Главная страница
Навигация по странице:

  • 3.2. Выбор способов и схемы вскрытия 3.2.1 Альтернативные способы и схемы вскрытия

  • 3.2.2 Анализ способов и схем вскрытия и рекомендуемый вариант

  • 3.3. Выбор и обоснование системы разработки.

  • 3.4. Параметры системы .

  • ГЛАВА 4. МЕТОДЫ ПОДГОТОВКИ И РАЗРАБОТКА НОВОГО ГОРИЗОНТА НА МЕСТОРОЖДЕНИЕ ЗАРНИСОР 4.1. Схемы подготовки горизонтов при разработке рудных месторождении

  • выпускно-квалификационная работа. Подземные горные работы. Амонов Р. Подп и дата Инв. дубл


    Скачать 88.96 Kb.
    НазваниеПодп и дата Инв. дубл
    Анкорвыпускно-квалификационная работа. Подземные горные работы
    Дата28.10.2021
    Размер88.96 Kb.
    Формат файлаdocx
    Имя файлаАмонов Р.docx
    ТипДокументы
    #257781
    страница2 из 4
    1   2   3   4
    ГЛАВА 3. ГОРНО – ТЕХНИЧЕСКИЕ РАБОТЫ
    3.1. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования

    Годовой производственной мощности произвожу исходя из годового понижения уровня выемки.

    , т/год

    где: – годовое понижение уровня выемки, м, зависит от горизонтальной рудной площади этажа S:

    м2;

    mг – горизонтальная мощность рудного тела, mг=16,0 м;

    L – длина рудного тела по простиранию, L=1900 м;

    К1 – поправочный коэффициент на угол падения рудного тела, К1=0,7;

    К2 – поправочный коэффициент определяется мощностью рудного тела, К2=0,6;

    К3 – поправочный коэффициент, зависящий от применяемых систем разработки, К3=0,85;

    К4 – поправочный коэффициент корректирует годовое понижение выемки и зависит от числа этажей в выемке, К4=1,;

    – плотность руды, т/м3;

    Sг – горизонтальная площадь рудного тела;

    n и р – коэффициенты соответственно потерь и разубоживания руды при ее добыче, n=15 и р=10.

    т/год

    Определяем срок существования рудника:
    Т = Qизвгод, лет

    Т=
    3.2. Выбор способов и схемы вскрытия
    3.2.1 Альтернативные способы и схемы вскрытия

    Наиболее приемлемыми схемами вскрытия месторождения являются:

    1. Схема вскрытия вертикальными стволами и этажными квершлагами;

    2. Схема вскрытия наклонными стволами и этажными квершлагами;

    3. Комбинированная схема вскрытия вертикальными стволами с поверхности и групповыми квершлагами .

    Рассмотрим подробнее каждую схему вскрытия. Так как высота (h) залежи будет равна

    ,

    На отработку данного месторождения потребуется два этажа.

    3.2.1.1 Схема вскрытия вертикальными стволами и этажными квершлагами

    При данном способе вскрытия вертикальные стволы проходят за зонами сдвижения горных пород, по породам, на расстоянии 50м от нее. Для данного месторождения будет пройдено два вертикальных ствола.

    Найдем высоту ствола

     м =98м,

    тогда высота ствола будет равна:

     500м + 98м = 598м,

    т.к. будет пройдено два ствола, то общая длина вертикальных выработок составит 1096м.

    От стволов до залежи проходят этажные квершлаги. Каждый этаж является откаточным горизонтом, подъем полезного ископаемого осуществляется с каждого этажа.

    При предлагаемом способе вскрытия проводят три квершлага, расстояние между которыми равно высоте этажа – 49 м, таким образом они образуют два этажа.

    3.2.1.2 Схема вскрытия наклонными стволами и этажными квершлагами

    При данном способе вскрытия наклонные стволы проходят за зоной сдвижения горных пород, по породам, на расстоянии 50м от нее. Для данного месторождения будет пройдено два наклонных ствола, под углом 60°. Т.к. в целях предупреждения деформации наклонного ствола, его проходят параллельно залежи, с углом падения меньше угла сдвижения пород.

    Длина ствола по падению найдем по формуле

    Н

    Общая длина наклонных стволов составит:

    = 422,78 2 = 845,57 м.

    Для разработки данного месторождения так же потребуется два этажа. Тогда количество необходимых квершлагов будет равняться трем.

    3.2.1.3 Комбинированная схема вскрытия вертикальными стволами с поверхности и групповыми квершлагами

    При комбинированном способе вскрытия, стволы будут пройдены за зоной сдвижения пород на расстоянии 50м от нее на глубину 640м.

    От стволов проходят два основных горизонта которые соединены слепым стволом.

    3.2.2 Анализ способов и схем вскрытия и рекомендуемый вариант

    Выбор способа и схем вскрытия рудного месторождения очень важен для проектирования горнорудного предприятия. Вскрытие рудных месторождений в зависимости от условий может быть осуществлено вертикальными и наклонными стволами, штольнями, а так же может быть применен комбинированный способ вскрытия. У каждого способа вскрытия есть свои достоинства и недостатки. Рассмотрим три выбранных варианта вскрытия:

    1. Вскрытие вертикальными стволами и этажными квершлагами

    • Достоинство – простая схема транспортировки рудной массы.

    • Недостатки - подъем полезного ископаемого осуществляется с каждого этажа, длина проведенных квершлагов больше, чем при способе разработки наклонными стволами и этажными квершлагами.

    1. Вскрытие наклонными стволами и этажными квершлагами

    • Достоинство – наименьшая длина выработок ,как следствие наименьшие затраты на проведение и поддержание, транспортирования по ним груза.

    • Недостатки - руда транспортируется с каждого этажа сложность поддержания наклонного ствола в рабочем состоянии.

    1. Комбинированный способ вскрытия

    • Достоинства – уменьшается глубина квершлагов промежуточных горизонтов и подъем отработанного полезного ископаемого производится с нижнего этажа; возможность доставки руды самотеком по рудоспускам.

    Недостатки – требуются большие затраты на спуск оборудования и материалов, а также подъем руды по сравнению со способом вскрытия вертикальными стволами. Проанализировав три предложенных способа вскрытия, более подходящим является способ вскрытия вертикальными стволами с поверхности и этажными квершлагами.

    3.3. Выбор и обоснование системы разработки.

    Сущность наиболее распространенного при выборе системы разработки метода исключения сводится к рассмотрению возможности применения на данном месторождении или его части всех существующих систем разработки и исключению тех из них, условия, применения которых не соответствуют горно-геологической характеристике месторождения.

    На первый взгляд метод исключения кажется громоздким, так как он требует рассмотрения большого числа систем для того, чтобы оставить из них только одну (или несколько). На самом деле, метод исключения не сложен потому, что никогда все системы разработки рассматривать не приходится; исключаются сразу как непригодные, по горно-геологическим условиям не отдельные системы, а целые их классы и для последующего детального рассмотрения остаются системы одного, реже двух-трех классов. Среди этих систем многие затем легко исключаются как непригодные и для окончательного технико-экономического сравнения обычно остаются две-три системы.

    Следует иметь в виду, что поскольку выбор системы разработки является особо ответственной задачей, нельзя считать существенной экономию времени для ее решения. Главное требование к решению этой важной задачи — правильный и всесторонний учет влияния на выбор системы многочисленных горно-геологических факторов, взаимосвязанных в самых разнообразных сочетаниях. Этому требованию метод исключения отвечает.

    Технико-экономическим сравнением оставшихся систем разработки выявляют из их числа систему, обеспечивающую наиболее высокие технико-экономические показатели. Окончательному выбору нередко предшествует промышленное испытание двух — трех систем. Как правило, уточнение конструктивных элементов системы осуществляется также в ходе экспериментов и в производственных условиях.

    Широкое и постоянное проведение экспериментов по проверке новых эффективных систем и их конструктивных элементов, по усовершенствованию технологии очистной выемки составляет обязательное условие для успешной работы любого рудника.

    Технико-экономическое сравнение систем разработки

    В себестоимости добычи 1 т руды экономические последствия от разной величины потерь и разубоживания, как мы знаем, в полной мере не отражаются, хотя они обычно значительны. Напротив, нередко системы с высокими потерями и разубоживанием отличаются невысокой себестоимостью добычи.

    Поэтому оценивать и сравнивать системы разработки по себестоимости добычи 1 т руды можно только в тех очень редких случаях, когда эти сравниваемые системы не отличаются по величине потерь и разубоживания. Во всех остальных случаях такая оценка приведет к ошибочным результатам.

    Можно сравнивать системы разработки по себестоимости конечной продукции горного предприятия — концентрата или металла. Однако и этот показатель не всегда позволяет правильно и полно оценить экономическую эффективность системы разработки, так как он не отражает ущерба от потерь руды.

    Оценивать экономическую эффективность систем разработки следует по величине получаемой годовой прибыли от реализации конечной продукции горного предприятия или по величине отношения этой прибыли к сумме капиталовложений в горное предприятие.

    Но расчеты по определению суммы годовой прибыли горного предприятия и капиталовложений очень сложны.

    Применительно к выбору систем разработки для части месторождения (отдельных блоков, рудных тел) можно пользоваться для экономической оценки себестоимостью добычи 1 т руды с учетом экономического ущерба, вызываемого разными по величине потерями и разубоживанием для сравниваемых систем.

    Себестоимость добычи при таком сравнении должна определяться в расчете на добытую руду с одинаковым содержанием. Удобно вести все расчеты на 1 m добытой руды с балансовым содержанием (с). Экономический ущерб от потери и разубоживания в этом случае следует выражать также на 1 m руды с балансовым содержанием.

    По данным геологическим условиям возможно применение следующих систем разработки:

    а) подэтажное – обрушение с отбойкой руды веерами скважин на подсечку.

    б) поэтажное - камерная система с оставлением веерного целика со стороны висячего бока.

    При подэтажном обрушении веерами скважин на подсечку, на горизонте воронок проходят штреки подсечки, а затем на нее массовым взрывам вееров глубоких скважин, пробуренных из бурового штрека отбивают запасы подэтажа и ведут выпуск руды.

    ТЭП системы

    Производительность 1 рабочего 70-90 т/см

    Расход погонажа 5-6 м/1000т

    Расход леса 3-4м3/1000т

    Потери 13-16 %

    Разубоживание 9-13%

    Достоинства системы

    а) Простота работ.

    б) Хорошая вентиляция забоев

    в) Сравнительно высокая производительность труда.

    г) Малый расход леса

    д) Малое количество массовых взрывов за период отработки подэтажа.

    Недостатки системы

    а) Длительность производства подсечки

    б) Большие потери и разубоживание руды

    в) Большое сейсмическое воздействие взрыва на выработки блока.

    При подэтажно – камерной системе разработки с оставлением временного целика со стороны пород висячего бока запасы подэтажа вынимают камерой. Для этого отрезную цепь и за тем на нее последовательно взрываю веера глубоких скважин, пробуренных из бурового штрека, пройденного на горизонте воронок. После выемки камерного запаса взрывают временный целик и потолочину.

    ТЭП системы

    Производительность 1 рабочего 50-60 т/см

    Расход погонажа 6-8 м/1000т

    Расход леса 5-7м3/1000т

    Потери 8-12 %

    Разубоживание 7-10%

    Достоинства системы

    а) Возможность получения высококачественной руды при приемке запасов блока.

    б) Быстрота получения отрезной щели

    в) Хорошая вентиляция забоев

    г) Меньшие потери разубоживание руды.

    Недостатки системы

    а) Более низкая производительность труда

    б) Наличие выходов в камеру

    в) Большое количество массовых взрывов за период отработки подэтажа

    г) Большой объем нарезных работ

    Вывод

    Учитывать геологию участка, ТЭП систем и то, что в висячем боку слабые породы с низким содержимым руды - наиболее рациональный системой разработки проектируемого участка залежи является система подэтажно-камерной разработки с оставлением временного целика со стороны висячего бока. Ее и принимаю в проекте.

    3.4. Параметры системы.

    Принятые значения параметров подэтажно-камерной системы отработки сведены в таблицу 3.4.1.

    Наименование параметров системы

    значение

    Высота этажа, м

    75

    Высота подэтажа, м

    37,5

    Высота дучек, м

    5

    Толщина потолочины, м

    10

    Толщина временного целика, м

    10

    Длина блока, м

    50

    Ширина отрезанной щели, м

    3

    Расстояние между дучками, м

    5

    Расстояние между штреками скрепирования, м

    12



    ГЛАВА 4. МЕТОДЫ ПОДГОТОВКИ И РАЗРАБОТКА НОВОГО ГОРИЗОНТА НА МЕСТОРОЖДЕНИЕ ЗАРНИСОР

    4.1. Схемы подготовки горизонтов при разработке рудных месторождении

    Первоначально месторождения делят на шахтные поля. На крупных месторождениях размеры шахтного поля и запасы руды в нем таковы, что для последующей разработки его необходимо разбить на более мелкие участки.
    Дальнейшая подготовка рудных месторождений включает деление месторождения по вертикали на горизонты (этажи или панели) и нарезку отдельных очистных блоков.

    Подготовка заключается в проведении транспортных и вентиляционных выработок, которые делят шахтное поле на части, удобные в последующем для ведения очистных работ.

    Подготовка горизонтов заключается в разделении шахтного поля на участки, в пределах которых затем проводят подготовительно-нарезные выработки и ведут очистную выемку.

    Горизонтальные и пологие месторождения штреками делят на панели. Наклонные, крутонаклонные и крутопадающие месторождения делят на этажи

    В соответствии с этим все способы подготовки делят на два класса: 
    • подготовку панельную;

    • подготовку этажную. 

    Некоторая особенность возникает при подготовке свиты горизонтальных и пологих залежей. Если такая свита по вертикали распространяется на сотни метров, то в этом случае также применяют этажную, а не панельную подготовку.

    Панельная подготовка включает три способа в зависимости от того, на какие части делится панель:

    1. Панельная с камерами, расположенными между главными штреками.
    2. Панельная с камерами,  расположенными между  панельными
    штреками.
    3. Панельно-столбовая.

    Этажная подготовка делится на два способа в зависимости от характера месторождения:

    1. Этажная для крутых и крутонаклонных залежей.

    2. Этажная для    свиты мощных пологих и наклонных залежей.

    При проведении выработок попутная добыча руды обходится значительно дороже, чем при очистных работах. Кроме того, подготовительные выработки приходится проходить и по пустым породам. Поэтому основное требование к подготовке месторождений – выбрать такой способ подготовки и систему разработки, чтобы количество подготовительных и нарезных выработок было минимальным.

    Для оценки способа подготовки пользуются таким показателем, как количество подготовительных и нарезных выработок в метрах на 1000 т добытой руды. В лучшем случае он составляет 2 – 3 м/1000 тонн, а в худшем поднимается до 10 – 15 м/1000 тонн извлекаемых запасов.

    В последние годы это правило имеет некоторые исключения. При разработке соляных и гипсовых месторождений для выемки руды начали применять комбайны того же типа, что и для проведения выработок. Выработки проходят по полезному ископаемому. Таким образом, добыча руды при проведении подготовительных и нарезных выработок, а также при очистных работах стоит примерно одинаково. Экономить на проведении выработок по руде в данном случае уже нецелесообразно.

    Кроме того, подготовка и нарезка месторождения должны быть произведены так, чтобы обеспечивалось хорошее проветривание очистных блоков, соблюдались правила безопасного ведения горных работ, затраты на подготовку были бы минимальными, обеспечивались благоприятные условия для доставки оборудования, материалов и людей.
    1   2   3   4


    написать администратору сайта