Проект системы разработки глубоких горизонтов, подверженных горным ударам, на Кальинском месторождении

1. Геологическая характеристика месторождения

1.1 Краткая горно-геологическая характеристика месторождения

1.2 Существующее положение горных работ

2. Режим работы рудника

3. Выбор системы разработки

4. Механизация процессов очистной выемки

5. Параметры системы разработки

5.1 Подготовка блока к очистной выемке

5.2 Распределение запасов руды по стадиям работ и показатели извлечения

5.3 Расчёт технологических процессов очистной выемки

5.4 Организация работ при очистной выемке

5.5 Определение числа камер в одновременной отработке

6. Расчёт и обоснование второго варианта системы разработки

6.1 Механизация процессов очистной выемки

6.2 Параметры системы разработки

6.3 Подготовка блока к очистной выемке

6.4 Распределение запасов руды по стадиям работ и показатели извлечения

6.5 Расчёт технологических процессов очистной выемки

6.6 Организация работ при очистной выемке

6.7 Определение числа камер в одновременной отработке

7. Расчёт закладки выработанного пространства

1. Геологическая характеристика месторождения

1.1 Краткая горно-геологическая характеристика месторождения

Североуральская группа месторождений относится к карстопластообразному типу. В состав группы входят следующие месторождения: Красная Шапочка, Кальинское, Ново-Кальинское, Черёмуховское, Сосьвинское, а так же ряд бокситопроявлений.

В геологическом строении Североуральской группы месторождений принимают участия образования верхнего силура и девона. Венконский ярус селура представлен андезито-базальтовыми порфирами (Покровская свита). Выше по разрезу располагаются образования лудповского яруса, которые в нижней части сложены массивными розовыми известняками (Воскресенская свита) и слоистыми известняками тёмно-серого цвета (Колонгинская свита), а верхней диабазовыми порфиритами, конгломератами, туфобрекчиеми, туфосланцами с прослоями серых известняков (Сосвинская свита).

Непосредственно бокситы Субровского горизонта подстилаются нерасчленёнными отложениями лодловского и жидинского ярусов. В нижней части они сложены конгломератами, песчаниками, сланцами и тёмно-серыми битуминозными известняками розового и светло-серого цвета Петропавловской свиты.

На неровной закарстованной поверхности рифогенных известняков Петропавловской свиты располагаются бокситовые залежи Субровского горизонта.

Перекрываются бокситы известняками эйфельского яруса в разрезе которых выделяются три обособленных горизонта (с низу вверх): тёмно-серые, битуминозные, амфипоровые, слоистые; светло-серые, массивные, рифогенные; тёмно-серые плитчатые и тонкоплитчатые с прослоями глинистых и глинистокремнеевых сланцах. Выше в разрезе залегают известняки живетского и франкского яруса.

В тектоническом отношении Североуральский бокситовый район располагается в западной части Нижне-Тагильского синклинория. Бокситовое оруденение приурочено к моноклинальной зоне западного крыла Шегкльтанской синклинали, сложенной известняками силура и девона. Весь комплекс пород имеет восточное падение под углом 18 — 40^о.

Рудные залежи бокситовых месторождений Североуральской группы имеют сложную пластообразную форму, которая обусловлена рельефом подстилающих известняков, пострудной тектоникой и процессами карстообразования. Бокситы залегают на закарстованных известняках, изобилующих крупными котлованами и воронками неправильной формы глубиной от 1 до 25 м., в связи с этим изменяются и мощности рудных тел.

По степени сложности и выдержанности мощности бокситового пласта рудные поля делятся на три типа: непрерывной, непрерывнопрерывистый и прерывистый. Первый тип характеризуется непрерывным оруденением, в котором безрудные окна встречаются спорадически, имеют небольшие размеры: от нескольких квадратных метров до нескольких сот квадратных метров и на их долю приходится не более 20% всей площади рудного тела. Второй тип — промежуточные, непрерывно-прерывистый, в котором безрудные зоны занимают 20−30% рудного пласта. Третий тип отличается прерывистым оруденением, безрудные окна занимают более 30% общей площади, группируются в вытянутые полосы или в участки иной конфигурации значительных размеров (до нескольких тысяч квадратных метров).

К первому типу рудных полей относится 2-ой и 3-ий Северные участки месторождения Красная Шапочка, ко второму типу — Южный участок месторождения Красная Шапочка, Южный Кедровский участки Черёмуховского месторождения и к третьему типу — остальные.

Для всех месторождения Кальинское характерно:

меридиальное простирание вмещающих пород и рудных тел;

восточное моноклинальное падение вмещающих пород и рудных залежей;

блоковое тектоническое строение месторождений (участков);

практически единой в своей основе литологический комплекс вмещающих пород.

наличие (в зависимости от количества безрудных площадей) трёх типов оруденения.

близости бокситовых разновидностей по минеральному составу.

двухслойное строение рудной залежи. верхняя часть сложена пестроцветными бокситами, нижняя часть — преимущественно красными бокситами (маркими, немаркими, яшмовидными).

верхний контакт рудных тел, как правило, прямолинейный, нижний контакт — за счёт изменения гипсометрии подстилающих пород — извилистый, что обуславливает резкое изменение мощности рудных тел как по падению, так и по простиранию.

С 1984 г. на месторождении начали проявляться мощные удары горнотехнического типа с энергией 10⁸ Дж, которые регистрируются государственной сейсмической сетью наблюдения в радиусе 500 км и представляют собой аналог мелкофокусных землетрясений.

Рудами, склонными к горным ударам являются бокситы следующих литологических разновидностей: красный немаркий, яшмовидный, пестроцветный, обесцвеченный, а также переходные формы красного немаркого и маркого боксита. Коэффициенты хрупкости (К_хр) подстилающих известняков изменяются от 3 до 10; у порфиритов — от 3,2 до 8,1; у туфогенных пород — от 1,8 до 13. Из бокситов наиболее склонными к хрупкому разрушению являются яшмовидные и пестроцветные (К_хр=4,5- 12,8), затем красные немаркие, каменистые (К_хр=2,8−9). Полная информация о показателях горных пород представлена в таблице 1.1.

В целом для месторождения выявлено:

максимальные главные напряжения действуют в субгоризонтальной плоскости и ориентированы в субширотном направлении;

минимальные главные напряжения действуют в плоскости близкой к горизонтальной и ориентированы в субмеридиональном направлении;

промежуточные главные напряжения действуют в направлении близком к вертикали.

Величина главных максимальных напряжений на существующей глубине горных работ соизмерима с прочностью пород на одноосное сжатие и составляет для порфиритов ₁(0,4−0,6)_сж, для подстилающих известняков ₁(0,25−0,75)_сж. При величине _1сж в выработках происходит заколообразование, шелушение и стреляние пород, а при ₁0,5 _сж и наличии хрупких пород месторождение или его участок относят к угрожаемым по горным ударам.

В пределах различных месторождений и крупных тектонических блоков общая напряжённость на соответствующих глубинах неодинаковая и имеет тенденцию возрастания с глубиной.

На формирование концентраторов напряжений и возникновение очагов горных ударов оказывают влияние горно-геологические и технологические факторы, причём превалирующие влияние оказывают природные геологические факторы, на долю которых приходится порядка 70% всех случаев динамических проявлений горного давления.

Таблица 1.1 Основные физико-механические показатели руд (пород)

Примечание. Для коэффициента хрупкости в числителе приведен разброс значений, в знаменателе среднее.

1.2 Существующее положение горных работ

На месторождении применяются Кальинское следующие системы отработки:

1. система слоевого обрушения;

2. камерно — столбовая система разработки;

3. система этажно-камерной отработки;

4. камерная система разработки с закладкой при расположении камер по восстанию;

5. камерная система разработки с закладкой при расположении камер по восстанию под искусственной кровлей.

Месторождение до 40% боксита добывают камерно-столбовой системой разработки. Применяемые варианты камерно-столбовой системы разработки не обеспечивают существенного роста производительности труда. Производительность скреперных лебёдок возрастает за счёт увеличения мощности скреперных лебёдок с 14 — 17 до 28 — 55 кВт и применения более совершенных перфораторов.

Производительность труда рабочего забойной группы при камерно-столбовой системе на руднике несколько ниже, чем на других рудниках. На зарубежных рудниках камерно-столбовая система применяется, как правило, с широким использованием самоходного бурового, погрузочно-доставочного и вспомогательного оборудования. Это обеспечивает высокие показатели при очистной выемке.

Производительность труда в условиях месторождения Кальинское зависит от многих факторов: мощности залежи, угла падения, крепости руды, устойчивости кровли, наличия тектонических нарушений и др.

Цикл очистных работ при камерно — столбовой системе на месторождении состоит из трёх основных производственных процессов: бурения и взрывания шпуров, крепления кровли штангами, доставка отбитой руды.

При разработке месторождения Кальинское камерно-столбовой системой руда в пределах блока доставляется трёхкратным последовательным скреперованием: от забоя по камере (до 15 — 20 м), по панельному штреку (до 20 м) и по наклонному восстающему (до 120 — 140 м). Такое многократное скреперование значительно снижает производительность труда, тем более, что месторождение в настоящее время не имеет специального оборудования для доставки руды по наклонному восстающему большой длины.

При мощности залежи около 2 м трудовые затраты на крепление кровли составляют 42 — 44% суммарных затрат при очистной выемке в блоке. По мере увеличения. По мере увеличения мощности залежи трудоёмкость крепления уменьшается, а трудовые затраты на уборку и доставку руды возрастают до 60 — 65%. Скреперование в пределах панели (по камере и панельному штреку) составляет половину всех трудовых затрат на доставку отбитой руды, а с увеличением мощности рудного тела может достигать 60 — 70% всех трудовых затрат на доставке.

В табл. 1.2. приведен относительный уровень трудовых затрат на выемку панели при разных мощностях залежи и различной высоте этажа.

Таблица 1.2 Трудовые затраты на выемку панели при камерно-столбовой системе разработки, %

Таким образом, доставка при камерно-столбовой системе на месторождении Кальинское является наиболее трудоёмким процессом. Применение погрузочно-доставочных машин устранит этот недостаток. Если при существующей технологии производительность доставки в пределах панели составляет в среднем 20 м³/смену, то при применении самоходных машин она будет увеличена до 50 — 60 м³/смену.

Однако в условиях месторождения, залегающего под углом 15 — 35^о при весьма неровной поверхности подстилающих пород, применение самоходных машин сопряжено с рядом трудностей и при существующем варианте очистной выемки оказалось неприемлемым.

Применение самоходной техники, с помощью которой на руднике добывается более 25% боксита, способствовало повышению производительности труда забойного рабочего на 20−25% и резкому увеличению суточной производительности блока. Рост этих показателей сдерживается рядом особенностей использования самоходных машин на месторождении:

необходимостью включать в комплекс самоходных машин скреперные лебёдки для зачистки руды из углублений и неровностей почвы;

значительными расходами подготовку отдельных участков месторождений в связи с их разобщённостью;

наличием участков разной мощности, что затрудняет выбор комплексов машин с подходящими характеристиками для повсеместного применения.

2. Режим работы рудника

Предприятие работает в соответствии установленным графиком работ, а именно:

— рабочих дней в году — 305;

— продолжительность рабочей недели — 36 часов.

Исходя из эксплуатационной характеристики и количества машин, на добычном участке назначается годовой план участка. От объема добычи зависит количество рабочих на участке Добыча ведется в три смены, кроме подготовки все ремонтные и подготовительные работы ведутся в смену подготовки, за исключением, когда происходит отказ техники.

Продолжительность смен 7 часов. Смены наслаиваются, друг на друга что позволяет совместить завершающие операции одной смены и подготовительные другой.

1-ая смена с 1часу до 8 часов.

2-ая смена с 7 часов до 14.

3-ья смена с 13 до 20 часов.

4-ая смена с 19 до 2 часов.

3. Выбор системы разработки

На Кальинском месторождении (руда крепкая, устойчивая, вмещающие породы устойчивые) применяется варианты камерно-столбовой система разработки.

Для отработки месторождения возможно применение варианта камерно-столбовой системы разработки с оставлением рудных целиков прямоугольной формы. Отбойка руды — шпуровая. Доставка полезного ископаемого, в пределах блока, — скреперная. Управление горным давлением — рудными целиками.

Однако при переходе на большие глубины ведёт за собой увеличение размеров рудных целиков. А большая ценность бокситовых руд ведёт к отказу от данного варианта системы разработки успешно применяемая на верхних горизонтах.

Альтернативный вариант отработки месторождения — вариант этажно-камерной системы разработки. Сущность системы разработки: блок делится на камеры и ленточные целики шириной 6 — 10 м., ориентированные по простиранию рудного тела, сначала отрабатываются запасы камер, затем междукамерных целиков. Очистная выемка производится с применением скважинной отбойки с выпуском руды в специальные полевые выработки, пройденные в породах лежачего бока.

При варианте этажно-камерной системы разработки удельный объём подготовительно — нарезных работ и коэффициент подготовки блока очень высоки, что снижает эффективность её применения.

Камерно — столбовая система и система этажного обрушения не удовлетворяет в полной мере технику безопасности при отработке месторождения.

Сущность, предлагаемой к отработке системы разработки: этаж высотой 60 м делится на два подэтажа высотой по 30 м. На откаточном горизонте проводят рудный и полевой откаточные штреки и орты. В основании каждого подэтажа проводят транспортные штреки и штреки подсечки. По центру каждой камеры, расположенной в крест простирания, проводят буровой восстающий из которого буровым станком УДАР — 2 бурят веерные комплекты скважин. После взрывания и проветривания транспортно-погрузочной машиной ПД-8 руда транспортируется к разгрузочным камерам и по рудоспуску поступает на откаточный штрек и загружается в вагонетки.

Зачистки почвы не требуется, так как руда полностью отбрасывается к выпускным выработкам, направленным по падению рудного тела взрывом.

4. Механизация процессов очистной выемки

Буровой станок «Удар-2»:

производительность, м/смену…8 — 20

диаметр скважин (_скв), мм…56 — 75

глубина бурения (h_скв), м…50

крепость пород (f)…до 20

удельный расход воздуха, м³/мин…6

минимальные размеры буровой выработки, м:

ширина…2

высота…2,2

масса, кг…161

Погрузочно-доставочная машина ПД-8:

грузоподъемность, т…8

вместимость ковша, м³…4

высота разгрузки ковша, м…2,3

мощность двигателя, кВт…140

колея, м…2

габариты, м:

длина…9

ширина…2,5

высота…2,5

масса, т…22,4

размер шин, мм…500−635.

Зарядчик УЗС-1500:

производительность, кг/мин…80

диаметр скважин (_скв), мм…105

плотность заряжания, кг/см³…1,15−1,2

масса, кг…270

5. Параметры системы разработки

высота этажа — 60 м;

высота подэтажа — 30 м;

длина блока — 150 м;

ширина камеры — 15 м.

Объём камерного запаса:

V= ==225 000, м³; (5.1.)

где m_{г -} горизонтальная мощность рудного тела,

— угол наклона рудного тела.

5.1 Подготовка блока к очистной выемке

Обоснование длин подготовительных и нарезных выработок.

длина откаточного штрека равна:

— полевой:

L_о.ш.= 150, м (5.2.)

— рудный:

L_о.ш.= 150, м (5.3.)

автосъезд:

L_авт=288, м; (5.4.)

где — угол наклона автосъезда, град.

восстающий:

H_вст= ==120, м; (5.5.)

буровой восстающий:

H_вст= 55 м; (5.6.)

откаточный орт:

L_орт= 50 м; (5.7.)

доставочный штрек:

L_д.ш.= 150 м; (5.8.)

выпускная выработка:

L_вып= 10 м; (5.9.)

разгрузочная камера:

L_р.кам= 10 м; (5.10.)

сбойка с восстающим:

L_сб. = 10 м; (5.11.)

рудоспуск:

L_р. = 32 м;

отрезной штрек:

L_шт=150 м; (5.12.)

отрезная щель:

площадь сечения равна

S_от.щ.= 25 м² (5.13.)

объём отрезной щели

м³ (5.14.)

Подготовительно-нарезные работы.

Таблица 5.1 Характеристика подготовительных и нарезных выработок в блоке

Таблица 5.2 Объёмы подготовительно-нарезных работ в блоке

Таблица 5.3 Распределение запасов руды в блоке по стадиям работ

5.2 Распределение запасов руды по стадиям работ и показатели извлечения

Распределение запасов руды по стадиям работ приведены в таблице 5.2 и таблице 5.3.

Расчёт показателей извлечения:

расчёт коэффициента подготовки:

К_п=, м/1000т. (5.15)

где Q_бл — балансовые запасы блока, т;

Q_п.н. — количество добытой рудной массы при проведении подготовительных и нарезных работ, т;

L_п.н. — общая длина выработок, м.

расчёт удельного объёма подготовительно-нарезных работ на 1000 т.

К_уд= ==58,9, м³/1000т. (5.16)

где V_п.н. — объём руды добытой при проходке подготовительно-нарезных выработок, м³.

определение расчётного коэффициента извлечения и разубоживания по блоку:

К_и= ==88,8%. (5.17)

R=100=100=6,1%. (5.18)

где Q_и— извлекаемый запас руды, т;

Q_р.м.— масса добытой руды, т.

5.3 Расчёт технологических процессов очистной выемки

Расчёт показателей паспорта БВР.

определение линии наименьшего сопротивления:

W= м. (5.19)

где dдиаметр скважин, =56 мм;

— плотность ВВ, =1,2 г/см³;

— относительная длинна заряда, =0,7;

удельный расход ВВ, =2,1кг/м³;

K-коэффициент сближения скважин, =0,6.

количество ВВ в 1-ом метре скважины:

q_ВВ=, кг/м; (5.20)

определение числа скважин в веере:

объём отбиваемого слоя:

V_сл=, м³; (5.21)

где: S_выр— площадь сечения бурового восстающего, м².

количество ВВ в слое 1-го веера:

кг (5.22)

суммарная длина скважин:

L_скв=243, м (5.23)

число скважин:

= 25 скв (5.24)

Графически строим веер скважин и определяем угол наклона скважины и длину заряда.

В таблицу 5.4. заносим все необходимые значения для подсчёта трудозатрат и продолжительности бурения одного веера скважин.

Таблица 5.4 Паспорт БВР по I-ой системе разработки

5.4 Организация работ при очистной выемке

Определение трудозатрат и времени по отдельным операциям при добыче полезного ископаемого:

бурение скважин (трудозатраты и время необходимое для обуривания камеры приведены в таблице 4), определяется с коэффициентом перевыполнения равным 1,06.

— трудоёмкость бурения — чел. смен.

— продолжительность бурения — смен.

заряжание скважин ВВ:

чел. смен. (5.25)

где Q_вв— суммарное количество ВВ в камере;

N_люд— число людей занятых на заряжании;

П_зар— производительность зарядчика.

время заряжания:

t_зар=t_озар+t_всп (5.26)

где t_озар— время непосредственно на заряжание;

t_озар=cмен. (5.27)

t_всп- время вспомогательных операций связанных с заряжанием (монтаж взрывной сети, проверка на отказ и т. д.)

t_зар=20+10=30 мин. Т_зар=0,03, чел. смен.

доставка полезного ископаемого:

чел.смен. (5.28)

где П_м— сменная производительность доставочного оборудования, т/смену.

Определение сменной производительности доставочного оборудования:

т/смену. (5.29)

где Vк— объём ковша ПД-8, =4,м³;

_р— плотность руды в разрыхленном состоянии, =2,7 кг/м³;

k_з— коэффициент заполнения, =0,8;

К_и - коэффициент использования ПД-8, =0,9;

T_см— продолжительность смены, =420,мин;

T_р— продолжительность рейса, мин.

T_р=t_з+t_дв+t_р+t_м, мин

где t_з— время загрузки ковша, мин

мин. (5.30)

где Вширина выработки, мм;

d_ср— средний диаметр куска, мм.

t_дв— время движения, мин;

t_дв, мин. (5.31)

где L_max и L_min- максимальная и минимальная длина доставки, м.

t_р и t_м— время разгрузки =0,5 мин и маневров =1,3 мин.

T_р=0,97+11,1+0,5+1,3=13,87, мин.

т/смену. (5.32)

чел. смен. (5.33)

Время работы машины ПД-8 принимаем 2,7 смены.

График организации работ в блоке по 1-ой системе приведён на графическом материале.

5.5 Определение числа камер в одновременной отработке

Производительность труда рабочего очистного забоя:

P_оч.заб.=, т/смену. (5.34.)

Время отработки камеры:

=2291, смен. (5.35.)

где Q_р.м — количество рудной массы, т;

Q_сл — количество руды в одном слое, т;

t_сл — время выемки одного слоя, смен.

Производительность блока:

P_бл= (5.36.)

где Q_бл — запасы блока, т;

К_уч — коэффициент участия очистных работ.

Число камер в одновременной отработке:

N_к= (5.37.)

где А_год— годовая производственная мощность;

— коэффициент резерва.

Расчёты себестоимости добычи сведены в таблицы 5.5 — 5.8.

Таблица 5.5 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Заработная плата»

Таблица 5.6 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Затраты на амортизацию оборудования «

Таблица 5.7 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Затраты на энергию»

Таблица 5.8 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Затраты на материалы»

6. Расчёт и обоснование второго варианта системы разработки

Сущность системы разработки: блок высотой 60 м отрабатывают заходками шириной и высотой 8 м и расположенными под углом 60^о к его простиранию. Угол наклона заходок к горизонту 6^о. Выемка заходок осуществляется через одно. После затвердевания закладки в заходках осуществляют выемку целика между ними.

Для бурения шпуров применяют самоходную бурильную установку 1СБУ — 2 с двумя манипуляторами. Отбитую руду из заходок до рудоспуска транспортируют погрузочно-транспортной машиной ПД-8.

После выемки руды в устье заходки возводится перемычка и выработанное пространство заполняется твердеющей смесью.

6.1 Механизация процессов очистной выемки

Буровой установка «1СБУ — 2»:

производительность, м/час…31,5

диаметр шпуров (_скв), мм…43

удельный расход воздуха, м³/мин…6

давление сжатого воздуха, МПа…5 — 6

размеры установки, м:

длина…9200

ширина…2000

высота…2250

масса, кг…9700

Зарядчик «Курама»:

производительность, кг/мин…80

диаметр шпуров (_скв), мм…105

плотность заряжания, кг/см³…1,15−1,2

масса, кг…270

6.2 Параметры системы разработки

высота этажа — 60 м;

длина блока — 150 м;

ширина заходки — 8 м.

Объём камерного запаса:

V= ==225 000, м³; (6.1.)

где m_{г -} горизонтальная мощность рудного тела,

— угол наклона рудного тела.

6.3 Подготовка блока к очистной выемке

Обоснование длин подготовительных и нарезных выработок.

длина полевого откаточного штрека равна:

L_о.ш.= 150, м (6.2.)

автосъезд:

L_авт=288, м; (6.3.)

где — угол наклона автосъезда, град.

восстающий:

H_вст= ==120, м; (6.4.)

Подготовительно-нарезные работы.

Таблица 6.1 Характеристика подготовительных и нарезных выработок в блоке

Таблица 6.2 Объёмы подготовительно-нарезных работ в блоке

Таблица 6.3 Распределение запасов руды в блоке по стадиям работ

доставочный штрек:

L_д.ш.= 150 м; (6.5.)

заезд на слой:

L_вып= 15 м; (6.6.)

рудоспуск:

L_р. = 120 м; (6.7.)

6.4 Распределение запасов руды по стадиям работ и показатели извлечения

Распределение запасов руды по стадиям работ приведены в таблице 2 и таблице 6.3.

Расчёт показателей извлечения:

расчёт коэффициента подготовки:

К_п=, м/1000т. (6.8)

где Q_бл — балансовые запасы блока, т;

Q_п.н. — количество добытой рудной массы при проведении подготовительных и нарезных работ, т;

L_п.н. — общая длина выработок, м.

расчёт удельного объёма подготовительно-нарезных работ на 1000 т.

К_уд= ==36,2 м³/1000т. (6.9)

где V_п.н. — объём руды добытой при проходке подготовительно-нарезных выработок, м³.

определение расчётного коэффициента извлечения и разубоживания по блоку:

К_и= ==92%. (6.10)

R=100=100=4,6%. (6.11)

где Q_и— извлекаемый запас руды, т;

Q_р.м.— масса добытой руды, т.

6.5 Расчёт технологических процессов очистной выемки

Расчёт показателей паспорта БВР.

Количество ВВ на взрыв:

кг. (6.12.)

где q — удельный расход ВВ, q =2,1 кг/м³;

S — площадь поперечного сечения выработки, м²;

l _ш — длина шпура, м;

— коэффициент использования шпура, =0,87.

Число шпуров в забое:

шт.; (6.13.)

где а — коэффициент заполнения;

k— коэффициент учитывающий плотность ВВ.

6.6 Организация работ при очистной выемке

Определение трудозатрат и времени по отдельным операциям при добыче полезного ископаемого:

бурение шпуров чел. смен. (6.14.)

где L_ш — суммарное число шпуров, м;

П_бур— производительность бурильной установки, м/смену.

заряжание скважин ВВ:

чел. смен. (6.15.)

где Q_вв— суммарное количество ВВ в камере;

N_люд— число людей занятых на заряжании;

П_зар— производительность зарядчика, кг/смену.

t_озар=cмен. (6.16.)

доставка полезного ископаемого:

чел. смен. (6.17.)

где П_м— сменная производительность доставочного оборудования, т/смену.

Определение сменной производительности доставочного оборудования:

т/смену. (6.18.)

где V_к— объём ковша ПД-8, =4,м³;

_р— плотность руды в разрыхленном состоянии, =2,7 кг/м³;

k_з— коэффициент заполнения, =0,8;

К_и - коэффициент использования ПД-8, =0,7;

T_см— продолжительность смены, =420,мин;

T_р— продолжительность рейса, мин.

T_р=t_з+t_дв+t_р+t_м, мин

где t_з— время загрузки ковша, мин

мин. (6.19.)

где Вширина выработки, мм;

d_ср— средний диаметр куска, мм.

t_дв— время движения, мин;

t_дв, мин. (6.20.)

где L_max и L_min- максимальная и минимальная длина доставки, м.

t_р и t_м— время разгрузки =0,5 мин и маневров =1,3 мин.

T_р=0,28+11,9+0,5+1,3=14, мин.

т/смену. (6.21.)

чел. смен. (6.22.)

Время работы машины ПД-8 принимаем 0,75 смены.

6.7 Определение числа камер в одновременной отработке

месторождение рудник глубокий горизонт Производительность труда рабочего очистного забоя:

P_оч.заб.=, т/смену. (6.23.)

Время отработки камеры:

=696, смен. (6.24.)

где Q_р.м — количество рудной массы, т;

Q_сл — количество руды в одном слое, т;

t_сл — время выемки одного слоя, смен.

Производительность блока:

P_бл= (6.25.)

где Q_бл — запасы блока, т;

К_уч — коэффициент участия очистных работ.

Число камер в одновременной отработке:

N_к= (6.26.)

где А_год — годовая производственная мощность;

— коэффициент резерва.

Расчёты себестоимости добычи сведены в таблицы 6.4−6.7.

Таблица 6.4 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Заработная плата»

Таблица 6.5 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Затраты на амортизацию оборудования»

Таблица 6.6 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Затраты на энергию»

Таблица 6.7 Расчет себестоимости 1 тонны руды по статье «Затраты на материалы»

Таблица 6.8 ТЭП по двум системам

7. Расчёт закладки выработанного пространства

В данной курсовом проекте применятся камерная система разработки с последующей закладкой очистного пространства. Закладка служит, для того чтобы предотвратить сдвижение вмещающих пород после выемки блока, а иногда для создания благоприятных условий для выемки целиков. В последнем случае применяют твердеющую закладку, позволяющую до минимума сократить потери руды при выемке целиков.

Применение закладки выработанного пространства обеспечивает высокую полноту извлечения полезных ископаемых, безопасность работ в сложных горно-геологических условиях, исключает возможность самовозгорания руд, а при разработке глубоких горизонтов является эффективным средством поддержания горных пород.

Для транспортировки закладочного материала по трубопроводам сжатым воздухом, на Кальинском месторождении применяется пневматическая закладочная машина барабанного типа ДЗМ-2, позволяющая производить загрузку породы в трубопровод, находящийся под давлением сжатого воздуха. Закладочная машина расположена на поверхности рудника.

Таблица 7.1 Техническая характеристика ДЗМ-2

Приготовленная смесь через питатель и приёмные воронки по трубопроводу в закладочном стволе подаётся в отработанные камеры.

После окончания транспортирования материалов ставы труб промывают или продувают сжатым воздухом.

В качестве закладочных материалов применяют песок, дроблёные горные породы, полученные в шахте или добытые на поверхности, породы от моек и сортировок, из отвалов на поверхности, хвосты обогатительных фабрик, котельные и металлургические шлаки.

Твердеющая закладка представляет собой смесь следующих компонентов — вяжущего, заполнителя и воды, концентрация того или другого компонента зависит от значения нормативной прочности закладочного материала.

В качестве нормативной прочности закладки принимают максимальную из величин прочности закладки при сжатии, рассчитывается:

для стадии отработки камер:

(7.1)

где n — коэффициент запаса прочности, n=1,5;

k_ф — коэффициент формы целика:

(7.2)

а и h — соответственно поперечный размер искусственного целика и его высота, м;

k_д — коэффициент, учитывающий длительную прочность искусственного целика, k_д=1;

k — коэффициент, учитывающий угол падения залежи:

₁ и ₂ — удельный вес соответственно пород пригружающей толщи и закладки, т/м³;

Н₁ — высота толщи, пригружающей искусственную опору, м;

S — площадь кровли, приходящаяся на искусственную опору, м²;

s — поперечная площадь искусственного целика, м²;

h₂ — высота обнажаемой части закладочного массива, м.

(7.3)

для стадии отработки рудных целиков:

(7.4)

где k_н — коэффициент, учитывающий, какая часть массы столба пород нагружает искусственный массив:

(7.5)

Н — глубина залегания от поверхности, м;

L — расстояние между осями рудных целиков, м;

а — ширина искусственного целика, м.

(7.6)

Полученные значения _сж сравнивают с нормативной прочностью закладки в вертикальном обнажении _сж3 и из них выбирается наибольшее:

_сж3=2,45, МПа.

Принимаем нормативную прочность закладки 4,02 МПа.

Состав и стоимость твердеющей закладки зависят от наличия местных материалов, необходимой прочности, принятой схемы её приготовления и способа подачи закладочного материала в выработанное очистное пространство приведены в таблице 7.2.

Таблице 7.2 Состав твердеющей закладки

Годовая производительность закладочного комплекса:

(7.7)

где k_н.д. — коэффициент неравномерности добычи, k_н.д.=1,25;

k_у — коэффициент усадки твердеющей закладки, k_у=1,01.

Часовая производительность закладочного комплекса:

(7.8)

где N_д и N_см — число соответственно рабочих дней в году и смен в сутки при производстве закладочных работ;

Т_см — продолжительность смены, час;

Т_пз — время на подготовительно-залючительные операции, час;

K_п — коэффициент технологических простоев, k_п=0,9.

Таким образом закладочный комплекс обеспечивает часовую производительность закладочных работ и соответствует техническим характеристикам.

По полученным технико-экономическим показателям вариант системы разработки слоевой выемки камер расположенных под углом 60^о к простиранию и закладкой выработанного пространства превосходит вариант камерной системы разработки со взрыводоставкой практически по всем показателям. Разница в себестоимости составляет 1,5%. Таким образом, для очистной выемки предлагается второй вариант системы разработки.