Повышение эффективности разработки Коробковского месторождения

Страницы: 1 2

Оглавление

Введение. …………………………………………………………………..2стр.

1.Геологическая часть…………………………….……………………….3стр.

1.1. Общие сведения о районе месторождения………………………….3стр.

1.2. Стратиграфия…………………………………………………………4стр.

1.3. Магматизм…………………………………………………………….6стр.

1.4. Тектоника………………………………………………………………6стр.

1.5. Морфология и условия залегания…………………………………..7стр.

1.6. Качество полезного ископаемого……………………………………8стр.

1.7. Гидрогеологические условия месторождения……………………..9стр.

1.8. Инженерно-геологические условия………………………………..10стр.

Горная часть……………………………………………………………….13стр.

2.1. Предварительные технологические и организационные решения.13стр.

2.2. Выбор способа разработки месторождения……………………….14стр.

2.3. Обоснование системы разработки………………………………….15стр.

2.4. Мощность и срок существования рудника…………………………16стр.

2.5. Режим работы рудника………………………………………………..17стр.

2.6. Вскрытие месторождения……………………………………………..17стр.

2.7. Горно-капитальные работы………………………………………….20стр.

Система разработки…… …………………………………………………25стр.

Вентиляция ………………………………………………………………..29стр.

4.1. Общие сведения………………………………………………………..29стр.

4.2. Расчёт расхода воздуха для вентиляции шахты……………………..30стр.

4.3. Расчёт вентиляции тупиковой выработки…………………………….33стр.

4.4. Выбор вентилятора местного проветривания………………………..33стр.

Горномеханическая часть ………………………………………………36стр.

5.1.Подземный транспорт………………………………………………….36стр.

5.2.  Эксплуатация транспорта……………………………………………39стр.

5.3.Техника безопасности…………………………………………………40стр.

5.4. Подъем…………………………………………………………………40стр.

5.5. Водоотлив………………………………………………………………41стр.

Строительная часть……… …………………………………………….44стр.

6.1.Технологический комплекс на поверхности………………………..44стр.

6.2.Промплощадка рудника………………………………………………44стр.

Охрана недр и окружающей среды …………………………………….46стр.

7.1. Общие сведения по безопасности труда на руднике………………46стр.

7.2. Опасные и вредные производственные факторы……………………47стр.

7.3. Меры безопасности при ведении горных работ…………………….47стр.

7.4. Меры безопасности при очистной выемке…………………………..48стр.

7.5. Меры безопасности при производстве массовых взрывов………….48стр.

7.6. Меры безопасности при локомотивном транспорте…………………48стр.

7.7. Меры безопасности на вертикальном подъеме………………………49стр.

7.8. Меры безопасности при эксплуатации электрооборудования……..49стр

7.9. Мероприятия по снижению и ликвидации пыли…………………….50стр.

7.10. Мероприятия по снижению и ликвидации шума…………………..51стр.

7.11. Мероприятия по снижению и ликвидации вибрации………………51стр.

7.12. Мероприятия по снижению и ликвидации пожароопасности……52стр.

7.13. Освещение рабочих мест и подземных выработок……………….52стр.

7.14. План ликвидации аварий……………………………………………53стр.

7.15. Оценка уровня безопасности очистных работ при этажно-камерной системе разработки………………………………………………………..55стр.

7.16. Экология………………………………………………………………56стр.

Технологическая схема добычи руды…………………………………..58стр.

Спец часть ………………………………………………………………..59стр.

Экономическая часть……………… …………………………………..88стр.

Заключение………………………………………………………………….87стр.

В в е д е н и е

Данный дипломный проект посвящен  повышению эффективности разработки Коробковского месторождения. В дипломном проекте разработаны следующие разделы: геология, вскрытие, система разработки, вентиляция, подземный транспорт, подъем, водоотлив,  безопасность труда, строительная часть, экономика. В специальной части дипломного проекта рассмотрены  вопросы экологии при подземной разработке месторождения с учетом применения закладки выработанного пространства отходами обогащения и извлечения поддерживающих целиков

Г Е О Л О Г И Ч Е С К А Я Ч А С Т Ь

1.1. Общие сведения о районе месторождения.

Коробковское месторождение расположено на территории Губкинского района Белгородской области в 2 км к северо-востоку от города Губкина.

Месторождение приурочено к центральной части северо-восточной полосы Курской магнитной аномалии.

Рельеф местности в районе месторождения представляет собой степное пространство, изрезанное небольшими логами и оврагами. На основном участке месторождения высотные отметки изменяются в пределах от +150 м до +217 м.

Климат района умеренно-континентальный, с умеренно-холодной зимой и теплым летом.  Среднегодовая температура +5,7 С. Среднегодовая сумма осадков колеблется в пределах 500-600 мм. Преобладают ветры западных румбов. Промерзаемость почвы в районе месторождения составляет 1,2 м.

В пределах территории месторождения по широкой заболоченной долине протекает река Осколец, впадающая в реку Оскол. Судоходных рек нет. Питание рек осуществляется в основном за счет дренажа воды в местах обнажений мергельно-мелового горизонта.

Через район месторождения проходит железнодорожная ветка Старый Оскол-Ржава, соединяющая железнодорожные магистрали Москва-Донбасс и Москва-Харьков. Асфальтированные и грунтовые дороги являются путями сообщения между городами и окрестными селами.

Снабжение промышленных предприятий и города электроэнергией осуществляется Губкинской ТЭЦ,  работающей исключительно на привозном каменном угле. Собственной топливной базы в районе месторождения нет.

Для водоснабжения промышленных предприятий и города используются воды мергельно-мелового и сеноман-альбского водоносных горизонтов при помощи глубоких буровых колодцев.

1.2. Стратиграфия.

В геологическом строении района принимают участие два структурных этажа. Нижний рудно-кристаллический этаж сложен сильно дислоцированными метаморфическими породами докембрия, прорванными в ряде мест древними интрузивными отложениями. Верхний этаж сложен почти горизонтально залегающими девонскими, юрскими, меловыми и  четвертичными осадочными породами.

Архейская группа включает в себя две серии: Абоянскую и Михайловскую.

Абоянская серия (AR aв) представлена мусковито-пла­ги­о­кла­зовыми, роговообманково-биотитовыми гнейсами и магматитами. Мощность от 2 км  и более.

Михайловская серия (AR mh) представлена неповсеместно. В составе выделяются две свиты: амфиболитовая, представленная амфиболовыми гнейсами,  слюдисто-амфиболовыми сланцами и эффузивная, представленная кварцевыми профирами и слюдистыми сланцами. Мощность серии 500 м.

Протерозойские образования имеют на территории района довольно широкое распространение. Они представлены Курской метаморфической серией. В состав этой серии входят две свиты: нижняя стойленская (PR к₁) и железорудная (PR к₂).

Нижняя стойленская свита представлена двумя подсвитами: нижней песчаной (PR к₁¹) и железорудная (PR к₂²). Нижняя песчаная пред­став­ле­на песчаниками кварцитовидными с линзами конгломератов.  Мощность 120 м. Сланцевая представлена сланцами биотитовыми и серицито-биотитовыми. Мощность 20 м.

Железорудная свита (PR к₂) представлена четырьмя подсвитами: нижняя железорудная (PR к₂¹) — железистые кварциты, силикато-магнетитовые,  магнетитовые кварциты, мощностью  200 м; нижняя сланцевая (PR к₂²) — сланцы слюдистые, мощностью 40 м; верхняя железорудная (PR к₂³) — железистые кварциты, силикатно-магнетитовые, магнетитовые с щелочными амфиболами, магнетитовые, железно-слюдково-магнетитовые,  мощностью 700 м; верхняя сланцевая (PR к₂⁴) — сланцы филитовидные, слюдистые, гранатовые, мощностью 200 м.

Мезозойская группа включает в себя девонскую, юрскую, меловую системы.

Девонская система представлена кварцевыми песчаниками. Мощность до 30 м.

Юрская система представлена (J₂,J₃) темно-серыми и черными глинами мощностью 30 м.

Меловая система (К₁,К₂) представлена песками крупнозернистыми, мелкозернистыми, мергелем и мелом. Суммарная мощность 80 м. Система подразделяется на четыре яруса: туронский, коньякский, альбский и сеноманский.

Четвертичная система представлена суглинками и маломощными прослоями песка и глины. Мощность до 20 м.

В районе реки Осколец  развиты алювиальные отложения, слагающиеся суглинками, глинами, песками.

1.3. Магматизм.

В пределах района магматические породы имеют ограниченное развитие. В основном встречаются дайки диорит-порфиритовые, мощностью от нескольких сантиметров до десятков метров. Они являются секущими и крутопадающими (70°- 90°). Встречаются дайки карбонатно-биотитовые, Мощность колеблется от 2 см до 40 см. Падение крутое на северо-восток, реже на юго-запад. Дайки составляют до 8% от запасов железистых кварцитов.

1.4. Тектоника.

Рудное тело имеет в плане сложную складчатую форму синклинальных и антиклинальных складок с общим крутым погружением шарниров складок в северо-западном направлении.

В пределах месторождения существуют коробковксая и стретенская антиклиналь. Их сопряжение характеризуется наличием большого  количества мелких складок. На севере примыкает северная антиклиналь, осевая поверхность которой наклонена к юго-западу под углом 80°. Протяженность около 2 км, размах крыльев до 500 м.

Стретенская антиклиналь расположена в северо-восточной части месторождения. Ядро антиклинали осложнено узкими линейными складками.

Синклинальная складка характеризуется глубиной заложения 400 м, размах крыльев 200 м.

Крупных дизъюнктивных нарушений не встречено, они заполнены жильными породами.

1.5. Морфология и условия залегания.

Стретенская залежь железистых кварцитов перекрыта  чехлом осадочных пород, мощность которых составляет в среднем 130 м.

Рудное тело представляет собой крупную крутопадающую пластообразную залежь, имеющую в плане сложную складчатую форму. Протяженность по простиранию с северо-запада на юго-восток около 4 км, по падению примерно 2 км, максимальная мощность составляет 2 км. Средняя мощность в районе шахтного поля около 1 км. Падение рудной залежи близко к вертикальному, в пределах 80°-90°. Глубина залегания 160 м.

Железистые кварциты залегают в виде вытянутых в северо-западном направлении пластовых жил. Мощность пластов изменяется от 80 до 600 м.

Пласты разделены сланцами мощностью 40 м.

Контакты руды с вмещающими породами висячего и лежачего бока нечеткие.

Основными породообразующими минералами является кварц и рудные минералы: магнетит, железная слюдка, магнезиально-железистые силикаты (тальк, антимонит) и карбонаты (доломиты, сидериты).

Второстепенными минералами являются пирит, пирротин, апатит.

1.6. Качество полезного ископаемого.

По техническому составу железистые кварциты являются бедными магнетитовыми рудами. Содержание железа в рудах колеблется от 3-8% в безрудных до 40-45% в богатых рудах. Среднее содержание  железа в выдаваемых кварцитах составляет 33,5%, в том числе магнетитового 27,1%. Закономерностей в распределении железа не наблюдается.

Перечень основных минералогических разновидностей кварцитов приведен в таблице 1.

Таблица 1.

Содержание серы в кварцитах равно 0,11%, фосфора 0,05%. Спектральными анализами в кварцитах обнаружено максимальное содержание молибдена в количестве 0,01%, хрома 0,1%, никеля 0,01%.

1.7. Гидрогеологические условия месторождения.

В пределах месторождения существуют три водоносных горизонта, два из которых приурочены к осадочной толще пород и один к руднокристаллической.

Мергельно-меловой водоносный горизонт приурочен к нижней части меловой толщи мощностью 10-15 м. По данным опытных откачек коэффициент фильтрации меловых пород колеблется от 0,05 м/сутки на водораздельных участках до 15,5 м/сутки в понижениях рельефа, где мергельно-меловая толща характеризуется интенсивной трещи­новатостью. Мощность водоносного горизонта составляет 40-60 м.

Сеноман-альбский водоносный горизонт приурочен к мелкозернистым пескам сеномана мощностью 7-15 м и мелко-среднезернистым пескам альба мощностью 17-28 м. Средняя мощность горизонта около 30 м. Коэффициент фильтрации песков сеноман-альба по данным опытных откачек составляет 8,1-10,4 м/сутки. Водоносный горизонт является безнапорным, и лишь на отдельных водораздельных участках приобретает местный напор.

Ввиду тесной гидравлической взаимосвязи этих горизонтов они обычно

9

рассматриваются вместе, как один надъюрский комплекс или горизонт средней мощности около 45 м.  Среднее значение коэффициента фильтрации принимается 15 м/сутки. К надюрскому комплексу относятся также подземные воды аллювиальных песков, характеризующиеся коэффициентом фильтрации около 1 м/сутки.

Рудно-кристаллический водоносный горизонт приурочен к богатым железным рудам и трещиноватым породам докембрия. Водоносный горизонт является напорным. Верхним водоупором служат глины юры  и девона, нижним — породы докембирйского массива. Средний коэффициент фильтрации 0,093 м/сутки. Средний водоприток по шахте 300 м³/час.

1.8. Инженерно-геологические условия.

Железистые кварциты представлены полосчатыми метамор­физи­роваными породами с тонкозернистой структурой и полосчатой текстурой. Они имеют объемный вес 3,4 т/м³, коэффициент разрыхления 1,55, естественную влажность 0,07%, пористость не более 1%. Руды крупнокусковые, размер кусков 0,5 м в поперечном сечении.

Руды не склонны к самовозгоранию, слеживаемости или слипанию.

Крепость пород по таблице проф. Протодъяконова:

— железистые кварциты

железо-слюдковые 12-14

железо-слюдково-магнетитовые 14-15

магнетитовые 15-17

силикатно-магнетитовые 17-18

слаборудные 18

— сланцы 10-12

— жильные образования

диорит-порфириты 10-12

карбонат-биотитовые гнейсы 8-9

— осадочные породы 10-12.

Устойчивость пород:

— кварциты всех типов устойчивые

— сланцы средней устойчивости

— жильные образования средней и слабой устойчивости.

Тектонические нарушения не приводят к существенному ослаблению массива. Продольное  давление в массиве превышает поперечное в 1,5 раза, поэтому необходимо оставлять до 60% в потерях. Для предотвращения  прорыва подземных вод в горные выработки оставляют предохранительный потолочный целик мощностью до 70 м.

Вывод:

Коробковское месторождение приурочено к центральной части северо-восточной полосы КМА. В геологическом строении района принимают участие два структурных этажа: нижний рудно-кристаллический, к которому приурочены железистые кварциты, и верхний осадочный,  мощностью 130 м.

Рудное тело представляет собой крутопадающую пластообразную залежь. Протяженность по простиранию около 4 км, по падению около 2 км, максимальная мощность 2 км. Глубина залегания 160 м.

Среднее содержание железа в рудах составляет 33.5%.  Наблюдаются следующие разновидности железистых кварцитов: железно-слюдковые, железо-слюдково-магнетитовые, магнетитовые, силикато-магнетитовые, слаборудные.

Имеются три водоносных горизонта, два из которых приурочены к осадочной толще пород и один к рудно-кристаллической. По химическому составу воды — гидрокарбонатно-кальциевые. Средний  водоприток по шахте составляет 300 м³/час.

Крепость железистых кварцитов по шкале проф. Протодъяконова составляет от 12 до 18. Кварциты всех типов устойчивые, вмещающие породы средней устойчивости. Руды не склонны к возгоранию и слеживаемости.

Для предотвращения прорыва подземных вод в выработки оставляют предохранительный целик мощностью до 70 м. Около 60%  полезного ископаемого остается в потерях, поэтому целесообразна повторная отработка части полезного ископаемого.

 Г О Р Н А Я Ч А С Т Ь

2.1. Предварительные технологические и организационные решения.

Принимаем следующий  режим работы производственных цехов: добыча, откатка и выдача руды производится по графику с приостановкой работ для производства взрывов и ремонта оборудования по 3 часа в будние дни и 17 часов в воскресные.

Из-за подготовки массовых взрывов на субботу производительность планируется ниже среднесуточной по графику.

При проходке выработок и бурении скважин принимаем двухсменный режим работы с перерывами между сменами для производства  взрывных работ, проветривания горных выработок и производства ремонтных работ.

Расчет рабочих дней на шахте приведен в таблице 2.

Другие цеха и службы работают в одну смену с двумя выходными днями в неделю.

Таблица 2

 

2.2. Выбор способа разработки месторождения.

Исходя из горно-геологических условий месторождения: железистые кварциты залегают под мощной толщей осадочных пород мощностью 130 м, наличие водоносных горизонтов в налегающей толще — принимаем решение об отработке  железистых кварцитов подземным способом.

Выбираем способом разработки, основываясь на методе установления границ открытого и подземного способов с помощью себестоимости добычи руды при том и другом способе.

Сп_. = Со_. + Св_. Кг_.

где Сп_., Со_. — себестоимость добычи руды подземным и открытым способами, руб./т,

Св_. — себестоимость 1 т вскрыши,

Кг_. —  граничный коэффициент.

Кг_. = (Сп_. — Со_.) / Св_.

14

Принимаем Сп_. = 3 у.е.,  Со_. = 2,5 у.е.,  Св_. = 4 у.е.,  Кг_. = 0,125.

Определяем глубину открытых работ:

Н = (Киз_. × М × К_г. ) / (ctg r + ctg g),

где М — горизонтальная мощность рудного тела,  м (1000)

Киз_. — коэффициент извлечения руды, доли ед. (0,75)

g, r- углы откоса карьера по висячему и лежачему боку (60°)

Н =( 0,75 × 1000 × 0,125) /( ctg 60° + ctg 60° ) = 162 м.

Следовательно, принимаем решение об отработке месторождения подземным способом.

2.3. Обоснование системы разработки.

Выбираем систему разработки по постоянным и переменным факторам.

В связи с большой мощностью рудного тела будем считать залежь пологой.

 

 

Выбираем наиболее приемлемую систему разработки — камерную с этажной отбойкой. Дальнейшее совершенствование принятой системы разработки рассматривается в спец.части дипломного проекта.

2.4. Мощность и срок существования рудника.

Годовую производительность шахты по горным возможностям определяем по формуле:

А_г= S × К_и × К₁ ×  , млн. т/год,

(2.5.1)

где , S = 240000 м² – горизонтальная рудная площадь;

К_и = 0,09 – коэффициент использования рудной площади;

К₁  = 1 – доля применяемой системы разработки;

16

a₁ = 500000 т/год – годовая производительность блока; V = 3300 м² – площадь блока;

А_г = 240000 × 0,09 × 1 ×  = 4,0 млн.т/год

Число камер, находящихся в очистной выемке, необходимое для обеспечения заданной производительности:

n_к=  = 7  камер.

Принимаем по практическим данным:

3 камеры – в подготовке;

3 камеры – в нарезке.

Срок существования: Л_лет = Z / А_г = 116 млн.т / 4 млн.т = 29 лет.

2.5. Режим работы рудника.

Продолжительность рабочей недели: на подземных работах – 36 час; на поверхности – 41 час.

Число рабочих дней в году – 305;

Число рабочих смен в сутки – 3;

Число рабочих смен по выдаче руды – 2;

Продолжительность рабочей смены – 6 час.

2.6. Вскрытие месторождения.

Согласно многолетнему накопленному практическому опыту отработки Коробковского месторождения с учетом горногеологических условий на шахте им. Губкина принята оптимальная высота этажа 55-60 м.

Шахтное поле в пределах месторождения, состоящее из пяти залежей, вскрыто пятью стволами.

Ствол №1 , L = 310,85 м, d = 3,6 м , служит для подачи свежего воздуха, оборудован 2-мя клетями грузоподъёмностью 1071 кг каждая. Подогрев воздуха в зимний период осуществляется калориферной установкой типа КВБ-П. Подъёмная машина марки OTTUMWA, США.

Крепление: — кирпич – 32 м;

— бетониты – 22 м;

— тюбинги – 55 м;

— бетон – 199 м.

Ствол на всю высоту оборудован лестничным отделением.

Ствол №2, L = 370 м, d = 5 м , служит для подачи свежего воздуха и выдачи руды на поверхность, оборудован 2-мя скипами грузоподъёмностью 3014 кг каждый. Подъёмная машина типа 2ЦРх1,8.

Крепление: — кирпич – 4 м;

— бетон – 115 м;

— тюбинги – 138 м;

— бетон – 113 м.

Лестничное отделение отсутствует.

Ствол №3 , L = 312 м, d = 5,6 м , служит для выдачи отработанного воздуха и руды на поверхность, оборудован 2-мя скипами грузоподъемностью 6990 кг каждый и клетью грузоподъёмностью 3080 кг. Подъёмные машины типа 2Ц5х2,3 и 1Ц4х2,5 соответственно. Ствол оборудован 2-мя вентиляторами (один резервный) типа ВЦО-3,1М.

Крепление: — кирпич – 4 м;

— бетон – 6 м;

— тюбинги – 132 м;

— бетон – 170 м.

Ствол на всю высоту оборудован лестничным отделением.

Ствол №4, L = 327 м, d = 5,6 м , служит для подачи свежего воздуха и спуска (подъема) людей и материалов. Оборудован 2-мя клетями грузоподъёмностью 3080 кг каждая. Подъёмная машина типа 2Ц4х1,8.

Крепление: — кирпич – 4  м;

— бетон – 37 м;

— тюбинги – 133 м;

— бетон – 153 м.

Ствол на всю высоту оборудован лестничным отделением.

18

Ствол №5 , L = 324 м, d = 5,6 м , служит для выдачи отработанного воздуха, спуска (подъема) материалов и ВВ. Оборудован клетью грузоподъёмностью 2045 кг (подъёмная машина типа БМ 3000х2300) и 2-мя вентиляторами (один резервный) типа ВЦД-47У.

Крепление: — бетон – 60 м;

— тюбинги – 151 м;

— бетон – 113 м.

Ствол на всю высоту оборудован лестничным отделением.

Граница охранных целиков в районе всех стволов принята не менее 150 м.

На шахте имеются две подземные дробильные камеры в районе рудовыдачных стволов.

Ствол №2 – щековая дробилка типа ЩКД-900х1200.

Ствол №3 – щековая дробилка типа ЩКД-1200х1500.

Оба этих ствола имеют кольцевые околоствольные дворы  L = 76 м  и сечением  S = 10,2 м²  в которых имеется ряд камер:

1. Дозаторные камеры загрузки скипов на обогатительные фабрики.
2. Насосные камеры с водосборниками, расположенными на горизонте — 125 м.
3. Камеры подземных подстанций.
4. Электровозное и вагонное депо.

Основные вскрывающие горнокапитальные выработки, соединяющие стволы с рудным телом – 2-х путевые, оборудованные рельсами типа Р-55. Сечение выработок S = 14,5 м².

Рис.2. Схема вскрытия.

2.7. Горно-капитальные работы.

В соответствии с «Нормами технологического проектирования»  к горно-капитальным выработкам отнесены выработки, вскрывающие залежь  на гор. -71 м и -125 м, главные откаточные и вентиляционные штреки, проходимые до начала горноподготовительных работ, камеры для ремонта горнопроходческой и транспортной техники, тиши в горно-капитальных выработках для установки  в них механического оборудования и аппаратуры.

Основные и вспомогательные стволы:

Ствол №1 является воздухоподающим, диаметр в свету 7 м. Ствол оборудован клетьевым подъемом, вместимостью клети 6 человек, а также ходовым отделением от гор. -125 м до гор. -71 м.

Ствол №2 служит для выдачи железистых кварцитов на участок дробильно-обогатительной фабрики №1 и для подачи воздуха, диаметр в свету 6,5 м.  Ствол оборудован двумя скипами грузоподъемностью 7 т.

Ствол №3 служит для выдачи железистых кварцитов на участок дробильно-обогатительной фабрики №2 и выдачи отработанной струи воздуха, диаметр в свету 6,5 м.  Ствол оборудован двумя скипами грузоподъемностью 16 т и клетью с противовесом. Имеется запасной выход на поверхность.

Ствол №4 является воздухоподающим, диаметр в свету 6 м. Ствол оборудован лестничным отделением и двумя клетями вместимостью по 18 человек каждая.

Ствол №5 является  основным вентиляционным по выдаче отработанной струи воздуха, диаметр в свету 6 м. Ствол оборудован лестничным отделением.

Проверка сечения ствола по условиям вентиляции:

Согласно ЕПБ в стволах, по которым производится спуск и подъем  людей и грузов, скорость движения струи воздуха не должна превышать 12 м/с.

Vmin_. £  Q / Sств_. £ Мmax_.

Q / Sств_. = 129,8 / 28,3 = 4,5  м/с.

Для крепления вертикальных стволов  применяется бетонная крепь толщиной 300 мм. Там, где имеются плывуны, применяется крепь с тюбингами и расширенной шириной бетона.

Скорость проходки основного ствола (проходка с дневной поверхности) — 45 м/мес., скорость проходки вспомогательного ствола (проходка с дневной поверхности) — 40 м/мес.

В связи с тем, что производительность рудника составляет 2,9 млн.т/год, принимаем кольцевой околоствольный двор. Бункер принимаем по условию семичасовой работы скипового подъема. Загрузка скипов производится по схеме: вагонетка — опрокидыватель  — дозаторное устройство — скип.

В околоствольном дворе располагаются также насосная, электроподстанция. электровозное депо, медпункт, камера ожидания,

Проверка сечения квершлагов бурового и доставочного горизонта  по условиям вентиляции:

Vmin_. £  Q / Sсв_. £ Мmax_.

Q / Sсв_. = 73,6 / 12 = 6,1  м/с.

Проходка протяженных выработок производится в основном по крепким породам с коэффициентом крепости f = 16 — 20 буровзрывным способом без крепления.  В тех случаях, когда выработки проходятся по сланцам,  применяется крепление бетоном. Бетоном и торкрет-бетоном производится крепление камер для ремонта горнопроходческой и транспортной техники.

Скорости проходки горно-капитальных работ принимаем по практическим данным:

— квершлагов 100 м/мес.,

— ветвей околоствольного двора  1000 м/мес.,

— камерных выработок (насосной, электроподстанции и т.д.) 500 м/мес.

Перечень горно-капитальных работ приведен в табл. 3.

  Таблица 3

По назначению сечения выработок откаточного и вентиляционного горизонтов выбираются  по типовым данным и технологически условиям.

Определение производительности труда забойного рабочего.

Пз_.р_.=1000/(1000/Пбур. + 1000/Пвзр. + 1000/Пдост. + V/Нпнр.), т/чел. см

где Нпнр. — комплексная норма на подготовительно-нарезные работы (Нпнр. = 2 м³/чел.см)

при f = 16-20 и стационарном оборудовании,

V — удельный объем ПНР на 1000 т извлекаемых запасов, м³/1000 т

V = å Vi / Vбл. = 5968,8 /226875 × 3,4= 8,3 м³/1000 т

Пбур_. —  производительность труда бурильщика, т/чел.см

Пбур. = Нбур. × l ,

где Нбур. — норма выработки на бурение, м/см.

(Нбур. = 15 при D _ств. = 100 м и f = 16-20)

l — 31,8 т/м — выход руды с  1 м.п. скважины

Пбур. = 15 × 31,8 = 524,7 т/чел.см.

Пвзр. — производительность взрывника.

Пвзр. = Нвзр. /g

где     Нвзр. =1200 кг/cм — норма выработки взрывника.

g = 0,23 кг/т — удельный расход В.В.  на отбойку,

Пвзр. = 1200/0,23 = 5739,3 т/чел.см.

Пдост. — производительность труда при доставке, т/чел.см

(Пдост. = 592 т/чел.см)

Пвзр.=1000 / (1000/524,7 + 1000/5799,3 + 1000/592 + 8,3/2) =59,6 т/чел.см.

С И С Т Е М А Р А З Р А Б О Т К И

Для добычи железистых кварцитов на шахте им. Губкина применяется этажно-камерная система разработки глубокими скважинами.

Выработанное пространство поддерживается системой междукамерных и межпанельных целиков прямоугольной формы шириной 20-25 метров  соответственно.  Для  предотвращения  прорыва  вод  с водоносных горизонтов рыхлой толщи пород разработка кварцитов ведется под защитой предохранительной потолочины мощностью по скальным породам не менее 70-130м. Разработка пластообразных рудных месторождений камерными системами, как показывает анализ, является наиболее эффективной и высокопроизводительной. Однако с позиции комплексного освоения недр применяемые на шахте им. Губкина параметры системы разработки обладают существенным недостатком –весьма низкой степенью извлечения запасов этажа (более 60% запасов остается в поддерживающих целиках). Кроме того, параметры камер выбраны, как показывают проведенные на руднике геомеханические исследования, с очень высоким резервом прочности в ущерб рациональному извлечению запасов и возможному снижению затрат на добычу.

Одним из путей снижения затрат на горные работы при этажно-

камерной системе разработки является увеличение размеров камер и, в частности, высоты этажа, что позволяет значительно сократить расход подготовительно-нарезных выработок на добычу 1 тонны руды.

эксплуатационные потери –15%. Камеры в основном прямоугольной формы, но бывают и круглые. В последнем случае диаметр их равен 50м. В нижней части камер, в кровле откаточного штрека проходят от 1 до 4вибровыпускных ортов сечением 2.5х1.87м. для монтажа виброустановок. От ортов виброустановок проходятся наклонные рудовыпускные окна (так называемые дучки) под углом 52,от которых проходится штрек сечением 2.5х2.5м. для подсечки днища блока и образования отрезной щели.

Применяемый вариант камерной системы обладает большим объемом панельно-нарезных работ на 1000т., извлекаемых запасов и трудоемкими шпуровыми работами.

В камерах, где подсечка не производится, допускается плоская форма кровли  На каждую камеру, составляется проект подготовки и отработки камеры с учетом геологических и горнотехнических условий, определяется место расположения и количества выпускных ортов, дучек с воронками, буровых выработок, применяются необходимые параметры буровых и взрывных работ по разделке разрезной щели, отбойке уступов и образованию свода в кровле.

Разделка разрезной щели производится зарядами вертикальных нисходящих скважин. Их глубина около 60 метров. На буровом горизонт

е камера подготавливается шестью, восьмью буровыми штреками параллельно короткой стороне камеры, по центру которой разделывается отрезная щель, шириной 12-14 м. На нее в последующем встречно направлено отбиваются по два уступа. Обуривание камеры осуществляется нисходящими параллельными скважинами с частичным веером. Глубина скважин достигает 50м. Свод камеры образуют веерами восходящих скважин длиной до 25м, общий метраж которых составляет около 15% общего объема бурения.

Отбойка уступов ведется на компенсационную щель. Для этого первоначально бурением нисходящих скважин с буровых горизонтов

и секционным взрыванием оформляют компенсационную щель. Для отбойки руды применяют гранулированное ВВ. типа грамонит 79/21 и гранулит АС-8. Глубокие скважины диаметром 105мм., бурят станками НКР-100м., пневмоударником П-105ПН., коронками КНШ-105.

Заряжают скважины пневмозарядчиками ЗМБС-2. Взрывание зарядов короткозамедленное с применением электродитонаторов марки ДЭМ с девятнадцатью ступенями замедления. Удельное расход ВВ. при разделки щели 350-850г/т., отбойки уступов 200-310гр/т. Расход ВВ.

на вторичное дробление 26гр/т., при расходе на отбойку 250гр/т.

За один взрыв в камере отбивается до 25т.

Для отработки одной камеры требуется более10 тыс. погонных мет-

ров глубоких скважин. При этом выход руды с 1 погонного метра

составляет 30-32т.

Разделка уступов производится с помощью отбойки зарядами веер-

ных и вертикальных нисходящих скважин. Расстояние между скважинами равно 4М., а ЛНС=3.35-5м. Для придания кровле сводчатой формы в кровле камеры бурятся скважины, расположенные по схеме:

клиновой врубок середине камеры. Эти скважины перебуриваются на 2.5метра выше расчетного контура свода.

Основные параметры блока.

1)Ширина блока –52.5 м.

2)Ширина камеры-30 м.

3)Длина блока-79 м.

4)Длина камеры-55 м.

5)Высота днища блока-8.7м.

6)Активная высота блока-71.5м.

7)Количество выпускных дучек-4шт.

Коэффициент использования шпура существенно зависит от крепости и взрываемости кварцитов, изменяясь от 0.75до-0.85, подвигание забоя за взрыв колеблется 1.15-1.35м

Отбиваемые запасы гл. скважинами     333т.т.

Общая длина скважин                             11030п.м.

Cетка расположения скважин                 3х4м.

Выход руды с 1п.м.скважины                 30.2т/м.

Расчет потерь.

Балансовые запасы блока                         1134

Потери в том числе                                    791г.г.

в МКЦ                                           479г.г.

в днище                                         129г.г.

отбитой руды                                15г.г.

в кровле                                         168м.м.

Промышленные запасы                             343=1134-791

Потери       791:1134х100=69.7%

Скважины бурятся станками НКР-100м, которые устанавливаются в буровых штреках сечением 3.5х2.9м. для отрезных восстающих, а для проходки вентиляционных и рудоперепускных –в специальных камерах сечением-3х2.9м. На каждую виброустановку,

отбитая руда поступает из двух дучек, верхняя часть которых разделана в воронку. Над воронками мелкошпуровым способом проходится подсечка, которая занимает около 30% площади днища. Оставшаяся большая часть днища оформляется с наклоном под углом 45 , путем взрывания зарядов в нисходящих скважинах переменной глубины.

Выработки проходятся как правило без крепления. Крепление

осуществляется только в зонах с интенсивной тектонической трещеноватостью пород по паспарту, утвержденным главным инженером шахты. Технические усовершенствования, обеспечившие рост производительности труда и невысокую стоимость железорудного концентрата, cводятся к следующему:

1)Увеличение параметров камер и целиков.

2)Внедрение пневмоударного бурения скважин.

3)Освоение короткозамедленного взрывания.

4)Доставка руды в камерах силой взрыва.

5)Внедрение виброконвейеров ВВДР-5 на выпуске руды из камер и

погрузке ее в вагоны.

6)Проходка восстающих методом секционного взрывания глубоких

скважин.

7)Использование пневмоимпульсных устройств в рудовыпускных

дучках.

8)Использование пневматических погрузочно-доставочных машин

на буро-вентиляционном горизонте.

9)Применение зарядных машин в сочетании с гранулированным ВВ.

Выполнение этих мероприятий позволило достичь высоких результатов: объем подготовительно-нарезных работ составил 2,5м. на 1000 т. отбитой руды, удельный расход ВВ. на отбойку и вторичное дробление соответственно 0.257 и 0.033кг/т., выход руды с 1 м. скважины -9.3м.; производительность виброустановки 567т/смену, производительность труда забойного рабочего-24171т/год.

На примере Коробковского месторождения кварцитов АО “Центро-

гипроруда” выполнены проектные проработки крупномасштабного подземного предприятия (с годовой мощностью 24-30млн.т. руды) сопоставимого по основным технико-экономическим показателям с

открытым способом добычи железных руд. Для обеспечения указанной производительности месторождение вскрывается 9 стволами с четырех скиповым подъемом с глубины 600-650 метров тремя шахтными полями. Годовая мощность шахты составляет 8 млн.т.

Обоснован вариант этажно-камерной системы, аналогично применяемому, но с последующей закладкой. Размеры увеличенных камер составляют: длина 18м. ширина 55м. высота185м. Подготовка блока осуществляется путем проходки ортов на расстоянии 50м. друг от друга и проведения в их кровле 4 погрузочно-доставочных выработок на каждом орте. Бурение скважин осуществляется с двух буровых горизонтов и горизонта подсечки. Обуривание массива производится как восходящими, так и нисходящими скважинами диаметром 125-160мм. по сетке 4х4.5м. Выпуск отбитой руды предусматривается вибропитателями; за счет непрерывности погрузки при увеличенной высоте камеры производительность может быть увеличена 1500т/смену, то есть в 2 раза по сравнению с существующей.

Проходческие работы предусматривается вести с помощью электро-гидравлических буровых кареток, погрузку и доставку горной массы с помощью погрузочно-доставочных машин. Сменная производительность такой камеры может составить 6000т. Одновременно в работе можно иметь 4-6 виброустановки.

Страницы: 1 2