - удельные трудовые затраты на электрослесарные работы, 0,08чел.смен/1000 т.

     Т_{эл.сл = = 0,38 чел-смен.}