Технология отработки одного из блоков с применением системы разработки подэтажных штреков

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Возрастающие потребности в природном золоте требуют наращивания объемов его добычи, но увеличение выпуска продукции весьма проблематично на фоне возрастающей сложности переработки беднеющих руд, из-за неуклонного снижения минерально-сырьевой базы.

Тенденция ухудшения сырьевой базы проявляется в падении содержаний полезных компонентов в отрабатываемых рудных залежах в связи с истощением месторождений богатых руд, особенно на месторождениях, находящихся в длительной эксплуатации, на которых вовлекаются в переработку все более бедные руды. Эта тенденция усиливается с возрастанием в отработке доли маломощных рудных тел и соответственно с ростом разубоживания добываемой руды.

В условиях понижения содержания полезных компонентов в добываемом сырье обеспечить стабильные технико-экономические показатели его переработки можно только при условии повышения и сохранения качества шахты, подаваемой на гидрометаллургическую переработку, т.е. качества, соответствующего данной технологии переработки. Решить такую задачу возможно путем применения системы мер воздействия на качество руды в процессе очистных работ, при ее транспортировании и за счет использования способов обогащения. Все эти меры целесообразно определять на стадии планирования добычи руды. Этот процесс, представляющий собой оптимизацию используемых технологий, является основой системы управления повышением качества добываемых руд.

Задачи курсового проекта: провести расчет паспорта БВР на подготовительные работы и провести расчет выбранной системы разработки.

1. Исходные данные для проектирования

1.1 Общие сведения об объекте разработки

Географо-экономическая характеристика месторождения

Дарасунское месторождение располагается на юго-восточных склонах Нерчинско-Куэнгинского хребта Восточного Забайкалья в долине ручья Узур-Малахай правого притока реки Дарасун (бассейн р. Нерчи).

Поселок Вершино-Дарасунский, резиденция Дарасунского рудника - ООО «Дарасунский рудник», находится в 84 км от станции Шилка Забайкальской железной дороги, с которой он связан гравийной автомобильной дорогой Шилка - пос. Усугли (районный центр), относящейся к III классу (рис.1).

Электроснабжение рудника осуществляется от системы «Читаэнерго» через Холбонскую подстанцию 220/110/10 кВ и Вершино-Дарасунскую подстанцию 100/35/3 кВ по высоковольтным линиям 110 и 35 кВ.

Потребность в деловой древесине - крепежном лесе удовлетворяется за счет местных лесов, удаленных от поселка на 40-50 км. Уголь поставляется с месторождений Забайкальского края.

Основным источником технического и хозяйственно-питьевого водоснабжения является Жарчинское водохранилище с 12-ти километровым водоводом. В последние годы рудник испытывает большие проблемы с зимним водоснабжением. Дополнительным источником технического водоснабжения служат очищенные шахтные воды.

Из местных строительных материалов в районе месторождения имеются бутовый камень и глины.

Территория месторождения расположена в центральной части системы бассейнов рек Ульдурги и Торги и приурочена к Нерчинско-Куэнгинскому водораздельному хребту. Вершины хребта с абсолютными отметками от 800 о 1200 м. Относительные превышения местных водоразделов над поймами водотоков колеблются от 100 до 350 м.

Речная сеть территории месторождения относится к водному бассейну реки Нерчи, левого притока р. Шилки. Наиболее крупные реки района - Ульдурга с притоками Жарча, Улунтуй и Торга с притоком речки Дарасун.

В зимний период поверхностный сток прекращается полностью в связи с промерзанием русел, а трещинно-жильные воды выходят на поверхность, образуя наледи. Поверхностный сток обычно наблюдается в первой половине апреля.

Рис. 1. Карта района

Климат района - резко-континентальный, характеризуется отрицательной (от -30 до -70С) среднегодовой температурой.

Зима продолжительная и холодная с малым количеством осадков. Средняя толщина снежного покрова обычно не превышает 10-15 см. Средняя температура января - 300С. Лето короткое, умеренно жаркое. В июле средняя температура + 200С, среднегодовое количество осадков - 250-300 мм, в дождливые годы достигает 500 мм. Основное количество осадков приходится на летние месяцы.

Площадь месторождения расположена в пределах южной границы распространения многолетнемерзлых пород и характеризуется их островным развитием.

Район месторождения приурочен к Южно-Сибирской формации горно-таежного типа, где преобладают лиственничные, мохово-кустарниковые и рододендроновые сообщества.

Краткие сведения о Дарасунском рудном поле.

Дарасунское рудное поле расположено в пределах Дарасуно-Могочинской структурно-формационно-металлогенической зоны, являющейся частью золото-молибденового металлогенического пояса Восточного Забайкалья. С севера зона ограничена Восходско-Могочинским разломом северо-восточного простирания, с юга - Монголо-Охотским краевым швом. Через рудное поле проходит Балейско-Дарасунский разлом - поперечная по отношению к постиранию металлогенических зон Забайкалья глубинная структура северо-западного простирания, согласная с общим структурным планом фундамента. К Дарасунскому рудному полю относится площадь в междуречье Жарчи и Дарасуна, имеющая форму прямоугольника длиной 12 км, шириной 4 км.

Юго-восточная граница рудного поля проходит в зоне контакта габброидов на расстоянии 2,0-2,5 км от контакта. Юго-западная граница проходит внутри поля габброидов в 1 км от его юго-западных выступов. Северо-восточная граница проходит среди гранитов в 1,5-2,5 км от их контакта с габброидами.

В геологическом строении Дарасунского рудного поля принимают участие нижнепалеозойские габброидные породы и амфиболиты, гранодиоритовые массивы среднего палеозоя, лейкократовые массивы среднего палеозоя, лейкократовые граниты и сиениты нижнего мезозоя, дайки меланократовых пород и субвулканические интрузии и дайки плагиогранит порфиров средне-верхнеюрского возраста.

В районе широко развиты протяженные дизъюнктивные нарушения северо-восточного, северо-восточного, северо-западного и субширотного простирания, в узлах пересечения которых многие золоторудные, полиметаллические и серебряные месторождения и рудопроявления.

Рудное поле включает: Дарасунское, Теремкинское, Талатуйское (золоторудные), Средне-Теремкинское (серебряное) и Усть-Теремкинское (полиметаллическое) месторождения и ряд рудопроявлений. Все рудные образования с промышленной концентрацией золота или серебра имеют один возраст и парагенетически связываются со средне-верхнеюрскими субвулканическими интрузиями и дайками пород амуджиканского комплекса.

Краткая геологическая характеристика месторождения

Дарасунское месторождение приурочено к зоне развития северо-восточных нарушений, ориентированной приблизительно вдоль контакта древнепалеозойских габброидов и амфиболитов со среднепалеозойскими гранодиоритами. Относительно Дарасунского рудного поля месторождение занимает его юго-восточную часть и имеет размеры в поперечнике около 3,5-4,0 км.

На территории месторождения нет стратифицированных отложений. Магматические образования, представленные несколькими комплексами, различаются между собой по возрасту, составу, глубинности и отношением к золотому оруденению.

В центральной части месторождения в северо-восточном направлении проходит контакт древнепалеозойских габброидов, амфиболитов с поздне- и среднепалеозойскими гранитоидами. Позднеюрская интрузия представлена плагиогранит-порфирами, образующими в южной части месторождения штокообразное тело сложной («паукообразной») формы с отходящими дайками преимущественно северо-западного простирания. В пределах штока и частично во вмещающих породах характерны площадные автометасоматические изменения типа березитизации и развитие вкрапленности минералов (пирит, турмалин, молибден, апатит и др.), свойственные ранним стадиям процесса рудообразования на месторождении. О парагенетической связи золотого оруденения с малыми интрузиями свидетельствует также концентрическое расположение изолиний палеотемпературного поля в рудных жилах относительно штоков плагиогранит-порфиров.

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

В геологическом строении участка месторождений выделяются образования верхнего и нижнего структурных этажей.

Вмещающие породы Дарасунского месторождения представлены древними метаморфизованными основными породами (амфиболиты, габбро-амфиболиты и др.) и интрузивными образованиями среднего и кислого состава (кварцевые диориты, гранодиориты, граносиениты и др.).

Рудные тела представлены двумя типами руд: сульфидными и вкрапленными. Мощность сульфидной жилы значительно меняется по простиранию и падению от первых сантиметров до 0,10-0,25 м. С лежачего и висячего бока сульфидные жилы сопровождаются довольно четкими зонами гидротермально измененных пород с вкрапленностью сульфидов и сульфидными прожилками (вкрапленные руды). Суммарная мощность рудного тела составляет в среднем 0,6-1,2 м и редко достигает 1,5-2,0 м.

Физико-механические характеристики пород и руд месторождения приводятся в табл. 3.

Породы и руды механически устойчивы, однако, в местах их сопряжений с пострудными разрывами их цементность нарушается.

Сульфидные руды после отпалки образуют мелкокусковую руду с большим количеством мелочи. Отбитая руда не слеживается, за исключением отдельных участков, где интенсивно проявлены процессы каолинизации. Содержание свободного кремнезема в рудах и породах месторождения колеблется в пределах 16,8-46,4 %, в среднем - 34,4 %, поэтому они являются силикозоопасными. Условия отработки Дарасунского месторождения на глубоких горизонтах (ниже гор. 535 м) осложняются в отдельных местах развитием горного давления (стреляние пород).

Устойчивость горных пород в подземных выработках Дарасунского месторождения обусловлена комбинацией следующих факторов:

-пространственным рисунком положения рудных тел с разрывом их сплошными пострудными дизъюнктивами;

-степенью трещиноватости смещающих пород;

-напряженным состоянием пород в массиве, особенно на глубоких горизонтах;

-физико-механическими свойствами пород и, особенно, их контрастностью по границам раздела (контакты, разрывные нарушения);

-характером обводнения горных выработок.

Эти факторы обуславливают возможность развития инженерно-геологических осложнений.

Наиболее распространенным инженерно-геологическим осложнениям является вывалообразование. Большинство вывалов приурочено к участкам развития олевиновых габбро, что обусловлено их интенсивной трещиноватостью и развитием по трещинам заполненения хлорит-железистым цементом. Вывалоопасными являются дайки фельзит-порфиров, отличающиеся пониженной прочностью и повышенной трещиноватостью. Значительные вывалы (до 10 м3) отмечаются в зонах нарушений более 20 см и на учаcтках рудных тел. По рудным телам наиболее интенсивно вывалообразование развивается на участках развития субпараллельных, кулисобразных и ветвящихся жил.

Степень устойчивости горных пород на Дарасунском месторождении зависит от положения горных выработок относительно основных структурных элементов (простирание жил, разрывных нарушений). Непрерывное прослеживание жил по простиранию штреками определяет совпадение оси выработок с направлениями рудных тел (разрывных нарушений) северо-восточного, северо-западного и субширотного направлений.

2. Выбор системы разработки

Выбор системы разработки ведём методом исключения по таблице.

Мощность рудного тела 3 м;

Угол падения рудного тела 250;

Руда средней крепости;

Руда крепкая;

Неустойчивая;

Глубина разработки 600 м.

По глубине залегания подходят все.

По мощности рудного тела:

- с обрушением вмещающих пород (столбовая с обрушением кровли, камерно-столбовая).

I-1 II-1 III-1 IV-1 V-1 VI-1 VII-1

I-2 II-2 III-2 IV-2 V-2 VI-2 VII-2

I-3 II-3 IV-3 V-3 VI-3 VII-3

I-4 IV-4

I-5 IV-5

I-6 IV-6

Осталась IV-4, V-3

По горно-геологическим и горно-техническим параметрам наиболее подходящей является камерная-столбовая система разработки.

2.1 Описание принятой системы разработки

Основной выемочной единицей при применении камерно-столбовой системы разработки является панель, которую рядами целиков разделяют на камеры, расположенные по простиранию или падению залежи.

Выемку панельных запасов при этой системе разработки осуществляют отдельными забоями в камерах. В каждой камере поочередно выполняют все основные производственные процессы.

Условия применения следующие: устойчивость руд и пород может быть ниже, чем при использовании сплошной системы, из-за уменьшенных размеров камер: мощность рудного тела от 2-3 до 12-15 м, угол падения до 20-250, ценность руд может быть достаточно высокой при частичном или полном извлечении целиков; качество руд (содержание металлов) может колебаться в довольно широких пределах, так как выемка изолированными камерами позволяет при необходимости добывать руду раздельно по сортам.

Нижний по падению штрек часто выполняет функцию откаточного, а рудоспуски проходят из внутреннего пространства панели. Для сообщения между камерами проводят прямолинейный или ломаный наклонный съезд. вентиляционные выработки обычно не проводят специально, и камеры проветривают последовательно, направляя свежий воздух из забоя одной камеры в забой другой камеры.

Изолированные опорные целики размещают рядами по простиранию. В плане они имеют круглую форму и отделены друг от друга просечками. ширина камер - 5-10 м, ширина целиков 3-6 м.

Очистные работы в панели ведут сверху вниз по падению, а в каждой камере - по простиранию.

Так как пространство камер ограничено, в каждой из них в определенной очередности бурят шпуры, заряжают и взрывают, убирают отбитую руду и осуществляют крепление кровли с отставанием от забоя в 4-6 м. все машины очистного комплекса работают в панели одновременно, но в разных камерах. Руду доставляют погрузочными машинами с нагребающими лапами в комплексе с самоходными вагонами и автосамосвалами. Руду по камере и далее по наклонному съезду доставляют к рудоспускам. Если угол падения залежи более 12-15 град, рудоспуски проводят иногда на каждые одну-две камеры. Трасса наклонного съезда при этом направлена под углом линии падения таким образом, чтобы уклон его почвы был не более 10-12 град.

Опорные целики могут не отрабатываться. Однако в тех случаях, когда допустимо обрушение поверхности, целики частично отрабатываются после выемки запасов из камер, а затем их остатки взрывают, вызывая обрушение кровли. Система разработки изображена на рис. 2.

Рис. 1. Система разработки

3. Подготовительные работы

3.1 Расчет проходки откаточного штрека

Форма сечения - трапециевидная;

Крепь - рамная;

Площадь поперечного сечения в проходке м2;

Средняя длина шпура м;

Удельный расход расход ВВ кг/м3

Коэффициент использования шпура - 0,9;

Коэффициент крепости пород - 13;

Взрывчатое вещество - аммонит 6 ЖВ:

Форма выпуска - патронированные ВВ d=32 мм;

Способ заряжения - механический;

Плотность, кг/м2 - 1200;

Работоспособность, см3 - 380;

Коэффициент относительной работоспособности - 1,0.

Принимаем крестовую коронку (ККП-36)

Бурение шпуров осуществляем переносным перфоратором ПП-63;

Уборку горной массы производим машиной ППН-3.

Определяем количество шпуров в забое , шт. по формуле

(1)

шт.

где - удельный расход ВВ, кг/м3;

- площадь поперечного сечения выработки в проходки, м2;

- плотность ВВ в патронах или шпурах, кг/м3;

- диаметр патрона или шпура, м;

- коэффициент заполнения шпура.

Определяем необходимое количество ВВ на забой , кг по формуле

(2)

кг

Определяем среднюю величину заряда на один шпур , кг по формуле

(3)

кг

Определяем длину врубовых шпуров , м по формуле

(4)

м

Определяем длину вспомогательных и оконтуривающих шпуров

м

Количество шпуров по группам определяем из соотношения:

 (5)

Тогда количество врубовых шпуров составит:

(6)

шт.

Количество вспомогательных шпуров составит:

(7)

шт.

Количество оконтуривающих шпуров составит:

(8)

шт.

Определяем суммарную длину всех шпуров , м по формуле

(9)

м

Конструкция заряда показана на рис. 3.



Рис.3. Конструкция заряда: патронирование заряда с прямым инициированием

1 - забойка; 2 - патрон - боевик; 3 - основное ВВ.;

Определяем величину врубового заряда , кг по формуле

(10)

кг

Определяем величины вспомогательного и оконтуривающего зарядов по формуле

кг

Для патронированных ВВ, полученные величины зарядов, должны округляться до величины кратных массе патрона.

Определяем фактический расход ВВ Qф, м по формуле

(11)

кг

Определяем продвигание забоя за цикл (величину уходки) , м по формуле

 (12)

м

где - коэффициент использования шпура (К.И.Ш.).

Определяем объем породы отбиваемой за цикл (в массиве) , м3 по формуле

(13)

м3

Показатели буровзрывных работ сводим в табл. 2.

Таблица 2

Показатели буровзрывных работ

Показатели	Ед. измерения	Количество
1. Площадь поперечного сечения в проходке	м2	9
2. Коэффициент крепости пород	-	13
3.Перфоратор переносной ПП-63	шт.	2
4. Число шпуров на забой	шт.	20
5. Число шпурометров на цикл	м.	38,1
6. Глубина шпуров	м.	1,8-2,1
7. Коэффициент использования шпуров	к.и.ш.	0,9
8. Расход ВВ на цикл	кг.	24,7
9. Подвигание забоя за цикл	м.	1,6
10. Выход породы за цикл	м3.	14,4

Очередность взрывания зарядов сводим в табл. 3.

Таблица 3

Очередность взрывания зарядов

№ шпура	Длина шпура, м	Угол наклона, град	Вес заряда, кг	Очередность взрывания
1-7	2,1	75	2,3	I
8-10	1,8	90	1,9	II
11-20	1,8	90	1,9	III

Взрывание ведем с помощью волноводов СИНВ-Ш.

Во врубовые шпуры устанавливаем СИНВ-Ш с замедлением 0 мс, во вспомогательные СИНВ-Ш с замедлением 50 мс, в оконтуривающие СИНВ-Ш с замедлением 1000 мс.

Проветривание забоя ведем вентиляторами местного проветривания ВМ-4. Проветриваем в течение 30 мин.

Погрузку горной массы осуществляем ковшевой погрузочной машиной ППН-1 в вагоны ВГ-2,2.

Принимаем режим работы бригады: 25 рабочих дней в месяц, 6 рабочих дней в неделю, продолжительность смены 6 часов. Принимаем 3-хсменную работу с двухчасовыми перерывами между сменами.

Определяем состав проходческого цикла:

Определяем объем работ по каждой операции цикла

1. Бурение шпуров в забое

Объем работ равен количеству шпурометров на цикл, м

(14)

м

2. Заряжание зарядов и сборка взрывной сети

Объем работ равен числу заряжаемых шпуров

 (15)

3. Уборка горной массы

Объем работы равен обычно отбитой за взрыв породы, м3

(16)

м3

4. Крепление выработки рамной крепью.

Объем работ равен числу рам, установленных за цикл , м3 равен:

(17)

м3

где - величина подвигания забоя за цикл, м;

- шаг крепи, (расстояние между рамами), м.

Объемы проветривания и прочих работ не рассчитываем.

После определения объема работ рассчитываем трудоемкость по каждой операции , чел.смен по формуле

(18)

где - объем работ по данной операции;

- норма выработки по данной операции.

1. Бурение шпуров в забое

(19)

2. Заряжание и сборка сети

(20)

4. Уборка горной массы

(21)

5. Крепление выработки рамной крепью

(22)

рам/чел.см.

При каждом проходческом цикле выполняются прочие работы: (перегон горной техники, наращивание вентиляционного рукава, устройство временных рельсов, проведение водоотливной канавки, получение и доставка ВМ и т.д.) составляет 20 % от трудоемкости основных операций.

(23)

чел.смен

Определяем суммарную трудоемкость цикла , чел.смен по формуле

(24)

чел.смен

По целой части числа определяем явочный состав звена nя.

Находим коэффициент перевыполнения норм выработки

(25)

Коэффициент перевыполнения =1,2, что характеризует перевыполнение норм на 20%.

Рассчитываем продолжительность каждой операции цикла , час по формуле

(26)

где - трудоемкость данной операции, чел.см.;

- продолжительность смены;

- количество рабочих заданных по данной операции (n=nя=1).

- коэффициент перевыполнения норм выработки;

- коэффициент, учитывающий затраты времени на проветривание.

Коэффициент определяем по формуле

(27)

час

где - время проветривания, час.

1. Продолжительность бурения шпуров в забое

(28)

час

2. Продолжительность заряжание и сборка сети

(29)

час

3. Продолжительность взрывания и проветривания 0,5 час.

4. Продолжительность уборки горной массы

 (30)

час

5. Продолжительность крепления горной выработки

(31)

час

6. Прочие работы

(32)

час

Полученные данные сводим в табл. 4.

Таблица 4

Продолжительность проходческих операций

Операции	Трудоемкость, W чел.см.	Кол-во рабочих, nя	Продолжительность операций, tч
Бурение шпуров в забое	1,27	3	1,9
Заряжание и сборка взрывной сети	0,20	3	0,3
Взрывание и проветривание	-	-	0,5
Уборка горной массы	0,8	3	1,2
Крепление выработки	0,8	3	1,2
Прочие работы	0,6	3	0,9
Суммарное время цикла			6

На основании расчетов строим график организации работ (рис. 3).

Операции	Прод час	Кол-во раб.	Смена, часы
			1	2	3	4	5	6	7
Бурение шпуров в забое	1,9	3
Заряжание и сборка взрывной сети	0,3	3
Взрывание и проветривание	0,5	-
Уборка горной массы	1,2	3
Крепление выработки	1,2	3
Прочие работы	0,9	3

Рис. 3. График организации работ по проведению выработки

3.2 Расчет проходки блокового восстающего

ВВ - Аммонит 6 ЖВ

Плотность,

Коэффициент работоспособности

Форма выпуска - патронированные ВВ d=32 мм;

Способ заряжения - механический;

Работоспособность, см3 - 380;

Принимаем крестовую коронку (ККП-36)

Удельный расход

Определяем количество шпуров в забое

, (33)

где - удельный расход ВВ, ;

- площадь поперечного сечения восстающего в проходке, ;

- плотность ВВ в патронах или шпурах, ;

- коэффициент заполнения принимаемый .

Определяем необходимое количество ВВ на забой , кг по формуле

, (34)

кг

Определяем среднюю величину заряда на один шпур , кг по формуле

, (35)

кг

Соотношение между количеством шпуров по группам принимаем

;; (36)

где - количество врубовых шпуров;

- количество вспомогательных шпуров;

- количество оконтуривающих шпуров.

Тогда количество шпуров по группам составит

(37)

шт.

Количество вспомогательных шпуров составит:

(38)

шт.

Количество оконтуривающих шпуров составит:

(39)

шт.

Определяем длину врубовых шпуров , по формуле

(40)

где - угол наклона врубовых шпуров, град.

Глубина вспомогательных и оконтуривающих шпуров принимаем равной средней глубине шпуров.

(41)

Определяем суммарную длину всех шпуров , по формуле

, (42)

м

Массу заряда во врубовом шпуре принимаем на 20% больше средней массы заряда.

, (43)

Массу заряда во вспомогательном и оконтуривающем шпурах принимаем равной средней массе заряда

(44)

Определяем фактический расход ВВ , кг по формуле

, (45)

кг

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис. 4. Конструкция заряда

1 - аммонит 6ЖВ; 2 - патрон-боевик; 3 - клиновая пробка

Определяем подвигание забоя за цикл , м по формуле

, (46)

Определяем объем породы, отбиваемый за цикл (в массиве) , по формуле

, (47)

.

Очередность взрывания приведена в табл. 5, а показатели буровзрывных работ в табл. 6.

Таблица 5

Очередность взрывания зарядов

№ шпуров	Длина шпуров	Угол наклона	Вес заряда	Очередность взрывания
1-5	2,3	75є	2,4	I
6-8	2	90є	2,0	II
9-16	2	90є	2,0	III

Таблица 6

Показатели буровзрывных работ

Показатели	Ед. измерения	Количество
Площадь поперечного сечения в проходке	мІ	5,2
Коэффициент крепости пород	f	13
Перфоратор телескопный ПТ-48А	шт	2
Число шпуров на забой	шт	16
Число шпурометров на цикл	м	33,5
Глубина шпуров	м	2-2,3
Коэффициент использования шпуров	киш	0,9
Расход ВВна цикл	кг	34
Подвигание забоя за цикл	м	1,8
Выход породы за цикл	мІ	9,4

Принятое оборудование:

- перфоратор переносной ПТ-48А;

- погрузочная машина ППН-1;

При проведении восстающего обычным способом проходки в состав проходческого цикла входят следующие операции:

1. Бурение шпуров в забое;

2. Заряжание шпуров и сборка взрывной сети;

3. Разборка рабочего и предохранительного полков;

4. Устройство отбойного полка

5. Взрывание и проветривание;

6. Разборка отбойного полка;

7. Уборка горной массы;

8. Крепление восстающего;

9. Устройство рабочего и предохранительного полка

10. Прочие работы (приведение забоя в безопасное состояние).

Определяем объем работ по каждой операции цикла

1. Бурение шпуров телескопным перфоратором в забое

Объем работ равен количеству шпурометров на цикл, м

(48)

м

2. Заряжание шпуров и сборка взрывной сети

Объем работ равен числу заряжаемых шпуров

 (49)

3. Разборка полка в восстающем и устройство полка в восстающем.

Объем работ по каждому полку составляет

(50)

м2

Объем работ по двум полкам составит

(51)

м2

4. Уборка горной массы погрузкой из люка

Объем работы равен объему отбитой породы с учетом коэффициента разрыхления (), м3

(52)

м3

5. Крепление восстающего сплошной венцовой крепью

Объем работ равен числу венцов, укладываемых за цикл , м3 равен:

 (53)

м3

где - величина подвигания забоя за цикл, м;

- диаметр крепежного леса, м.

Объемы проветривания и прочих работ не рассчитываем.

После определения объема работ рассчитываем трудоемкость по каждой операции , чел.смен по формуле

(54)

где - объем работ по данной операции;

- норма выработки по данной операции.

1. Бурение шпуров в забое

(55)

2. Заряжание и сборка сети

(56)

шп./чел.см.

3. Разборка рабочего и предохранительного полков

(57)

4. Устройство отбойного полка

м2/чел.см.

5. Разборка отбойного полка:

м2/чел.см.

6. Уборка горной массы

(58)

м3/чел.см.

7. Крепление выработки

(59)

вен/чел.см.

8. Устройство рабочего и предохранительного полков

м2/чел.см.

Трудоемкость прочих работ принимаем в объеме 15% от суммарной трудоемкости операций

чел.смен

Определяем суммарную трудоемкость цикла , чел.смен по формуле

(60)

чел.смен

По целой части числа определяем явочный состав звена nя.

Находим коэффициент перевыполнения норм выработки

(61)

Рассчитываем продолжительность каждой операции цикла , час по формуле

(62)

где - трудоемкость данной операции, чел.см.;

- продолжительность смены (принимать 6 часов);

- количество рабочих заданных по данной операции (n=nя=1).

- коэффициент перевыполнения норм выработки;

- коэффициент, учитывающий затраты времени на проветривание.

Коэффициент определяем по формуле

(63)

час

где - время проветривания, час.

1. Определяем продолжительность бурения шпуров.

, (64)

час.

2.Определяем продолжительность заряжения шпуров:

, (65)

час.

3. Определяем продолжительность разборки рабочего и предохранительного полков

 (66)

час.

4. Определяем продолжительность устройство отбойного полка

час.

5. Определяем продолжительность разборки отбойного полка:

час.

6. Определяем продолжительность уборки горной массы

, (67)

час.

7. Определяем продолжительность крепления выработки:

, (68)

час.

8. Определяем продолжительность устройства рабочего и предохранительного полков час.

9. Принимаем продолжительность проветривания час.

10. Определяем продолжительность прочих работ час.

Полученные данные сводим в табл. 7.

Таблица 7

Продолжительность проходческих операций

Операции	Трудоемкость, W чел.см.	Кол-во рабочих, nя	Продолжительность операций, tч
Бурение шпуров в забое	0,96	3	1,6
Заряжение и сборка сети	0,16	3	0,3
Разборка рабочего и предохранительных полков	0,14	3	0,2
Устройство отбойного полка	0,11	3	0,2
Взрывание и проветривание	-	3	0,5
Разборка отбойного полка	0,07	3	0,1
Уборка горной массы	0,03	3	0,1
Крепление восстающего	1,13		1,9
Устройство рабочего и предохранительного полков	0,21	3	0,4
Прочие работы	0,42	3	0,7
Суммарная трудоемкость цикла			6

На основании расчетов строим график организации работ (рис. 5).

Операции	Прод. час	Кол-во раб.	Смена, часы
			1	2	3	4	5	6	7	8
Бурение шпуров в забое	1,6	3
Заряжение и сборка сети	0,3	3
Разборка рабочего и предохранительных полков	0,2	3
Устройство отбойного полка	0,2	3
Взрывание и проветривание	0,5	3
Разборка отбойного полка	0,1	3
Уборка горной массы	0,1	3
Крепление восстающего	1,9	3
Устройство рабочего и предохранительного полков	0,4	3
Прочие работы	0,7	3

Рис. 5. График организации работ

4. Начальная стадия очистных работ

4.1 Расчет проходки нарезных выработок

Исходные данные для расчета: мощность рудного тела =3 м, угол падения 250, коэффициент крепости руды и вмещающих пород - 12, плотность руды в массиве - 3,0 т/м3, глубина работ - 115 м, мощность налегающих пород - 105 м, высота этажа - 50 м, выход керна в кусках 100 мм и более 80%, случайные трещины расположены по напластованию пород, расстояние между трещинами 1,5-2 м, ширина трещин менее 1 мм, поверхность трещин шероховатая, приток воды в выработки незначительный, годовая производительность рудника 200 000 т, число рабочих дней в году 249, число рабочих смен в сутки - 3, продолжительность смены - 6 ч.

В табл. 7 отображены данные проходки нарезных выработок

Таблица 7

Проходка нарезных выработок

Выра-ботки	Число выработок	Длина, м	Площадь в проходке	Объем выработки	Балансовые запасы, т.	% к запасам секции
		1 выработки	общая		по руде	по породе	итого
		По руде	по породе	По руде	по породе	итого
Подготовительные работы
Штрек панельный	1	20	-	20	-	20	9	180	-	180	540
Орт заезд	2	12	-	24	-	24	9	216	-	216	648
Итого		32		44		44		396		396	1188	1,6
Нарезные выработки
Штрек отрезной	1	20	-	20	-	20	9	180	-	180	540
Восстающий отрезной	1	6	-	6	-	6	5,2	31,2	-	31,2	94
Орт вентиляционный	1	96	-	96	-	96	5,2	499,2	-	499,2	1 498
Восстающий вентиляционный	1	8	-	8	-	8	5,2	41,6	-	41,6	125
Итого		130		130		130	-	752	-	752	2 257	3,0
Очистные работы
Выемка камеры	-	-	-	-	-	-	-	18040	-	18040	54 120
Итого								18040	-	18040	54 120	74,4
Выемка целиков
Круглые	-	-	-	-	-	-	-	980	-	980	2 940
Ленточные	-	-	-	-	-	-	-	4096	-	4096	12 288
Итого								5076		5076	15 228	21,0
Всего по панели		174		174		174		24264		24264	72 793	100

5. Нормальная стадия очистки

5.1 Расчет нормальной стадии очистной выемки

Годовую производительность рудника , т определяем по формуле

(69)

т/год

где - годовое понижение горизонта очистной выемки, м;

- рудная площадь месторождения, м2;

- плотность руды в массиве, т/м3;

- коэффициент извлечения руды;

- коэффициент засорения.

Площадь обуреваемого забоя при мощности рудного тела 3 м и ширине камеры 20 м, составит

(70)

м3

Число шпуров на забой определяем по формуле

(71)

шп.

где - коэффициент числа шпуров на забой, принимаем 1,2 шт.

Суммарная длина шпуров в забое при глубине шпура 1,8 м составит

(72)

м

Общий расход ВВ при массе заряда на 1 м шпура находим по формуле

(73)

кг

Количество руды добытой из слоя определяем по формуле

(74)

где - коэффициент использования скважины КИШ (0,9);

- коэффициент разубоживания (0,25);

- коэффициент извлечения руды (0,9);

- плотность руды (3,0 кг/м3).

т

Фактический расход ВВ на 1 т добытой рудной массы

(75)

т

Определяем продолжительность обуреваемого забоя одним перфоратором при его норме выработке м/смену по формуле

 (76)

смен

Определяем трудоемкость работ по бурению шпуров в забое , чел/смен по формуле

(77)

чел/смен

Определяем трудоемкость работ по бурению шпуров на 1000 т добытой рудной массы , чел/смен по формуле

(78)

чел./смен

Определяем продолжительность заряжания шпуров в забое одним пневмозарядчиком (=1200кг/смену) , смен по формуле

(79)

смен

Определяем трудоемкость работ по заряжанию шпуров в забое одним рабочим , чел/смен

 (80)

чел/смен

Определяем трудоемкость работ по заряжанию шпуров на 1000 т добытой рудной массы , чел/смен по формуле

(81)

чел./смен

5.2 Расчет показателей потерь и разубоживания по добычному участку

Потерями руды при добычи считается часть балансовых запасов, не извлеченная из недр при разработке или оставленная в местах складирования, погрузки и транспортирования.

Средний коэффициент извлечения руды:

- по камере

- по панели

Средний коэффициент разубоживания руды:

- по камере

- по панели

Подсчет потерь и разубоживания руды по блоку приведет в таблице 8.

Таблица 8

Подсчет потерь и разубоживания руды по блоку

Стадии работ	Балансовые запасы, т	Коэффициент извлечения руды	Коэффициент разубоживания	Извлекаемые запасы руды, т	Кол-во добытой руды, т	Доля участия в добыче руды,%
Подготовительные работы	1188	1,0	0,0	1188	1188	-
Нарезные работы	2257	1,0	0,0	2257	2257	-
итого:	3445	1,0	0,0	3445	3445	0,06
Очистные работы: Выемка камер	54120	0,96	0,04	51986,8	54120	0,94
итого:	54120	0,96	0,04	51986,8	54120	0,94
Целики	15228	0	0	-	-
Всего по панели	72793	0,7	0,11	51235	57565	1,0

Под разубоживанием понимается снижение содержания полезного компонента в добытой руде по сравнению с содержанием его в балансовых запасах.

5.2 Определение технико-экономических показателей по системе разработки

Определяем количество подготовительных и нарезных выработок на 1000т подготовленных к очистной выемке запасов руды по формуле

(82)

м

где - количество добытой руды в сутки, равное 860 т.

- количество добытой руды по панели, равное 57 565 т;

- количество добытой руды по подготовительным и нарезным рабо-

там, равное 3 445 т.

Добыча рудной массы из блока при подготовительных и нарезных работах составила 6,0 % от общей добычи, а для очистных работ - 94,0 %.

Продолжительность работ по подготовке панели составила tп= 1 месяц.

Определяем продолжительность нарезных работ по формуле

(83)

мес.

Определяем продолжительность очистной выемки по формуле

(84)

мес.

Общая продолжительность отработки панели tбл, мес. определяется по формуле

(85)

мес.

Число панелей принимаем 1.

Определяем производительность труда на очистной выемке при бурении , т/чел-смену по формуле

 (86)

т/смену

где - объем добытой руды при очистных работах, равный 54120 т;

- трудоемкость труда на очистной выемке при бурении шпуров, равная 352 чел/смену.

Определяем производительность труда на очистной выемке при доставке рудной массы , т/чел.смену по формуле

(87)

т/смену

где - трудоемкость труда на очистной выемке при доставке рудной

массы, равная 390 чел/смену.

Определяем среднюю производительность труда на одного забойного рабочего при очистной выемке Рср, т/чел.смену по формуле

(88), т/смену

где - средняя трудоемкость труда на одного забойного рабочего, равная 1500 чел/смену.

Потери руды при очистной выемке составили 10%, а разубоживание 25%.

Заключение

камерный столбовой разработка месторождение

В данном курсовом проекте рассматривается технология отработки одного из блоков с применением системы разработки подэтажных штреков.

Выполненный курсовой проект состоит из пояснительной записки и графической части.

В пояснительной были рассмотрены вопросы геологии месторождения, рассмотрены запасы полезных ископаемых, технико-экономические показатели. Рассчитана проходка откаточного штрека, блокового восстающего. Описана технология их проведения. Определены параметры организации работ. Рассмотрена система разработки, порядок отработки месторождения, применяемое оборудование и его производительность, технология и расчет очистной выемки. Рассмотрен вопрос охраны труда и техники безопасности.

Графическая часть выполнена на 2 листах формата A-l.

На чертежах изображены: система разработки, паспорт БВР на проведение подготовительных выработок.

Список использованных источников

1. Агошков М.И., Боярский В.А. разработка рудных и нерудных месторождений. - М.: Недра, 2012. - 426 с.

2. Баранов А.О. Расчет параметров технологических процессов подземной добычи руды. - М.: Недра, 2015. - 224 с.

3. Брюховецкий О.С., Бунин Ж.В., Ковалев И.А Технология и комплексная механизация разработки месторождений полезных ископаемых. - М.: Недра, 2013. - 300 с.

4. Казикаев Д.М. Геомеханика подземной разработки руд. - М.: МГГУ, 2015. - 210 с.

5. Умнов А.Е. Охрана труда и противопожарная защита в горнорудной промышленности. - М.: Недра, 2014. - 246 с.

6. Шехурдин В.К., Холобаев Е.Н., Несмотряев В.И. Проведение подземных горных выработок. - М.: Недра, 2013. - 304 с.

7. Шехурдин В.К. Горное дело. - М.:Недра, 2013. - 440 с.

8. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом. - М.: ФГУП «НТЦ по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2014. - 200 с.

9. Единые правила безопасности при взрывных работах. - М.: ФГУП «НТЦ по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2014. - 192 с.

10. Маевский Э.С. Методические указания для выполнения курсового проекта на тему: «Проведения восстающего». - Чита: ЗабГК, 2003. - 31 с.

11. Маевский Э.С. Методические указания для выполнения курсового проекта на тему: «Проведения горизонтальной горной выработки». - Чита: ЗабГК, 2006. - 64 с.

12. Маевский Э.С. Безопасность при взрывных работах в вопросах и ответах. Учебное пособие. - Чита: ЗабГК, 2006. - 46 с.

Размещено на Allbest.ru