Проект вскрытия и подготовки рудного месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Проект вскрытия и подготовки рудного месторождения

Вводные данные задания

геологический месторождение шахта горизонт

S - размер шахтного поля по простиранию, м - 1150;

H - размер шахтного поля по падению, м (расчетный по Н_р и Н_о и б);

m - мощность рудного тела, м - 17 ;

б - угол падения рудного тела, град - 35;

г_р - объемная масса руды, т/м³ - 3,1;

H_р - разведанная глубина залежи, м - 650;

H₀ - глубина залегания верхней границы залежи, м - 185.

Полезный компонент АL;

Коэффициент крепости руды - 14;

Коэффициент крепости породы - 14;

Устойчивость руд - ср. устойчивость;

Устойчивость породы - неустойчивая;

Углы сдвижения висячего бока - 75;

Угол сдвижения лежачего бока - 70;

Угол сдвижения на флангах - 75;

Угол сдвижения в наносах - 55.

г_п - объемная плотность породы, т/м³ - 4,8;

1. Выбрать и описать систему разработки (показать эскиз)

Учитывая крутое падение рудного тела (б - угол падения рудного тела, град - 35;), и достаточно большую мощность рудного тела (m - мощность рудного тела, м - 17) принимаю систему разработки с подэтажной выемкой (эскиз 1), так как её применяют в мощных крутопадающих месторождениях.

При мощности до 12--20 м камеры располагают по простиранию рудного тела, при большей -- вкрест простирания. Ширина междукамерных целиков в зависимости от ширины камер и устойчивости руды составляет 6--15 м. Расстояние по вертикали между подэтажными штреками (ортами) обычно 10-- 12 м. В центре или на одной из сторон блока проводится восстающий, расширением которого получают узкую разрезную (отрезную) щель на всю ширину и высоту камеры. Отбойка секционная; фронт отбойки обычно вертикальный. Потолочину обрушают массовым взрывом совместно с днищем вышерасположенного блока. Потери руды при выемке камер не превышают 2--3%, при выемке потолочин и целиков возрастают до 30--50%; в целом по системе разработки потери составляют 8--10%.

При длине залежи по простиранию равной 1150 м и мощности в 17 м - месторождение можно отнести к большому.

1) По таблице 1.1 определяем размер месторождения, т.е. класс шахтного поля.

Таблица 1.1

№	Классы	Длина шахтного поля при мощности рудного тела
		До 15 м	>15 м
1	Небольшие	500-600	до 300
2	Средние	600-1000	300-600
3	Большие	1000-1500	600-1000
4	Очень большие	>1500	>1500

2) Среднее годовое понижение очистной выемки V₀=25 м и поправочные коэффициенты на мощность рудного тела (К₁=0,8) и на угол падения (К₂=0,8) (принимаем по таблице 1.2, 1.3 соответственно.)

Таблица 1.2

Классы	Число рабочих этажей	V0
1. Очень большие	1; 2	15; 20
2. Большие	1; 2	22; 25
3. Средние	1; 2; несколько	25; 30; 40
4. Небольшие	1; 2; несколько	30; 45; 60

Таблица 1.3

Мощность рудного тела	<5	5-15	15-25	>25
К1	1,25	1	0,8	0,6
Угол падения рудного тела	90	60	45	30
К2	1,2	1	0,9	0,8

Таблица 2.1. Значения коэффициентов извлечения и разубоживания руды в зависимости от принятых систем разработки

Применяемые системы разработки месторождения	Коэффициент извлечения руды в блоке (панели)	Коэффициент разубоживания руды при извлечении руды в блоке (панели) r
Камерно-столбовая система разработки	0,90	0,041
Система разработки подэтажными штреками	0,89	0,042
Система разработки с магазинированием руды	0,98	0,059
Система разработки горизонтальными слоями с закладкой	0,98	0,018
Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами	0,90	0,062
Комбинированная система разработки	0,87	0,056



1 откаточный штрек, 2 -ходовые восстающие, 3 - вентиляционный штрек, 4 - потолочина, 5 - подэтажные штреки, 6 - горизонт подсечки, 7 - скреперный штрек, 8 - рудоспуск.

Эскиз 1

Основные параметры выбранной системы разработки:

-высота блока (этажа) - 12 м (вертикальная высота);

-длина и ширина выемочного блока - 80 м 50м ;

-показатели извлечения и разубоживания - 89 и 10% соответственно;

2. Посчитать геологические, балансовые, промышленные и эксплуатационные запасы месторождения.

1.1 Геологические запасы:

Z_г = S • H • m • г_р = (S • (H_р - H₀) / sinб) • m • г_р ,

где S - размер шахтного поля по простиранию, м - 1150;

H - размер шахтного поля по падению, м (расчетный по Н_р и Н_о и б);

m - мощность рудного тела, м - 17 ;

б - угол падения рудного тела, град - 35;

г_р - объемная масса руды, т/м³ - 3,1;

H_р - разведанная глубина залежи, м - 650;

H₀ - глубина залегания верхней границы залежи, м - 185.

Z_г = (1150 • (650 - 185) / 0,573) • 17 • 3,1 = 49 182 000 т

Балансовые запасы (УЧИТЫВАЯ ОТСУТВИЕ ДАННЫХ ПО НЕКОНДИЦИОННЫМ РУДАМ СЧИТАЕМ Z_зб - забалансовые РАВНЫМИ 0):

Z_б = Z_г - Z_зб ,

где Z_зб - забалансовые (некондиционные) запасы руды в шахтном поле, т.

Z_б = 49 182 000 т

Промышленные запасы руды в шахтном поле:

Z_пр = Z_б - Z_откр - Z_ц ,

где Z_откр - балансовые запасы месторождения, отрабатываемые открытым способом, т - принимаю равным 0, так как задание разработано на шахтные условия разработки;

Z_ц - проектные потери руды, т под охраняемыми зданиями и сооружениями.

Считаем что наш объект находится в чистом поле и охраняемых зданий и сооружений нет, тогда Z_ц - составит 0 т.

Z_пр = 49 182 000-0- 0= 49 182 000 т

Количество добываемой рудной массы (эксплуатационные запасы рудной массы) в шахтном поле:

Z_рм = Z_прK_изв / (1 - r) + Z_ц / (1 - r') ,

где K_изв - коэффициент извлечения руды в блоке, зависящий от применяемой системы разработки;

K_изв^ц - коэффициент извлечения руды, зависящий от применяемой системы разработки барьерных и охранных целиков;

r - коэффициент разубоживания руды, зависящий от применяемой системы разработки в блоке;

r'- коэффициент разубоживания руды, зависящий от принятой системы разработки целика.

Система разработки - камерная с подэтажной отбойкой руды из штреков.

Основные параметры выбранной системы разработки:

-высота блока (этажа) - 50м (вертикальная высота);

-длина и ширина выемочного блока - 60м11м;

-показатели извлечения и разубоживания - 95 и 10% соответственно;

Тогда:

Z_рм = 49 182 000 • 0,89 / (1 - 0,042) = 45 690 000 т

2.Рассчитать мощность и срок службы шахты

Годовая производительность рудника:

A_г = V₀ • S_г • г_р K_изв • K₁ • K₂ • K₃ / (1 - r) ,

где V₀ - среднегодовое понижение горных работ по всей рудной площади, м;

согласно таблицы 1.2 принимаю равным - 20 метров для классов больших залежей.

S_г - средняя горизонтальная площадь разрабатываемого рудного тела

,

- длина шахтного поля по простиранию, м - 1150; - горизонтальная мощность залежи, м; - нормальная мощность залежи = 17, м; - угол падения руной залежи, град - 35.

K₁, K₂ - поправочные коэффициенты, зависящие от угла падения и мощности рудного тела; поправочные коэффициенты на мощность рудного тела (К₁=0,8) и на угол падения (К₂=0,8) (принимаем по таблице 1.2, 1.3 соответственно.)

K₃ - поправочный коэффициент к величине годового понижения горных работ, принимаемый в зависимости от применяемой системы разработки.

В зависимости от применяемой системы разработки поправочный коэффициент К₃ разубоживания Р имеют следующие значения:

Применяемые системы разработки месторождения	К3	Р, доли ед.
Камерно-столбовая система разработки	1,0	0,041
Система разработки подэтажными штреками	1,0	0,042
Система разработки с магазинированием руды	1,0	0,059
Система разработки горизонтальными слоями с закладкой	0,8	0,018
Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами	1,0	0,062
Комбинированная система разработки	0,9	0,056

A_г = 20 • 34118• 3.1·0.89·0.8 • 0.8 • 1/ (1 - 0,042)= 1812726 т/год ? 1,3 млн. т/год

Расчетный срок службы рудника:

Т_р = Z_рм / A,

Т_р = 49 182 000 / 1 300 000 = 37 лет.

Полный срок службы рудника Т_п составляет:

Т_п = Т_р + (t_р + t_з) /2 › Т_н ,

где t_р, t_з - продолжительность периодов развития и затухания добычи, лет.

где t_p, t_з - продолжительность периодов развития и затухания добычи, лет (t_p + t_з =3,2+2,6).

Полученное значение полного срока службы рудника Т_п проверяем по нормативному сроку службы рудника Т_н (по таблице 2.4). Если данное условие не выполняется, то необходимо уменьшить значение проектной мощности рудника А.

Таблица 2.4 Минимальный срок существования рудника (без обогатительной фабрики) с учётом развития и затухания добычи

Годовая проектная мощность рудника, млн. т	0,1…0,5	0,5…1,0	1,0…3,0	3,0…5,0	5,0…6,0	7,0…10,0	10,0…15,0
Минимальный срок существования рудника, лет	10…20	20…25	25…30	30…35	35…40	40…45	45…50

Так как условие выполняется, то необходимость уменьшения проектной мощности отсутствует.

3. Подготовка шахтного поля

По данным горно-геологических условий принимаем этажный способ подготовки шахтного поля, с нисходящим порядком отработки этажей, с единой системой проветривания.

Подготовка основного (откаточного) горизонта - этажными штреками. Преимуществом этого способа подготовки являются лучшие условия проветривания и несколько меньший объем горноподготовительных работ на откаточном горизонте.

Число этажей n_э' в шахтном поле определяется по формуле:

где h_э' = Таблица 2.7. Рекомендуемая высота этажа для различных систем разработки, принимаю 80 м

Система разработки	Рекомендуемая высота этажа, м
Камерно-столбовая	по вертикальной мощности рудного тела
Система разработки с подэтажными штреками	80
Система разработки с магазинированием руды	50
Система разработки горизонтальными слоями с закладкой	60
Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами	80
Комбинированная система разработки (этажно-камерная для отработки камерных запасов и подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами для выемки междублокового целика)	70

n_э' = (650 - 185) / 80 = 5,8

После округления полученной величины до целого числа n_э' = 6 производится корректировка вертикальной высоты этажа h_э по формуле:

h_э = (H_р - H₀) / n_э

h_э = (650 - 185) / 6 = 77,5 м

Балансовые запасы руды в этаже Z_бэ (т) определяются по формуле:

Z_бэ = Z_б / n_э

Z_бэ = 49 182 000/ 6 = 8,197 млн. т

Срок отработки этажа t_э (лет) составит:

t_э = (8197000• 0,89) / (1300000 • 0,958) = 5,8 лет

Исходя из срока службы этажа t_э = 5,8 лет и продолжительности строительства нового концентрационного горизонта (3…5 лет), определяется число этажей между концентрационными горизонтами

число этажей в работе 1.

Число блоков в этаже n_бл определяется по формуле:

n_бл = S / S_бл,

где S_бл - размер блока по простиранию (по табл. 2.7.1), м.

Таблица 2.7.1. Рекомендуемые размеры очистного блока по простиранию залежи

Система разработки	Размер блока по простиранию залежи, м
Камерно-столбовая	100
Система разработки с подэтажными штреками	50
Система разработки с магазинированием руды	50
Система разработки горизонтальными слоями с закладкой	60
Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами	50
Комбинированная система разработки (этажно-камерная для отработки камерных запасов и подэтажного обрушения	98

Принимаем S_бл = 50 м, тогда:

n_бл = 1150 / 50 = 88 шт.

Балансовые запасы руды в блоке Z_ббл (т) определяются по формуле:



Z_ббл =49 182 000 / (6• 88) = 93 143 т.

4. Вскрытие шахтного поля

Так как срок существования шахты составляет 40 лет, то вскрытие месторождения осуществляется по очередям.

Отрабатываемые запасы первой очереди Z_б1 определяются из условий работы шахты заданной проектной мощности А в течении 15-20 лет (Т₁).

Z_б1=А*Т₁*(1-r)/К_изв= 1,3*20(1-0,042)/0,89=27,98 млн. т.

Глубина вскрытия запасов первой очереди Н₁ вычисляется по формуле:

Н₁=Н₀+h₁

Где h₁ - расстояние от верхней отметки залежи до нижней отметки запасов первой очереди вскрытия и отработки (м) определяется по формуле

h₁= Z_б1*/(m*S* г_р)=27.98*0.573/17*1150*3.1=264 м

Тогда Н₁=185+264=449 м

Основной схемой вскрытия шахтного поля для круто падающего рудного тела рекомендуется принимать - вертикальными стволами и этажными квершлагами с отработкой всех запасов в шахтном поле. Стволы (как правило) располагаются в породах висячего бока. Это делается с целью уменьшения потерь из-за охранных целиков.

Запасы отрабатываются поэтажно или концентрационными горизонтами, что является весьма распространенным и прогрессивным на рудных шахтах. Поэтажная отработка применяется при клетевом подъеме и значительном сроке службы этажа.

На концентрационном горизонте проводят все необходимые выработки: основной квершлаг, околоствольный двор с камерами и дробильной установкой. На промежуточных горизонтах проводят только вспомогательные квершлаги, которые используют для подачи воздуха для проветривания выработок, доставки людей и материалов.

Руда по квершлагам промежуточного горизонта доставляется только до капитального рудоспуска, проведенного на концентрационный горизонт в районе главного ствола.

Размещено на Allbest.ru