Разработка месторождений в условиях шахты «Северная» ОАО «ГБРУ»

Разработка месторождений в условиях шахты «Северная» ОАО «ГБРУ»

Курсовой проект выполняется для закрепления и практического применения знаний, полученных при изучении дисциплин «Основы горного дела»

Курсовой проект выполнен согласно «Руководства по выполнению курсового проекта по дисциплине „Основы горного дела“» и раздела «Технология горных работ» для студентов специальности 180 400- «Электропривод и автоматика промышленных установок и технологических комплексов», УГГУ, г. Екатеринбург, 2011 г. Кроме рекомендуемой литературы при проектировании использовались «Нормы технического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки ВНТП 13−2-93», Санкт-Петербург, 1993 г.

В курсовом проекте рассмотрены вопросы разработки нового месторождения согласно основных направлений развития горнорудной отрасли промышленности, выбраны схема вскрытия и подготовки, а также система разработки.

горнорудный промышленность шахта

1. Горно-геологическая характеристика месторождения

Таблица 1.1

Таблица. Углы сдвижения пород, град

2. Подсчет запасов в шахтном поле

Геологические запасы шахтного поля определяются по формуле:

Таблица Таблица 2.1 Условия курсового проекта сведены в табл. 2.1

Промышленные запасы руды в шахтном поле, подлежащие обработке подземным способом (Z_пр), определяются путем исключения из балансовых запасов, отрабатываемых открытым способом и проектных потерь руды, включающих общешахтные потери в целиках под охраняемыми зданиями, сооружениями и т. д:

где — балансовые запасы шахтного поля, т;

— балансовые запасы месторождения, отрабатываемые открытым способом, равно 0 т;

— потери руды в барьерных и охранных целиках, равно 0 т;

Количество добываемой рудой массы (эксплуатационные запасы рудной массы) в шахтном поле (т) определяются с учетом потерь и разубоживания руды при добыче, зависящих от технологии очистных и подготовительных работ в блоке (панели), т. е. от выбранной системы разработки:

— эксплуатационные запасы рудной массы шахтного поля, т;

где — коэффициент извлечения руды, зависящий от применяемой системы разработки. Так как по условиям курсового проекта рудное тело залегает близко от поверхности и мощность его равна 9 м, то отработка его возможна только системами с закладкой. Применение других систем разработки приведет к сдвижению поверхности и как следствие, к дополнительным затратам на ее рекультивацию, и осуществлению мероприятий направленных на сохранении существующих на поверхности зданий и сооружений. Для системы слоевого обрушения с выемкой руды забоем — лавой (приложение 1) =0,97;

— коэффициент извлечения руды из барьерных и охранных целиков;

— коэффициент разубоживания руды, зависящий от применяемой системы разработки, для системы слоевого обрушения с выемкой руды забоем — лавой (приложение 1) =0,05%;

— коэффициент разубоживания руды, зависящий от применяемой системы разработки целика; Так как месторождение проектируется отрабатывать только подземным способом и вскрывающие стволы предполагается расположить за пределами охранного целика,

— промышленные запасы шахтного поля будут составлять:

3. Режим работы, мощность и срок службы

Продолжительность рабочей недели трудящихся:

— На подземных работах — 36ч;

— На поверхности — 40ч;

— Число рабочих дней в неделе для всех категорий трудящихся — 5;

— Продолжительность смены для подземных рабочих — 7ч;

Режим работы рудника:

— Число рабочих дней в году — 305;

— Число рабочих дней в сутки — 3;

— Число рабочих смен по выдаче руды — 2;

Годовая производительность рудника для горизонтальных и пологих месторождений (более 25⁰) A (т/год) определяется по формуле:

При использовании величины среднегодового понижения горных работ V по данным практики поправочные коэффициенты

Расчетный срок службы рудника (лет) равен:

где: , — периоды развития и затухания добычи (лет)

— годовая производительность шахты, млн. т.,

где — полный срок службы рудника,

— нормативный срок службы рудника.

Условие выполнено (см. приложение 2, таб.П.2.3).

4.Подготовка шахтного поля

Выбираем этажный способ подготовки рудного тела, высоту этажа принимаем равной 50 м (таблица 2.3).

Для отработки месторождения выбираем полевой способ подготовки горизонтов. Подготовка осуществляется одним полевым штреком, который находиться по простиранию в 20 метров от рудного тела. Из полевого штрека, через 120 метром вкрест простирания рудного тела, до висячего бока, проходятся орт-заезды. Из орт-заездов, через соединительную выработку, под висячим боком, проходятся рудные восстающие до сбойки с верхним горизонтом. Восстающие проходятся по центру будущего блока.

Число этажей в шахтном поле:

.

Балансовые запасы руды в этаже (тыс.т.)

Срок отработки этажа Число этажей обслуживаемых одним концентрационным горизонтом, согласно рекомендации таб.2.4.

Число концентрационных горизонтов для отработки рудного тела — 10.

Число блоков в этаже

где м — размер блока по простиранию.

Балансовые запасы руды в блоке

5. Вскрытие шахтного поля

Вскрытие месторождения осуществляется главными и вспомогательными вскрывающими выработками.

Главные вскрывающие выработки (стволы и штольни) проходятся непосредственно с поверхности, К вспомогательным вскрывающим выработкам относятся квершлаги и штреки, вентиляционные стволы и шурфы, слепые шахтные стволы и другие выработки, служащие для вскрытия отдельных участков рудного тела, вентиляции и т. д.

Способы вскрытия по роду применяемых главных выработок разделяются на вскрытие штольней, вскрытие шахтным стволом (вертикальным и наклонным) и комбинированное вскрытие.

Рельеф местности спокойный, поэтому вскрытие штольней и комбинированное вскрытие отпадают.

Разведанная глубина залежи — 880 м. Вскрытие наклонными стволами, оборудованными конвейерами, целесообразно применять при большой 4−6 млн.т. добыче шахты.

При равной производительной мощности шахт сечение вертикального ствола меньше, так как подъем по вертикальному стволу может производиться с большей скоростью и размеры подъемных сосудов, могут быть меньше, чем в наклонных стволах.

Водоотлив по вертикальному стволу шахты значительно дешевле из-за меньшей длины трубопроводов.

Проходка вертикального ствола дешевле, чем наклонного ствола.

Кроме того, стоимость проходки, крепления и поддержания 1 м наклонного ствола выше, чем вертикального такой же производительности.

Исходя из вышеизложенного, вскрытие месторождения производим вертикальным стволом.

Так как срок отработки шахты 33 года, вскрытие ее производим в две очереди.

Вскрытие месторождения осуществляется вертикальными стволами. По условиям безопасности вертикальный ствол в лежачем боку закладывается на определенном расстоянии от границы сдвижения пород на поверхности в направлении вкрест простирания месторождения.

Положение ствола в направлении простирания определяется с учетом следующих факторов: безопасности и удобства расположения устья ствола и поверхностных сооружений; расходов на подземный и поверхностный транспорт руды и породы, доставку материалов к месту работ, вентиляцию подземных выработок, а также затрат времени на передвижение людей в шахте к месту работы.

Вскрытие месторождения вертикальным фланговым стволом целесообразно при небольшой длине месторождения.

Исходя из вышеизложенного, и согласно рекомендациям [4], «При освоении залежей, до глубины 600 — 800 м, наиболее целесообразно применение вертикального рудоподъемного, ствола в сочетании с наклонным или спиральным съездом» вскрытие производим вертикальными стволами, расположенными с торцов залежи за зоной сдвижения горных пород Месторождение вскрываем на всю глубину так как вскрывающий ствол будет оборудован скиповым подъемом, то по условиям погрузки и улавливания просыпающейся руды, стволы проходятся на 50 м глубже разведанной глубины залежи, закладочно — транспортный съезд до концентрационного горизонта.

После того как определили место заложения стволов рассмотрим порядок вскрытия этажей

— вскрытие групповыми (концентрационными) квершлагами .

Вскрытие групповыми (концентрационными) квершлагами значительно снижает затраты на горно-капитальные работы и позволяет интенсифицировать разработку месторождения. Наличие запасов руды в перепускных восстающих положительно сказывается на работе транспорта и подъема.

На концентрационном горизонте от главного ствола до месторождения проходятся квершлаги, а вдоль рудного тела — штреки от них до вспомогательных стволов, В соответствии с годовой производительностью шахты, таблицей 2.5 [1], в качестве транспорта по вскрывающим и подготовительным выработкам как на концентрационных так и на промежуточных этажах принимаем электровозную откатку со следующими параметрами:

ширина колеи — 750 мм;

сцепной вес локомотива — 100 кН;

емкость кузова вагонетки — 2,5 м³.

Для выдачи руды по вертикальному стволу, в соответствии с приложениями 4 и 5, выбираем следующий тип подъемных сосудов: 2 скипа грузоподъемностью 10 т; - одну двухэтажную клеть с размерами пола 4,5×1,54. Диаметр главного ствола 6,5 м.

В соответствии с приложением 6 выбираем кольцевой тип околоствольного двора. Объем околоствольного двора 1750 м³.

Площадь поперечного сечения вскрывающих и подготовительных горных выработок определяется с учетом размещения в них подъемных сосудов и транспортных средств и проверяется по условия вентиляции.

Расход воздуха Q (м³/с), подаваемого в шахту, определяется, ориентировочно, по формуле:

где — годовая производительность шахты, млн.т.

5.1 Околоствольные дворы

При данной системе вскрытия, технологическом назначении шахтных стволов и их оборудовании, применении электровозного транспорта принимается кольцевая схема околоствольного двора.

Рис.

Кольцевой типовой околоствольный двор железорудной шахты:

1. клетевой околоствольный двор;

2. обгонная выработка;

3. скиповой околоствольный двор;

4. камера медпункта;

5. камера ожидания;

6. электроподстанция;

7. насосная;

8. водосборник с отстойником;

9. камера обеспыливающей установки;

10. камера хранения проб руды;

11. обгонные выработки;

12. опрокидыватель на 2-е 10-тонные вагонетки;

13. ствол шахты № 1;

14. ствол шахты № 2.

6. Число этажей, отрабатываемых на первом этапе вскрытия

Вскрытие данного месторождения будет осуществляться концентрационными горизонтами. Количество концентрационных горизонтов на месторождении принимаем 10. Поэтому на первом этапе вскрытия глубина первого шага залегает на горизонте минус 528 м., где расположен первый концентрационный горизонт, глубина второго шага залегает на горизонте минус 880 м. На каждом шаге вскрытия вскрывается одновременно 13 этажей.

Если срок существования шахты превышает 20−25 лет, то проектирование вскрытия месторождения целесообразно осуществлять поэтапно (очередями).

Отрабатываемые балансовые запасы первой очереди (T) определяются из условия работы шахты заданной проектной мощности, А в течении 15−20 лет.

где — время отработки запасов первой очереди, лет.

где — расстояние от верхней отметки залежи до нижней отметки запасов первой очереди вскрытия и отработки, м.

Глубина вскрытия запасов первой очереди Hi (м) составляет Расчет сечения горно-капитальных выработок показан в табл. 5.2

Таблица 5.2. Расчет площади поперечного сечения горно-капитальных выработок.

6.1 Выбор системы разработки

Выбор системы разработки производим на основании рекомендаций [1,2,6,8]. Выбор технически приемлемой системы разработки производим по форме табл. 2.7.

Условия: порода устойчивая, руда средней устойчивости, мощность рудного тела — 9 м, угол падения — 70°

Таблица 6.1. Выбор технически приемлемой системы разработки

— Согласно табл. 6.1, отработка рудного тела возможна слоевым обрушением.

— Сущность системы разработки заключается в определенном порядке и технологии выемки руды некоторой совокупностью подготовительных, нарезных и очистных выработок и возводимых в них искусственных сооружений и устройств.

— Для отработки данного рудного тела выбираем вариант «Слоевого обрушения с выемкой руды забоем-лавой крутого падения» .

6.2 Описание системы разработки слоевого обрушения с применением самоходного оборудования и выемка руды с лавой

Месторождение, в результате вскрытия, разделяют на этажи приблизительно по 55 метров. Этажи погашают последовательно в нисходящем порядке. Этаж по простиранию разделяют на блоки, которые отрабатывают слоями, начиная с верхнего слоя. Длина блока — 130 метров. В пределах каждого слоя отработка ведется длинным, на всю мощность рудного тела, забоем (лавой) от одного фланга блока к другому, с применением самоходного оборудования, под защитой крепи. В качестве крепи используют механизированную оградительно-поддерживающую крепь. По мере выемки руды в слое производится передвижка крепи, в результате чего происходит обрушение вышележащих вмещающих пород. Для предотвращения обрушения пород в отбиваемую руду и в очистное пространство на почву каждого слоя укладывают настил из металлической сетки. При отработке нижележащего слоя созданный настил находится в кровле и является матом.

Подготовку блока осуществляют полевыми и рудными откаточными штреками и ортами, а также наклонным автосъездом для обеспечения возможности применения самоходного оборудования. Из условий вентиляции проводят блоковый восстающий в три отделения, первое отделение которого, помимо функций связанных с вентиляцией, используют для спуска-подъёма материалов и оборудования. Второе отделение восстающего используют в качестве рудоспуска. Третье отделение является ходовым.

Нарезные работы, проводимые на каждом слое — одинаковы, и включают в себя проведение рудных слоевых штреков со стороны висячего и лежачего боков, слоевого орта на границе блока, а также сбойки от автоуклона до слоевого штрека со стороны л/б и отрезной щели. Слоевой штрек со стороны лежачего бока необходим для возможности перемещения оборудования в ходе очистной выемки, а также для перемещения самоходного оборудования с вышележащего слоя, после отработки его запасов, на нижележащий слой блока. Слоевой штрек со стороны висячего бока необходим для возможности перемещения оборудования в ходе очистной выемки (от забоя к рудоспуску), а также для обеспечения вентиляции блока.

Очистные работы заключаются в последовательном выполнении следующих операций:

— бурение шпуров в забое;

— заряжание, взрывание и проветривание забоя;

— погрузка и доставка отбитой руды до рудоспуска;

— укладка на почву слоя перекрытия (двойной слой металлической сетки);

— передвижка крепи.

Обуривание забоя производят самоходной буровой установкой. Отбойка руды ведётся шпурами сразу на всю длину очистного забоя. Отбитая руда доставляется до рудоспуска малогабаритными погрузо-доставочными машинами и по рудоспуску до откаточного горизонта под действием собственного веса.

Параметры обнажения кровли, определяются расстояниями между краями рудных и искусственных целиков при отработке первичных и вторичных камер, предельно допустимые сроки отработки камер и стояния их без закладки определяются в соответствии с «Руководством по выбору конструктивных параметров камерной системы разработки с твердеющей закладкой на шахтах». Выбранные линейные параметры уточняются расчетом необходимой прочности закладки.

Для условий курсового проекта, принимаем :

— размер блока по простиранию — 130 м;

— необходимая прочность закладки при закладке камер 15кПа.

— Согласно приложения 8 [1], объем блока отрабатывается одностадийной системой без разделения его на элементы.

Таблица 6.2. Балансовые запасы руды по элементам блока Таблица 6.3. Количество добываемой рудной массы по элементам блока

6.3 Проветривание блока

Проветривание очистных и подготовительно-нарезных выработок может осуществляться как за счет обще-шахтной депрессии, так и вентиляторами местного проветривания.

Свежий воздух для проветривания поступает в очистной блок по откаточному штреку, через орт-заезд и по восстающему на подэтажный штрек. С помощью вентиляторов местного проветривания происходит проветривание выработок подсечного слоя. Исходящая струя из забоя, через выработки поступает на вспомогательный ствол.

6.4 Технология, механизация и организация очистных работ

Так как, согласно приложения 8, слоевое обрушение — это одностадийная система разработки без разделения блока на элементы, то промышленные запасы блока, подлежащие очистной выемке будут равны соответственно запасы подлежащие очистной выемке, промышленные запасы блока и запасы извлеченные при ведении проходческих и нарезных работ.

= 403 000 — 12 090= 390 910 тонн или 97%.

Очистные работы ведут со штрека горизонтальными камерами. Отработку камер послойно от лежачего бока к висячему.

На основании рекомендаций табл. 2.12 для добычи применяем шпуровую отбойку.

Согласно приложения 9 выбираем следующую схему механизации очистных работ.

Для бурения шпуров и скважин при отработке камер применяем самоходные буровые каретки «Минибур-дизель» фирмы «Тамрок», Финляндия, ручные или колонковые перфораторы, а та же навесное буровое оборудование.

Доставка (уборка) руды до рудоспуска производится погрузочно-доставочными машинами «Торо-200Д» фирмы «Тамрок», Финляндия, скреперные установки.

Погрузка в вагоны из рудоспуска через секторный пневматический люковой затвор СПЛЗ — 3. Технические характеристики выбранных подземных самоходных машин представлены в табл. 6.5.

Таблица. Технические характеристики подземных самоходных машин Диаметр шпуров для взрывных работ — 42 мм.

Согласно приложению 12 [1], для производства взрывных работ применяется гранулит АС-8.

Заряжание шпуров при помощи эжекторного зарядчика «Кумара — 7»

Способ взрывания — электрический или при помощи СИНВ-Ш.

Расчет буровзрывных работ.

Основная очистная выработка при выбранной системе:

— Для подсечного слоя — камера сечения 18 м² с двумя обнаженными плоскостями, объем — 27 м³.

— Для последующих слоев — камера (слой) сечением 18 м² с двумя обнаженными плоскостями, объем взорванной горной массы — 27 м³.

Расчет БВР при отработке блока

Расчет параметров буровзрывных работ при шпуровой отбойке.

Расчет ВВ на одно взрывание (кг) где — объем взрываемой руды за цикл, м³;

— удельный расход ВВ, кг/ м³ (приложение 13.2.)

Емкость шпура E (кг) находиться из выражения где — средняя глубина шпура, м;

— плотность заряжания шпура (принимаем равной 850 …950), кг/м³;

— коэффициент заполнения шпура (по ЕПБ =0,6…0,72).

Суммарная длина шпуров на одно взрывание? L (м)

м.

Выход руды на 1 м шпура П (м³/м) где — объем элемента блока, подлежащего очистной выемке (см. таблицу 6.2), м³ Объем буровых работ по элементу блока б₁ (м) Выход рудной массы на 1 м шпура П_Р1 (т/м) где — количество добываемой рудой массы по элементу блока (см. таблицу 6.3), т. Объем буровых работ для образования выработок выпуска в днище блока (м).

где — объем выработок выпуска, м³;

— расход шпурометров на 1 м³ горной массы в забоях с одной обнаженной плоскостью (см. приложение 14), м. Объем буровых работ для подсечки блока и отработки целиков мелкошпуровым методом отбойки (м) где — объем работ по подсечке и отработке целиков, м³;

— расход шпурометров на 1 м³ горной массы в забоях с двумя обнаженными плоскостями (см. приложение 15), м. Суммарный объем мелкошпурового бурения Расход закладочного материала — при закладке только первичных камер — 0,6 м³/м.

Выработки расположенные под висячим боком крепятся штанговым креплением, СПШ.

Очистные работы ведутся комплексной очистной бригадой, выполняющей все основные и вспомогательные процессы и операции. Принимается цикличная организация работ. В цикл входит: крепления, уборка, бурение забоя. Цикл принимается кратным смене, т. е. 7часа. Заряжание и взрывание забоя производиться в межсменные перерывы взрывниками.

Число блоков подготовительных и готовых к выемке для обеспечения проектной мощности шахты n_бл определяется по формулам где — годовая производительность рудника, =552,9 тыс.т.,

— балансовый запас блока,= 489,18 тыс.т.,

, — норма обеспеченности рудника подготовительными и готовыми запасами равна 24 и 12 соответственно.,

— коэффициент извлечения руды, зависящий от применяемой системы разработки, =0,97.,

— коэффициент разубоживания руды, =0,05.

7.Основные технико-экономические показатели

Таблица 7.1 Основные технико-экономические показатели шахты

Список используемой литературы

1.Руководство по выполнению курсового проекта по дисциплине «Основы горного дела», УГГУ, Екатеринбург, 2004 г.69с.

2.Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с подземным способом разработки, -М: Гипроцветмет. 1975. -126с.

3.Борисов С. С. Горное дело, -М: Недра, 1964. 426с.

4.Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки,-С-Петербург: Гипроруда. 1993. -234 с.

5.Килячков А. П. Технология горного производства. -М: Недра, 1985. — 400 с.

6.ГОСТ 2.850−75 и др. Горная графическая документация: /Сборник/ -М.: Издательство стандартов, 1983. — 199 с.

7.Агошков М. И., Малахов ГМ. Подземная разработка рудник месторождений. -М.: Недра, 1966 — 663 с.

8.Именитов В. Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. -М.: Недра, 1984. 503 с.

9.Справочник по горнорудному делу /под ред. В, А. Гребенижа, Я. С. Пыжъянова, И. Е. Ерофеева. -М.: Недра, 1983. — 816 с.

10.Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. -М.: Недра, 1977. — 109 с.

11.Панин И. М., Ковалев И. А. Задачник по подземной разработке рудных месторождений. Учебное пособие для вузов. -М.: Недра, 1984. — 181 с.

1.