Отработка разрезного блока Юкспорского месторождения гор.+170 с учетом геомеханического состояния массива

Блок 4-7 гор. +170 м (Юкспор).docx

ОТРАБОТКА РАЗРЕЗНОГО БЛОКА ЮКСПОРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ГОР.+170 С УЧЕТОМ ГЕОМЕХАНИЧЕСКОГО СОСТОЯНИЯ МАССИВА
Цель работы - выбор места расположения подготовки вентиляции определение оптимальных параметров и области применения систем разработки при отработке разрезного блока Юкспорского месторождения горизонта +170 м.
Результаты работы – выполнен анализ изменчивости горно-геологических условий Юкспорского месторождения выше горизонта +170 м оценены запасы отрабатываемого блока произведен геодинамический и геомеханический анализ участка отработки определена годовая производительность блока и выемочной единицы определены приемлемые системы разработки и область их применения выполнено геомеханическое обоснование параметров отработки запасов рассчитаны потери и разубоживание рассчитаны технико-экономические параметры сравниваемых систем разработки определены оптимальные параметры конструктивных элементов системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском.
Практическое назначение – использование результатов работы на дальнейших стадиях проектирования по вскрытию и отработке разрезного блока 47 Юкспорского месторождения гор. +170.
Геологическая характеристика и анализ изменчивости горно-геологических условий в границах шахтного поля Объединенного Кировского рудника5
1Общие сведения о месторождениях5
2Геологическое строение месторождений5
3Качественная характеристика6
Границы шахтного поля и запасы руды7
1Границы шахтного поля9
3 Существующее состояние подземных горных работ 10
Прогноз и предотвращение горных ударов11
1Геомеханические условия разработки месторождения11
2Предотвращение горных ударов14
Горно-подготовительные работы18
1Схема подготовки запасов18
2Объемы горно-подготовительных работ и виды крепления.20
Выбор систем разработки и область их применения в горно-геологических и горнотехнических условиях Юкспорского месторождения выше высотной отметки + 170 м.23
1Подэтажное обрушение с торцевым выпуском25
2Подэтажное обрушение с выпуском на траншейное днище27
Геомеханическое обоснование параметров отработки запасов31
1Требования по безопасной разработке удароопасного Кукисвумчоррского и Юкспорского апатит-нефелинового месторождения31
2Определение допустимых расстояний расположения горно-капитальных и магистральных подготовительных выработок от очистных пространств32
3Определение минимальных допустимых расстояний между параллельными горизонтальными выработками33
4Определение минимального допустимого пролета сопряжения между погрузочными заездами35
Потери и разубоживание47
1Расчёт норматива эксплуатационных потерь и разубоживания в условиях Юкспорского месторождений выше высотной отметки +170 м при применении системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском.47
2Расчёт норматива эксплуатационных потерь и разубоживания в условиях Юкспорского месторождения выше высотной отметки +170 м при применении системы разработки с подэтажным обрушением и выпуском руды на траншейное днище.49
Сравнение систем разработки по производительности элементарной выемочной единицы51
ТЭП сравниваемых систем разработки54
Экономическое сравнение систем разработки55
1Исходные данные принятые в расчетах55
2Горное оборудование и его необходимое количество56
3Определение себестоимости 1 м³ горной массы подготовительно-нарезных выработок в блоке57
4Определение себестоимости 1 т горной массы при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском59
5Определение себестоимости 1 т горной массы при применении подэтажного обрушения с выпуском на траншейное днище65
6Экономическое сравнение систем разработки70
Список использованных источников83
Геологическая характеристика и анализ изменчивости горно-геологических условий в границах шахтного Объединенного Кировского рудника
1Общие сведения о месторождениях
Юкспорское месторождение апатит-нефелиновых руд находится в Кировском районе Мурманской области.
Месторождение расположено в пределах сильно расчлененного Хибинского горного массива возвышающегося над окружающей холмистой равниной на 400-700м и разделенного глубоко врезанными долинами преимущественно субширотного простирания.
2Геологическое строение месторождений
Все месторождения апатит-нефелиновых руд района пространственно и генетически связаны с ийолит – уртитовой интрузией Хибинского щелочного массива.
Апатитовое оруденение образует согласно залегающие с вмещающими породами залежи которые группируются в пределах трех рудных полей.
Юкспорское месторождение простирается на 335 км к юго-востоку от границы с Кукисвумчоррским до условной границы по геологическому разрезу 29 с месторождением Апатитовый Цирк.
Падение залежи – на восток – северо-восток под углом 30 400 до абсолютных отметок 0 100 м плавно увеличивающимся ниже до 40 500.
Мощность залежи на участке Юкспор достигает 160 240 м. Вмещающие породы месторождений представлены подстилающими рудную залежь массивными уртитами и покрывающими – трахитоидными ийолитами и ийолит – уртитами.
Контакт висячего бока залежи с вмещающими породами в большинстве случаев четкий в лежачем боку руда переходит в массивные уртиты постепенно через обогащенные апатитом уртиты мощностью до 50 м содержащие от 2 до 4 % Р2О5.
В рудной залежи встречаются дайки мончикитов мощностью до 15 м и линейные зоны окисления (шпреуштейнизации) мощностью до 40 м приуроченные к верхним горизонтам и затухающие с глубиной.
3Качественная характеристика
Текстурные разновидности руды: пятнистая пятнисто-полосчатая линзовидно-полосчатая полосчатая брекчиевая блоковая массивная сетчатая апатитовый уртит сфен-апатитовая.
Средний минеральный состав руды в зависимости от слагающих ее текстурных типов следующий (в %): апатит 1098 7192; нефелин 1841 6535; эгирин 488 1804; сфен 136 2268; титаномагнетит 036 46; полевой шпат 021 401. Наибольшее содержание апатита и наименьшее – нефелина в пятнистой руде обратное соотношение этих минералов – в апатитовом уртите.
Содержание Р2О5 в руде уменьшается с глубиной. На Юкспорском месторождении по простиранию наблюдается существенная разница в содержаниях Р2О5 в слое между абсолютными отметками 106 и 476 м среднее содержание Р2О5 на участке Юкспор составляет 155%. Среднее содержание Р2О5 в засоряющих породах на Юкспорском месторождении составляет – в висячем боку 146 % и в лежачем 108%.
Границы разрезного блока и запасы руды
1Границы шахтного поля
Разрезной блок 47 гор.+170 Юкспорского месторождения длиной 216 м по простиранию и > 400м по падению ограничен:
-со стороны лежачего и висячего боков залежи - контур разведанных запасов по категории А+В+С1 и С2;
- с северо-западной стороны - 4 разрез
- с юго-восточной стороны - 7 разрез.
Границы отбойки руды определяются следующими факторами:
-календарным графиком отработки месторождений который предусматривает вскрытие подготовку и вовлечение в отработку запасов горизонта +170 м Юкспорского крыла и блоков гор. +250м;
3. Существующее состояние подземных горных работ
Основные очистные работы осуществляются на горизонтах +320 и +250 метров с выдачей руды через ДДК Кукисвумчоррского крыла. В настоящее время ведутся горно-капитальные работы по подготовке горизонта +170м выдача руды с которого осуществляется по Главному стволу №1 (ГС-1) и имеющему проектную производительность по выдаче руды до 29 млн. т в год. Начиная с 2015 года превышение добычи руды свыше 29 млн. тонн в год с горизонта + 170м будет транспортироваться по капитальным рудоспускам в КПД у Главного ствола № 2. В период 2015 – 2019 г.г. в связи с реконструкцией Главного ствола № 1 весь рудный грузопоток планируется перепускать в КПД у Главного ствола № 2.
Балансовые запасы блока:
где: : Sблц – сечение отбиваемых запасов найденная с помощью прог. AutoCad м2: Sблц = 31393
Lбл –длина блока по простиранию 216 м
-плотность руды 2.88 тм3
Qблц = 216·24800·2.88= 19528957 т
Запасы блока составляют 19 5 млн. т.
Прогноз и предотвращение горных ударов
1 Геомеханические условия разработки месторождения
Напряженное состояние массива пород на месторождении формируется под влиянием двух силовых полей: гравитационного и тектонического. Гравитационные компоненты напряжений определяются весом столба непосредственно налегающих пород. Тектоническое поле обусловлено неравномерным распределением в пространстве скоростей тектонических движений и скоростей деформаций земной коры.
В таблице 3.1 приведена характеристика напряженного состояния пород в выработках рудника. Данные представленные в таблице 4.1 позволяют сделать вывод что главными напряжениями являются горизонтальные значительно превышающие гравитационные напряжения.
Таблица 3.1 – Характеристика условий напряженного состояния пород Юкспорского месторождения:
Средняя глубина от поверхности Н м
Горизонталь-ное наибольшее напряжение d3 МПа
Азимут вектора d3 град.
Наклон вектора d3 к горизонту град.
* - в числителе приведены данные для богатых руд; в знаменателе – для бедных руд и вмещающих пород.
Проявление динамических форм горного давления прогнозируется при выполнении соотношения: dq ³ 05 dсж (dq – напряжение действующее на контуре выработок dсж – предел прочности на сжатие). При величине напряжений в массиве d3>30-40 МПа для большинства типов пород соблюдается это соотношение что указывает на реальную опасность динамических проявлений горного давления в форме стреляния и горных ударов. В процессе отработки месторождения наблюдается рост сейсмической активности.
Таким образом при проходке капитальных и подготовительных выработок прогнозируется проявление сейсмических явлений.
Большинство сейсмических событий связано с комплексным влиянием геологических и горнотехнических факторов обусловленных интенсивным ведением горных работ с постоянным нарушением равновесного состояния массива.
К основным геологическим факторам способствующим формированию очагов с повышенной концентрацией напряжений относятся:
невыдержанность оруденения по мощности;
контакты пород с разной прочностью. Породы и руды с разной скоростью релаксируют (отдают) приток энергии из окружающих пород что приводит к ее накоплению на отдельных участках сложенных более прочными породами;
оформление безрудных зон с невыдержанным контуром – небольшие участки выступающие в очистное пространство являются концентраторами повышенных напряжений и в первую очередь подвержены разрушению в динамической форме;
тектонические нарушения являются элементом ослабляющим устойчивое состояние массива создают возможность подвижки блоков по плоскостям ослаблений при ведении горных работ;
высокая тектоническая напряженность пород.
Техногенные факторы влияющие на формирование участков с повышенной удароопасностью:
неравномерность понижения фронта очистных работ как в отдельном блоке так и на фланге или на всем шахтном поле создает концентрацию напряжений на выступающих в отработанное пространство участках массива горных пород;
интенсивность ведения очистных работ на большой площади не позволяет элементам горных конструкций и краевой части массива полностью релаксировать приток энергии из окружающих пород;
отработка залежи отдельных блоков или участков встречными фронтами сбойка выработок изрезанность массива передовыми выработками приводит к образованию целиков различных размеров при отработке которых возможны проявления горного давления в динамической форме;
опорное давление от фронта очистных работ – при увеличении площади отработанного пространства возрастает нагрузка на краевую часть отрабатываемой залежи происходит пригрузка пород вокруг подготовительных выработок попадающих в зону влияния очистных работ;
проведение выработок без учета соотношения и направления действия главных напряжений – форма и размеры выработок должны соответствовать соотношению напряжений действующих по ее периметру;
Для обеспечения безопасности горных работ при проектировании и отработке месторождений опасных по проявлению горных ударов необходимо соблюдать требования нормативных документов:
«Инструкция по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях объектах строительства подземных сооружений склонных и опасных по горным ударам». Вып.1. - М.: ФГУП "НТЦ "Промышленная безопасность" 2004.
2Предотвращение горных ударов
Порядок и объем применения профилактических противоударных мероприятий регламентируется нормативными документами по горным ударам.
При проведении горно-подготовительных выработок
Проекты на подготовку горизонтов отдельных участков и на отработку запасов в выемочной единице должны содержать разделы по предотвращению горных ударов разработанные с учетом требований Инструкции Указаний. При проектировании и проведении горно-подготовительных выработок необходимо учитывать:
- при выборе формы поперечного сечения и направления движения выработок необходимо учитывать направление действия и соотношение главных нормальных напряжений. Выработкам придавать полигональную форму сечения. Наиболее безопасное движение выработки для предотвращения горных ударов обеспечивается при направлении совпадающим с действием главного максимального нормального напряжения;
- основные горно-подготовительные выработки не проходить параллельно разрывным тектоническим нарушениям на расстоянии менее 30 м. Тектонические нарушения по возможности пересекать под углом близким к 900;
- сопряжения выработок и камеры различного назначения не располагать на расстоянии ближе 10 м от дизъюнктивов;
- трассу основных откаточных выработок по возможности не располагать под выявленными естественными (природными) и техногенными концентраторами напряжений;
- применять минимально необходимые для технологии сечения выработок оформление их контура производить без выступов и углублений с помощью контурного взрывания переход от одного размера сечения к другому должен быть плавным без резких углов и выступов;
- производить крепление выработок вплотную к забою с целью исключения развития деформации пород.
С учетом геологических особенностей месторождений и технологических схем вскрытия и подготовки горизонтов не всегда удается выполнить в полном объеме требования нормативных документов по горным ударам. В таких ситуациях необходимо выполнять специальные технические мероприятия по предотвращению горных ударов. К ситуациям при которых необходимо выполнять специальные мероприятия относятся:
Выработки которые проходятся по направлению минимального главного напряжения по необходимости применять полигональные формы сечений выработок устойчивые к динамическим проявлениям горного давления и периодически определять категорию удароопасности пород. При выявлении участков с категорией «ОПАСНО» применять специальные меры по снижению концентрации напряжений в краевой части выработок.
Не всегда представляется возможность пересечения выработкой тектонических нарушений под углом близким к 900. Необходимо определять характер нагружения пород в зоне нарушения и производить разгрузку пород крепление стенок и кровли выработки.
При проходке выработок под безрудными зонами небольших размеров проверять уровень концентрации напряжений в краевой части и применять меры в соответствии с требованиями Указаний.
При выявлении в выработках категории «ОПАСНО» применяются специальные меры по предотвращению горных ударов:
- камуфлетное взрывание шпуров и скважин сотрясательное взрывание зарядов ВВ производится в процессе проходки выработок на участках где не ожидается дополнительной пригрузки в процессе ее эксплуатации;
- разгрузка краевой части выработок с помощью щелей и скважин производится на участках с постоянной опасностью проявления горных ударов (в зонах тектонических нарушений в областях с признаками повышенной удароопасности под небольшими безрудными зонами и целиками в зоне влияния фронта очистных работ);
- полигональные формы сечения выработок контурное взрывание регламентирование проведение выработки во времени (временный отстой) применяется на участках предполагаемого повышения концентрации напряжений или при появлении внешних признаков удароопасности.
При ведении очистных работ
Ведение очистных работ связано с большей вероятностью проявления горных ударов чем при проведении одиночных полевых выработок. Это связано с интенсивностью ведения горных работ их концентрацией и одновременным нарушением равновесного состояния массива (проведением очистных работ) на большой площади. Кроме этого происходит постоянное совмещение влияния природных (геологических) и техногенных факторов способствующих резкому скачкообразному повышению концентрации напряжений в краевых частях выработок и на элементах горных конструкций.
Своевременное и точное выполнение организационных технологических и специальных профилактических мероприятий по предотвращению горных ударов на очистных работах имеет важную роль для обеспечения безопасного ведения горных работ:
отработку залежи производить от центра к флангам шахтного поля расходящимися фронтами общее движение фронта должно осуществляться от выработанного пространства на массив;
не допускать изрезанности массива выработками проведения опережающих выработок не предусмотренных проектом;
производить опережающую отработку участков залежи с природными концентраторами напряжений или их разгрузку скважинами по всей площади;
при отработке удароопасных участков в выработках применять усиленное крепление кровли взрывные работы вести дистанционно из безопасной зоны;
на отдельных локальных участках выработок при категории «ОПАСНО» или по решению технических органов производить снижение концентрации напряжений в краевой части с помощью камуфлетного взрывания шпуров и скважин сотрясательного взрывания зарядов ВВ бурения разгрузочных скважин регламентирования подвигания забоя и применения других мероприятий разработанных для конкретных условий и одобренных комиссией по горным ударам.
Горно-подготовительные работы
1Схема подготовки запасов
Принятая схема подготовки вырезного блока 47 гор. +170м Юкспорского месторождения предусматривает проходку комплекса подготовительных выработок необходимых для транспортировки горной массы подачи свежего воздуха отвода отработанной струи обеспечения запасными выходами и т.д.
В состав основных подготовительных выработок горизонта входят:
Материально-ходовые штреки;
Вентиляционно-транспортные орты;
Буро-доставочные штреки;
Ходовые и вентиляционные восстающие рудоспуски.
Подготовительные работы осуществляются с автотранспортных уклонов при общем порядке направления работ сверху вниз.
Запасы каждого подэтажа подготавливаются к очистной выемке независимо друг от друга с увязкой рудоспусками и запасными выходами.
Проходка транспортных штреков (МХШ) предусмотрена преимущественно в породах лежачего бока.
Учитывая сложные контуры рудных залежей на отдельных участках массива допускается незначительное отклонение от расчетных значений заложения транспортных штреков с целью минимизации объемов проходки и сохранения относительной прямолинейности выработок.
Места заложения транспортных ортов и рудоспусков на подэтажах определены исходя из представленной схемы откатки.
Рисунок 4.1 – Типовое сечение горно-подготовительной выработки
Порода образующаяся при проходке выработок на первой стадии подготовительных работ выдаётся через автотранспортные уклоны.
После проходки рудоспусков и сбоек с ними порода перепускается на концентрационный горизонт откуда рельсовым транспортом доставляется к стволам и выдается на поверхность. При достаточном развитии подготовительных и очистных работ породы от ГПР могут быть частично размещены в непогашенных полевых выработках выведенных из эксплуатации.
Для этажа и подэтажей предусмотрено как минимум по два независимых механизированных выхода – автотранспортные уклоны и межэтажные ходовые восстающие.
Вентиляция выработок осуществляется по нагнетательной схеме. Свежий воздух поступает от стволов по квершлагам и далее по транспортным штрекам и ортам проветривает рабочие блоки и через вентиляционные восстающие отработанная струя выдаётся на вышележащие горизонты откуда по стволам ЦВС 12 и 3 и вентиляционной штольне на поверхность.
2ГПР и виды крепления.
Подготовка подэтажей ведется в следующем порядке. С автоуклона проходится заезд на подэтаж с которого на север и юг вдоль лежачего бока за пределами рудного тела по породе строится МХШ. В ходе строительства с него же проходятся поперечные БДО с которых в свою очередь в висячем боку по руде строится ОШ. В ходе строительства подэтажа горные выработки сбиваются на ранее пройденные вертикальные выработки (рудоспуски вентиляционные восстающие ходовые восстающие и т.д.). Объемы ГПР рассчитываются непосредственно при выборе системы разработки.
Все отрабатываемые в расчетном году горизонты Кировского рудника отнесены к опасным по горным ударам. В связи с этим в выработках где установлены признаки горного давления регламентом предусматривается выполнение мероприятий предусмотренных «Указаниями по безопасному ведению горных работ на месторождениях склонных и опасных по горным ударам (Хибинские апатит-нефелиновые месторождения)» 2010 г.
В целом на руднике на проходке горно-подготовительных выработок предусмотрены следующие виды крепления:
-вентиляционно-транспортные штреки и панельные орты материально-ходовые орты и автоуклоны – железобетонные штанги или железобетонные штанги с набрызгбетоном толщиной не менее 50 мм;
-крепь из монолитного бетона на подэтажных выработках предусматривается на участках проходимых в зонах тектонических нарушений. Общий объем таких выработок составляет 4 – 5%.
Проходка горных выработок осуществляется в соответствии с технологическими паспортами в которых отражается:
-геологическая характеристика руд и пород по которым производится проходка необходимость крепления вид крепи шаг отставания крепи от груди забоя и время возведения. При необходимости указываются мероприятия по предупреждению удароопасности.
Выбор систем разработки и область их применения в горно-геологических и горнотехнических условиях Юкспорского месторождения выше высотной отметки + 170 м.
В настоящее время на Кировском руднике применяются две разновидности системы разработки с обрушением руд и вмещающих пород:
- подэтажное обрушение с торцевым выпуском (71%);
- этажное обрушение с донным выпуском (20%) ;
- подэтажным обрушением и выпуском руды на траншейное днище (9%).
На 2013 году система разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском на Кировском руднике является основной её удельный вес применения составляет не менее 70% и продолжает расти. Применение данной системы разработки в горно-геологических условиях месторождения Юкспор позволяет получать высокие технико-экономические показатели. Так потери и разубоживание при применении ромбовидных камер в условиях Кировского рудника составляют не более 16–19% что для систем разработки с обрушением руд и пород является относительно хорошим показателем. Кроме того применение высокопроизводительного погрузочно-доставочного и бурового оборудования обеспечивает высокую производительность труда и низкую себестоимость добытой рудной массы что позволяет получать максимальную прибыль при небольшой валовой ценности руды. Простота конструктивных элементов данной системы разработки а так же низкий удельный расход подготовительно-нарезных выработок отсутствие необходимости строительства днища очистного блока и монтажа оборудования для выпуска и доставки руды являются её неоспоримыми преимуществами по сравнению с другими системами разработки.
Однако при всех достоинствах системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском необходимо отметить и её существенные недостатки:
-относительно высокие потери и разубоживание являющиеся следствием процесса выпуска отбитой руды под обрушенными породами;
-применение данной системы разработки возможно только при гарантированном обрушении покрывающих пород так как отбойка руды производится в зажиме на обрушенную ранее породу;
-невозможность одновременной отбойки больших объёмов руды в одной ромбовидной камере что влечёт за собой увеличение частоты ведения взрывных работ и количества камер находящихся в одновременной очистной выемке;
-при выпуске руды должен осуществляться постоянный контроль над качеством отгружаемой рудной массы из очистных камер.
Принимая во внимание фактические горно-геологические (постоянные факторы) и горнотехнические условия существующие на Кировском руднике в настоящее время а также переменные факторы (устойчивость руд и пород ценность руд физико-механические свойства и т.д.) для отработки запасов апатит-нефелиновых руд выше высотной отметки +170 м предварительно рекомендуется применение следующих систем разработки:
- подэтажного обрушения с торцевым выпуском;
- подэтажного обрушения с траншейным выпуском.
1Подэтажное обрушение с торцевым выпуском
Основные параметры системы разработки:
- расстояния между буродоставочными штреками – 16 -18 м;
- высота подэтажа – 20-25 м;
- высота этажа – 3 подэтажа;
- угол откоса боков ромбовидных камер - 70º;
- длина (ширина) блока по простиранию –216 м;
-длина (ширина) блока вкрест простирания равна горизонтальной мощности рудного тела;
-толщина (мощность) отбиваемого слоя руды 5 метров высота отбиваемого слоя руды 35 - 36 м.
Отбойка руды производится секциями ромбовидной формы. За один прием отбивается 1-2 веера скважин. Подготовительные работы заключаются в последовательной проходке: подэтажных транспортных штреков транспортных ортов буродоставочных штреков (ортов) вентиляционных восстающих. Применение данной системы разработки возможно только при гарантированном обрушении налегающих пород и заполнении ими очистного пространства. Буродоставочные выработки располагаются вкрест простирания. При применении подэтажного обрушения начало очистных работ на каждом подэтаже начинается с разделки отрезной щели. В первую очередь осуществляется проходка отрезной выработки из которой проходится отрезной восстающий. На восстающий разделывается отрезная щель затем на отрезную щель отбивается первый слой руды которая по мере выпуска заполняется пустыми породами. Далее отбойка осуществляется на обрушенный массив. Отработка очистного блока производится в нисходящем порядке.
Рисунок 5.1 – Подэтажное обрушение с торцевым выпуском
Таблица 5.1 - Показатели извлечения при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском и объёмы ГПР (расстояние между БДШ- 18 м)
Таблица 10.4 - Объёмы подготовительно-нарезных работ в блоке при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском. Мощность рудного тела 136 м угол падения -35º балансовые запасы - 19500 000т
Подэтажный транспортный
Буродоставочный штрек
Горизонтальная проходка всего
Вертикальная проходка (20%)
Удельный расход горизонтальной проходки
Удельный расход вертикальной проходки
Общий удельный расход проходки
2Подэтажное обрушение с выпуском на траншейное днище
Данная система разработки рекомендуется для отработки весьма мощных рудных тел со следующими параметрами:
- расстояния между погрузочными заездами в траншее – 18 м;
- расположение заездов в шахматном порядке;
- расстояние между буровыми штреками – 36 м;
- угол откоса боков траншей – 65º;
- траншеи располагаются вкрест простирания;
- буровые штреки располагаются вкрест простирания;
- длина (ширина) блока по простиранию 216 м либо вкрест простирания равна горизонтальной мощности рудного тела;
- расстояния между траншейными и транспортными штреками (ортами) – 18 м.
В таблице 5.2 приведены основные показатели извлечения и объёмы ГПР.
Таблица 5.2 - Показатели извлечения при применении подэтажного обрушения с выпуском на траншейное днище и объёмы ГПР
горизонтальной проходки
Удельный расход вертикаль- ной проходки
Общий удельный расход выработок
Отбойка руды производится камерами имеющими прямоугольную форму. За один прием может быть взорвана секция скважин мощностью до 20 м (30-45 тыс. тонн руды). Разделка отрезной щели в висячем боку рудного тела выполняется системой разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском. Подготовительно-нарезные работы заключаются в последовательной проходке: материально ходовых штреков буровых буродоставочных траншейных и отрезных ортов погрузочных заездов рудоспусков и вентиляционных восстающих. Буровые штреки вкрест простирания. При подэтажном обрушении начало очистных работ на каждом подэтаже начинается с разделки отрезной щели. Далее отбойка осуществляется на ранее созданное компенсационное пространство. Отработка очистного блока производится в нисходящем порядке.
Таблица 5.3 Объём подготовительно-нарезных работ в блоке при применении подэтажного обрушения с траншейным выпуском. Мощность рудного тела 136 м угол падения -35º балансовые запасы - 19500 000 т
Рисунок 5.2 – Подэтажное обрушение с выпуском руды на траншейное днище
Геомеханическое обоснование параметров отработки запасов
1 Требования по безопасной разработке удароопасного Кукисвумчоррского и Юкспорского апатит-нефелинового месторождения
Подземная отработка запасов Кукисвумчоррского месторождения будет осуществляться в сложных горно-геологических и горнотехнических условиях обусловленных возникновением опасных концентраций напряжений при развитии подземных горных работ склонностью руд и вмещающих пород к горным ударам.
В соответствии с требованиями «Инструкции по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях объектах строительства подземных сооружений склонных и опасных по горным ударам» (РД 06-329-99) при проектировании горнодобывающих предприятий должны учитываться следующие основные факторы определяющие специфические условия и представляющие опасность при ведении горных работ:
а) изменение физико-механических свойств массива горных пород;
б) процессы сдвижения и деформации горных пород в зоне влияния подземной разработки с образованием зон сдвижения земной поверхности трещин воронок и провалов;
в) склонность месторождения и массива горных пород или их части к горным ударам.
2 Определение допустимых расстояний расположения горно-капитальных и магистральных подготовительных выработок от очистных пространств
Величина допустимого расстояния «L» расположения горно-капитальных и магистральных подготовительных выработок (транспортных штреков) от очистного пространства определяется в соответствии с методикой приведенной ниже.
При развитии фронта очистных работ на месторождениях склонных и опасных по горным ударам в соответствии с положением «Инструкции по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях объектах строительства подземных сооружений склонных и опасных по горным ударам» (РД 06-329-99) магистральные транспортные выработки должны быть удалены от фронта очистных работ на расстояние не менее 400 м по нормали. Учитывая что отработка Кукисвумчоррского и Юкспорского месторождений будет осуществляться в диапазоне глубин 300-800 м то представляется целесообразным это расстояние уточнить и дифференцировать.
Величину допустимого расстояния расположения горно-капитальных и магистральных подготовительных выработок (транспортных штреков) от очистного пространства можно определить из следующего выражения:
размер выработанного пространства м;
удельный вес вышележащих пород тм3;
глубина расположения выработки м.
В табл. 6.1 приведены расчетные значения допустимых расстояний «L» в зависимости от глубины «Н» расположения выработок для основных горно-геологических и горнотехнических условий разработки Кукисвумчоррского месторождения.
Таблица 6.1 – Значения допустимых расстояний «L»
Допустимые расстояния «L» м
3 Определение минимальных допустимых расстояний между параллельными горизонтальными выработками
В связи с необходимостью проведения большого количества сближенных параллельных горизонтальных выработок (траншейные штреки буродоставочные штреки погрузочные заезды и др.) возникает необходимость в определении минимальных допустимых расстояний между ними.
Для определения минимальных допустимых расстояний между параллельными горизонтальными выработками принимается к рассмотрению расчетная схема приведенная на рисунке 6.3.
Рисунок 6.1 – Схема к оценке минимального допустимого расстояния между параллельными горизонтальными выработками
Определяем размеры выработок «d1» и «d2» с учетом зон предельно-напряженного состояния в краевых частях из выражения [10.4.2]:
предел прочности руды на одноосное сжатие МПа;
коэффициент интенсивности напряжений МПа;
значение функции при различных значениях параметра «р».
Значение коэффициента интенсивности напряжений «» определяется из следующего выражения [46]:
Параметр «р» определяется из следующего выражения [46]:
В зависимости от соотношений и а также с использованием данных табл. 4.3 [46] находим методом последовательных приближений наименьшее взаимное влияние выработок друг на друга.
В качестве критерия рекомендуется [46] принимать следующую зависимость: . Искомый размер целика будет соответствовать .
В табл. 6.2 приведены значения допустимых расстояний «D» между осями параллельных выработок в зависимости от глубины «Н» расположения выработок для основных горно-геологических и горнотехнических условий разработки Юкспорского месторождения.
Таблица 6.2 – Значения допустимых расстояний «D»
Допустимые расстояния «D» м
4 Определение минимального допустимого пролета сопряжения между погрузочными заездами
Для определения минимального допустимого пролета сопряжения между погрузочными заездами было проведено компьютерное моделирование для расчета безразмерных средних дополнительных нормальных напряжений «» действующих в рудо-породных (несущих) элементах.
Технология компьютерного моделирования [47] базируется на реализации численного метода расчета напряженно-деформированного состояния и удароопасности конструктивных элементов систем разработок с совокупным учетом широкого диапазона горно-геологических и горнотехнических факторов: произвольных в размере и по конфигурации выработанного пространства и конструктивных элементов (краевая часть рудной залежи целики различного назначения и другие опорные элементы) произвольного месторасположения конструктивных элементов относительно границ выработанного пространства различных физико-механических свойств вмещающих пород и руд переменной мощности рудной залежи параметров разгрузочных мероприятий и тектонических нарушений.
В ходе исследований были реализованы следующие этапы:
– выполнена разработка расчетных вариантов технологических схем;
– выполнена оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов;
– определены граничные пролеты сопряжений «» между погрузочными заездами при дальнейшем увеличении которых величины коэффициентов концентрации напряжений в расчетных элементах расположенных на наиболее нагруженных выступающих участках не будут существенно изменяться (стабилизация процесса);
– определены основные геомеханические параметры (значения коэффициентов интенсивности напряжений «» расстояния до максимума опорного давления в краевых частях целиков «») необходимых для уточнения величин минимальных допустимых пролетов сопряжений между погрузочными заездами с учетом зон предельно-напряженного состояния руды;
– выполнена окончательная оценка минимальных допустимых пролетов сопряжений между погрузочными заездами.
Исследования показывают [46] что расстояние до точки максимума опорного давления можно рассчитывать по следующей формуле:
среднее значение предела прочности образца породы на одноосное сжатие МПа;
коэффициент интенсивности напряжений на кромке целика в граничащем с выработанным пространством расчетном элементе .
Для расчета величины коэффициента интенсивности напряжений Кi применена следующая зависимость [46]:
расстояние от кромки целика до центра тяжести граничащего с выработанным пространством расчетного элемента м (R = 05 м);
значение коэффициента концентрации вертикального напряжения действующего в граничащем с выработанным пространством расчетном элементе (получается в результате моделирования);
величина исходного вертикального напряжения действующего на глубине Н МПа.
Окончательное выражение для оценки минимальных допустимых пролетов сопряжений между погрузочными заездами с учетом зоны предельно-напряженного состояния краевой части целиков имеет вид:
ширина транспортного штрека м;
значение граничного пролета сопряжения при котором наступает процесс стабилизации м.
Исходные данные и результаты моделирования
Общие исходные данные (усредненные): модуль упругости руды Ер = 62000 МПа; модуль упругости пород Еп = 83000 МПа; удельный вес пород ; коэффициент Пуассона пород .
Физико-механические свойства руд и вмещающих пород приняты в соответствии с рекомендациями приведенными в [48].
Результаты моделирования
Результаты моделирования приведены на рис. 6.2 – 6.8 а также в табл. 6.3 – 6.6
Рисунок 6.2 – Оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов при отсутствии пролета сопряжения (фон)
Рисунок 6.3 – Оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов при пролете сопряжения S = 0 м
Рисунок 6.4 – Оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов при пролете сопряжения S = 6 м
Рисунок 6.5 – Оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов при пролете сопряжения S = 9 м
Рисунок 6.7 – Оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов при пролете сопряжения S = 12 м
Рисунок 6.8 – Оценка напряженного состояния «» расчетных рудо-породных элементов при пролете сопряжения S = 18 м
Таблица 6.3 – Результаты моделирования напряженного состояния рудо-породных элементов без учета зоны предельно-напряженного состояния
Значения дополнительных напряжений
Таблица 6.4 – Результаты определения граничного пролета сопряжения между погрузочными заездами
Таблица 6.5 – Выбор минимального допустимого пролета сопряжения между погрузочными заездами
Таблица 6.6 – Выбор минимальных допустимых пролетов сопряжений между погрузочными заездами при различных глубинах подготовки
Таблица 6.7 – Итоговая таблица расстояний
Допустимый пролет сопряжений между погрузочными заездами
Допустимое расстояние между осями параллельных выработок
Допустимое расстояние горно-капитальных и магистральных подготовительных выработок от очистных пространств
Потери и разубоживание
1 Расчёт норматива эксплуатационных потерь и разубоживания в условиях Юкспорского месторождения выше высотной отметки +170 м при применении системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском.
Для расчёта норматива эксплуатационных потерь и разубоживания и других технико-экономических показателей в фактических горно-геологических условиях выше высотной отметки + 170 м Кировского рудника принимаем следующие параметры системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском и другие условия:
- расстояния между БДО –18 м;
- ширина (длина) блока по простиранию – 216 м;
- длина (ширина) блока равна горизонтальной мощности рудного тела 400 м;
-высота блока вертикальная - 72 м;
- коэффициент разрыхления руды – 12 уд. ед.;
- толщина (мощность) отбиваемого слоя за 1 взрыв в камере – 5м;
- количество контактов отбиваемой секции с соседними – 3;
-объёмный вес руды – 288 тм³ породы – 28 тм³;
- угол падения рудного тела (средний) – 35º
- нормальная средняя мощность рудного тела – 136 м;
В расчетах учитывались следующие виды потерь:
- конструктивные потери;
- потери отбитой руды
В расчетах разубоживания учитывалось:
- разубоживание от прирезки пород в лежачем боку;
- примешивание пустых пород при выпуске руды из блока;
Таблица 7.1 - Расчёт потерь и разубоживания при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском в горно-геологических условиях Кукисвумчоррского и Юкспорского месторождений выше отметки +90 м при расстоянии между осями БДО - 18 м
Балансовые запасы блока
Конструктивные потери
Расчёт норматива эксплуатационных потерь и разубоживания выполнен по типовым рудным телам имеющим усреднённые параметры залегания (приложение 9) по методике [33]
2Расчёт норматива эксплуатационных потерь и разубоживания в условиях Юкспорского месторождения выше высотной отметки +170 при применении системы разработки с подэтажным обрушением и выпуском руды на траншейное днище.
Для расчёта норматива эксплуатационных потерь и разубоживания в фактических горно-геологических условиях выше отметки + 90 м Кировского рудника принимаем следующие параметры системы разработки с подэтажным обрушением и траншейным выпуском и другие условия:
- расстояния между погрузочными заездами в траншее – 24 м;
- расположение заездов в траншее - в шахматном порядке;
- буровые орты располагаются вкрест простирания;
-расстояния между траншейными и транспортными ортами–18 м;
- угол откоса боков траншей - 65º;
-высота блока вертикальная -72 м;
- угол падения рудного тела (средний) – 30-35º
-расположение траншей – вкрест простирания.
Таблица 7.2 - Расчёт потерь и разубоживания при применении подэтажного обрушения с траншейным выпуском в горно-геологических условиях Кукисвумчоррского и Юкспорского месторождений выше отметки +90 м
Потери отбитой руды в гребнях траншей и смешанной с породой
Потери отбитой руды от выбросов за пределы блока
Конструк тивное разубоживание
Разубо живание при выпуске руды
Расчёт норматива эксплуатационных потерь и разубоживания выполнен по типовым рудным телам имеющим усреднённые параметры залегания.
Сравнение систем разработки по производительности элементарной выемочной единицы
Методика сравнения и выбора подземных систем разработки подробно рассмотрена в горнотехнической литературе. Условия влияющие на выбор системы для разработки рудного месторождения можно разделить на следующие :
-геологические и горнотехнические;
-технические требования к качеству добытого материала;
Сложность задачи выбора приемлемой системы разработки состоит в необходимости учесть вышеуказанные условия в совокупности. Поскольку применение системы разработки в первую очередь связано с вопросами безопасности и управлением горным давлением её выбор на первом этапе проводится по геологическим и горнотехническим условиям. После выбора двух или нескольких приемлемых систем разработки проводится их сравнение по технико-экономическим показателям (ТЭП). К основным ТЭП подземной системы разработки можно отнести следующие показатели:
- производительность выемочной единицы;
-показатели извлечения при добыче;
-удельный расход подготовительно-нарезных работ;
-себестоимость 1т добытой рудной массы.
Если сравнение технико-экономических показателей не выявляет очевидного преимущества какой-либо системы разработки то на последнем этапе выбор производится по наибольшему удельному доходу.
При применении системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском элементарной выемочной единицей в очистном блоке является объём запасов приходящийся на рабочую площадь обслуживаемую одной буродоставочной выработкой. При применении подэтажного обрушения с выпуском на траншейное днище - объём запасов ограниченный проектным контуром массового взрыва (включая траншейное днище).
Для проведения сравнительного расчёта производительности ЭВЕ по сравниваемым системам разработки принимаем следующие исходные данные:
Апдм - сменная производительность погрузчика при среднем плече доставки 100м – 600 тсм;
Аб – сменная производительность буровой установки на очистных работах – 70 шпмсм;
Аз – сменная производительность зарядной машины 3-4 тсм взрывчатого вещества. При этом время на пневмозарядку установку боевиков монтаж цепи взрывание и проветривание ромбовидной камеры принимаем равным одной технологической смене время на проветривание после массового взрыва - 2 смены;
- время необходимое на приведение кровли и боков подсечного пространства (при применении фронтально-торцевого выпуска) в безопасное состояние (оборка заколов) – 10% от суммарного времени на бурение отгрузку и зарядку смен;
Уб – выход руды с 1п.м. скважины (диаметр 102мм) - 154 тм при торцевом выпуске и 1615 тм при применении массовых взрывов;
Увв – удельный расход В.В.- 045 кгт при торцевом выпуске и 041 кгт при массовых взрывах;
Cпр – скорость проходки нарезной выработки при ведении работ одним забоем – 80 п.м.мес;
-объёмный вес руды – 288 тм³; объёмный вес породы -280 тм³;
Расчёт производительности ЭВЕ выполнен в виде таблицы.
Таблица 8.1 – Сравнительный расчёт производительности ЭВЕ по сравниваемым системам разработки
Объём запасов руды в ЭВЕ т
Добытая рудная масса т
Продолжи тельность П.Н.Р.
Продолжительность извлечения
Продолжительность обуривания
Продолжительность ВР и проветривания
Общая продолжительность процессов
Обрушение с торцевым выпуском
Обрушение с траншейным выпуском
Результаты расчётов представленные в таблице 12.1 позволяют сделать следующие выводы:
- система разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском имеет самую высокую производительность выемочной единицы (с учётом времени на воспроизводство запасов) -286 тсм и самый низкий коэффициент структуры рабочей площади – 1095.
- система разработки с подэтажным обрушением и траншейным выпуском по производительности ЭВЕ практически не уступает торцевому выпуску при этом коэффициент структуры рабочей площади составляет 1.103
Технико-экономические показатели сравниваемых систем разработки
Технико-экономические показатели определённые в предыдущих разделах на данном этапе работы дают возможность выполнить предварительное технико-экономическое сравнение выбранных систем разработки.
Таблица 9.1 – Технико-экономические показатели сравниваемых систем разработки
Подэтажное обрушение с торцевым выпуском
Подэтажное обрушение с траншейным выпуском
Анализ показателей представленных в таблице 13.1 позволяет сделать следующие выводы:
- система разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском имеет практически равноценные показатели извлечения производительности и удельного расхода ПНР с системой разработки подэтажного обрушения с траншейным выпуском. Кроме того при применении данных систем разработки исключается нахождение трудящихся в очистном пространстве чем обеспечивается высокая безопасность производственных процессов.
Экономическое сравнение систем разработки
1Исходные данные принятые в расчетах
Для проведения экономического сравнения принимаем следующие исходные данные:
Режим работы подземного рудника:
Пятидневная рабочая неделя;
Количество рабочих дней в году - 250;
Рабочая неделя - прерывная с двумя выходными днями;
Продолжительность рабочей смены -72 часа;
Количество рабочих смен в сутки - 4 (одна ремонтная смена) из них:
- по проходке горных выработок - 3;
- по бурению глубоких скважин - 3;
- по добыче руды - 3;
- взрывная смена - 1.
Работы по проходке горных выработок бурению глубоких скважин и добыче руды совмещаются по времени.
Физико-механические свойства руд и пород:
-объемный вес руды в целике – 288 тм³;
-объемный вес породы - 278 тм³;
-коэффициент разрыхления руды и пород - 12-14;
-крепость руды по шкале Протодьяконова - 5 – 9;
-крепость породы по шкале Протодьяконова - 11 - 17;
-руды и породы устойчивые и средней устойчивости;
горно-геологические условия и основные параметры систем разработки:
-мощность рудного тела – 136 м (средняя);
-угол падения рудного тела - 35º (средний);
-высота подэтажа – 23м высота этажа – 72 м
-расстояние между погрузочными заездами в траншее –24 м;
-расположение заездов в траншее – в шахматном порядке
-расстояния между буровыми штреками – 36 м;
-угол наклона боков траншей – 65º;
-угол наклона боков ромбовидных камер - 70º;
-расстояние между буродоставочными выработками при торцевом выпуске –18 м;
2Горное оборудование и его необходимое количество
Таблица 10.1- Явочное и списочное количество оборудования применяемого на очистных работах
Производительность оборудова
Количество оборудования на линии
Установка для оборки заколов Скаймек 200С
3Определение себестоимости 1 м³ горной массы подготовительно-нарезных выработок в блоке
Определение себестоимости 1 м³ горной массы горизонтальных подготовительно-нарезных выработок в блоке.
Для проведения дальнейших расчётов принимаем себестоимость 1 м³ горизонтальных подготовительно-нарезных выработок равной 54346 рубм³ или 1141266 рубп. м (сечение выработки- 21м²) согласно приложению 12.
Определение себестоимости 1 м³ горной массы вертикальных подготовительно-нарезных выработок в блоке.
4Определение себестоимости 1 т горной массы при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском
Представлена схема расположения взрывных скважин при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском при высоте подэтажа равной 23 м и расстоянии между буродоставочными штреками 18 метров.
Основные параметры БВР определены по «Временной методике по расчету и разработке проектов паспортов буровзрывных работ для систем разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском руды» утвержденной 4 июля 2007 года.
f - коэффициент крепости руды по Протодъяконову от 5 до 11 ед.;
с- размер кондиционного куска руды 500 мм (согласно методике - 01В);
В- ширина буро-доставочной выработки – 5м;
d – диаметр скважины 0102 м;
γ – объемный вес руды 288 тм3;
- тип применяемого ВВ – ЭВВ «САБТЭК»;
m - коэффициент сближения скважин 10 - 11;
ρ - плотность заряда ЭВВ «САБТЭК» - 1250 кгм3;
В соответствии с вышеуказанной методикой и заданными условиями ЛНС (W) составит 277 метра (таблица 3 [41]).
Объём горной массы отбиваемый одним веером при ЛНС равной 277 м составит: 895 м³ или 2578 т горной массы. ЭВВ «САБТЭК» в скважине составляет 1250 кгм3 при этом вес взрывчатки в одном погонном метре скважины диаметром 102 мм составляет 95 кг. Общая длина скважин в веере составляет 167 метров общий недозаряд по скважинам составит 350 метра или 50 метра на одну скважину в среднем. Тогда общее количество В.В. необходимого для зарядки одного веера составит – 1188 кг а удельный расход ВВ составит 046 кгт. Выход руды с 1метра скважины составит 1544 тм.
Трудозатраты на бурение одного веера скважин составят: 2386 Чел.-См. Трудозатраты бурильщика на добычу 1000 т руды составят: 0926 Чел.-См.1000т. Трудозатраты на зарядку скважин в одном веере составят (зарядку производят два взрывника): 0792 Чел.-См. Трудозатраты взрывников на отбойку 1000т руды составят: 0307 Чел.-См.1000т. Трудозатраты на отгрузку горной массы ПДМ Sandv Трудозатраты взрывника (производит 1 взрывник) на установку боевиков и монтаж взрывной сети 1 веера скважин составят: 005 Чел.-См. Трудозатраты взрывника на установку боевиков и монтаж взрывной сети на 1000 т: 002 Чел.-См1000т. Трудозатраты на вторичное дробление негабаритов при отбойке 1 веера скважин 033 Чел.-См. Трудозатраты на вторичное дробление на 1000 т руды составят: 013 Чел.- См1000т.
Рисунок 10.1 – Схема расположения взрывных скважин в веере при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском
Таблица 10.2 – Затраты на заработную плату при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском
Установленная часовая тарифная ставка руб.час.
Норма времени чел.-см.1000 т
Затраты на заработную плату
Машинист ПДМ LH 400E
Неучтенные затраты (10%)
Таблица 10.3 - Затраты на электроэнергию при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском
Электроэнергия (20%)
Таблица 10.4 – Затраты на материалы при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском (нормы расхода приняты согласно приложению 12)
Объемный вес горной массы
Затраты на материалы
Ткань для укрытия вагонов
Шины ПДМ "LH" 265*.25
Прочие вспом. материалы (10%)
Таблица 10.5 – Амортизация оборудования при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском
Стоимость ед. тыс. руб.
Стоимость всего тыс.
Норма амортизации год %
Таблица 10.6 – Себестоимость 1 т руды при применении подэтажного обрушения с торцевым выпуском
Единый социальный налог
Страхование от несчастных случаев
Вспомогательные материалы
Горизонтальная проходка
Вертикальная проходка
Общая себестоимость по системе
5Определение себестоимости 1 т горной массы при применении подэтажного обрушения с выпуском на траншейное днище
На рисунке 14.2 представлена схема расположения взрывных скважин при применении подэтажного обрушения с выпуском на траншеи при высоте подэтажа равной 20 м и расстоянием между буровыми штреками равным 30-40 метрам.
По методике определим удельный расход В.В. и величину ЛНС при следующих условиях:
f - коэффициент крепости руды по Протодъяконову 8 - 11;
с- размер кондиционного куска руды 500мм;
е- коэффициент работоспособности ВВ. (граммонита М 21- 360 см³) 10;
qп - расход ВВ. на вторичное дробление 01 кгт;
m - коэффициент сближения скважин 10 - 12.
ρ - плотность заряда ЭВВ «САБТЭК» 1250 кгм3.
Расход ВВ определим по следующей формуле [42]:
Где: - соответственно поправочные коэффициенты на крепость и объемный вес руды размер кондиционного куска и диаметр скважины.
Подставив данные получаем удельный расход ВВ: 041 кгт;
По методике определим ЛНС по следующей формуле:
Подставив данные получаем: W= 28 м
Для проведения дальнейших расчетов принимаем расход В.В.- 041 кгт ЛНС –28 м
Объём горной массы отбиваемый одним веером при ЛНС равной 28 м составит: 2181 м³ или 6281 т горной массы. Количество граммонита М 21 необходимого для отбойки одного веера скважин составит: 2575 кг. Плотность заряда ЭВВ «САБТЭК» в скважине составляет 1250 кгм3 при этом вес взрывчатки в одном погонном метре скважине диаметром 102 мм составляет 10 кг. Тогда для размещения общего количества ВВ в скважинах потребуется 286 погонных метров скважин. Общая длина скважин в веере составляет 389 метров общий недозаряд по скважинам составит 103 метра или 515 метра на одну скважину в среднем. Выход руды с 1 метра скважины составит 1615 тм.
Трудозатраты на бурение одного веера скважин составят: 556 Чел.-См. Трудозатраты бурильщика на добычу 1000 т руды составят: 089 Чел.-См.1000т. Трудозатраты на зарядку скважин в одном веере составят (зарядку производят два взрывника): 171 Чел.-См. Трудозатраты взрывников на отбойку 1000т руды составят: 027 Чел.-См.1000т. Трудозатраты на отгрузку горной массы ПДМ Sandvik 1400E отбитой 1 веером скважин составят: 1047 Чел.-См. Трудозатраты машиниста ПДМ на отгрузку 1000т руды составят: 167 Чел.-См.1000т. Трудозатраты взрывника (производит 1 взрывник) на монтаж взрывной сети 1 веера скважин составят: 006 Чел.-См. Трудозатраты взрывника на монтаж взрывной сети на 1000 т: 001 Чел.-См1000т. Трудозатраты на вторичное дробление негабаритов при отбойке 1 веера скважин 080 Чел.-См. Трудозатраты на вторичное дробление на 1000 т руды составят: 013 Чел.-См1000т.
Таблица 10.7 – Затраты на заработную плату при применении подэтажного обрушения с траншейным выпуском
Бурильщик Sandvik DL 420-10
Таблица 10.8 – Затраты на электроэнергию при применении подэтажного обрушения с траншейным выпуском
Неучтенная эл. энергия (20%)
Таблица 10.9 – Затраты на материалы при применении подэтажного обрушения с траншейным выпуском
Таблица 10.10 – Амортизация оборудования при применении подэтажного обрушения с траншейным выпуском
Установка Sandvik DL 420–10
Таблица 10.11 - Себестоимость 1 т руды при применении подэтажного обрушения с выпуском на траншейное днище
6Экономическое сравнение систем разработки
Определяющим критерием оценки экономической эффективности конкурентных вариантов при выборе системы разработки является прибыль приведённая к 1т погашаемых балансовых запасов руды [3134].
Согласно методике прибыль приведённая к 1т погашаемых балансовых запасов определяется по следующей формуле:
п - потери полезного компонента приняты в соответствии с таблицей 13.1 доли ед;
r – разубоживание в добытой рудной массе принято в соответствии с таблицей 13.1 доли ед.
- - извлекаемая ценность продукта в 1 т рудной массы 95152 рубт (приложение 12);
- - затраты на транспортировку (2897) и обогащение (19856) рудной массы приняты в соответствии с приложением 12 рубт;
- - коэффициент извлечения по системе разработки принят в соответствии с таблицей 13.1 доли ед.;
- - коэффициент выхода рудной массы который учитывает увеличение затрат на добычу транспортировку и переработку пустых пород;
- Со - себестоимость добычи руды (себестоимость рудной массы франко-люк принята в соответствии с таблицами 14.10 14.15) рубт.
Таблица 10.12 - Прибыль отнесённая к 1т погашаемых балансовых запасов
Подэтажное обрушение с
Таблица 10.13 - Технико-экономические показатели сравниваемых систем разработки
Подэтажное обрушение
с траншейным выпуском
ЭВЕ с учётом периода
Себестоимость добычи
подземным способом рубт
Прибыль приведённая к 1 т балансовых запасов рубт
Данные приведённые в таблице 14.17 позволяют сделать вывод о том что технико-экономические показатели сравниваемых систем разработки отличаются друг от друга несущественно. Это объясняется тем что при применении подэтажного обрушения как с торцевым так и с траншейным выпуском технология добычи руды применяемое оборудование и материалы практически одинаковы различна лишь конструкция и размеры самих очистных камер и днища блока. Соответственно и себестоимость рудной массы и приведённая прибыль по сравниваемым системам разработки так же близки по величине.
. Вентиляция рудника
В общем виде схема проветривания Разрезного блока 47 гор. +170 м выглядит следующим образом: свежий воздух нагнетается на горизонт +170 м двумя вентиляторами главного проветривания установленными на поверхности у воздухоподающего ствола ЮВС-2 и далее по вентиляционным квершлагам ЮЗОШ и СВОШ поступает в панельные орты и далее по вентиляционным восстающим пройденным с горизонта откатки поступает на буродоставочные горизонты очистных блоков где вентиляторами местного проветривания (ВМ-6М ) нагнетается в рабочие забои. Исходящая струя воздуха поступает на МХШ пройденный в лежачем боку блока и далее по вентиляционному квершлагу в ЦВС-2 и ЦВС-3 или по вентиляционным восстающим очистных блоков на вышележащий горизонт +250 м по вентиляционному квершлагу в ЦВС-2 и ЦВС-3 и далее на поверхность.
Регулирование подачи требуемого количества воздуха по горизонтам и участкам осуществляется с помощью шлюзовых дверей установленных у воздухоподающих стволов и на основных воздухоподающих выработках. Для управления воздушными потоками ликвидации утечек и проникновения в выработки рудника холодного воздуха предусматривается установка изолирующих вентиляционных перемычек.
Расчеты вентиляции выполнены на основе принятых организационно-технических показателей ведения горных работ основными из которых являются производительность добычи по горизонтам и используемое горное оборудование.
Расчеты выполнены на основании стопроцентного применения на руднике системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды и по методике расчета проветривания подземных рудников ОАО«Апатит» 2002 г. с соблюдением ЕПБ при разработке рудных нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом ПБ-03-553-03 2003 г.
При изменении объемов работ по горизонтам возможна корректировка распределения воздуха. Максимальное количество ВВ при массовых взрывах по условиям проветривания не ограничивается. Время проветривания определяется в расчетах прилагаемых к проектам массовых взрывов.
Взрывные работы по дроблению негабаритов и при ликвидации зависаний руды осуществляется равномерно в течение смены.
1Площадь поперечного сечения буро-доставочных выработок S=21м2 (51х45);
2Расчетное количество условного ВВ на цикл по буро-доставочным выработкам А=414кг;
3Бурение шпуров в проходческих забоях осуществляется буровой кареткой типа "Аксера ";
4Бурение глубоких скважин осуществляется буровой установкой типа "Соло";
5На отгрузке руды из очистных забоев и уборке горной массы при проходке горных выработок используются самоходные машины ПДМ "SANDVIK LH-400Е" с электроприводом;
6Максимальная длина проветриваемой выработки – 100 м;
7Способ проветривания очистных забоев – нагнетательный;
8Максимальная расчетная длина прорезиненного нагнетательного трубопровода – 200 м;
9Организация работ в блоке:
10 Годовая производительность блока по добыче руды – 1000 тыс. тонн.
Необходимое количество эксплуатационных забоев в одновременной работе в блоке.
Количество эксплуатационных забоев принимается исходя из расчетного количества технологического оборудования.
Nдоб. = 273 (машины) принимаем 3 забоя
где – 125 – коэффициент неравномерности добычи руды;
ПСМ=3 – количество рабочих смен по добыче руды;
QПДМ=500 тсм – сменная производительность ПДМ "LH-409Е".
Qдоб.=1000000 т – годовая производительность блока по добыче руды.
2 При бурении глубоких скважин.
Nбур. = 131 (машины) принимается 2 забоя
где: m=154 тп.м. – выход горной массы с 1 п.м. скважины 102 мм;
Нвыр.=807 п.м.см – норма выработки при бурении скважин буровой установкой "Соло".
NСМ – количество рабочих смен в году для бурения глубоких скважин (бурение производится в течении 3 смен в сутки).
3При проходке подэтажных горных выработок.
Количество проходческих забоев для обеспечения проектной производительности блока по добыче руды определено в зависимости от удельного расхода горных выработок на 1000 т промышленных запасов:
Nпр.== 238 принимаем 3 забоя
где: qср.=20 п.м. – удельный расход выработок на 1000 т промышленных запасов.
Vмес.=70 ммес. – расчетная скорость проходки выработок.
4 Максимальное количество забоев в одновременной работе в блоке – 8 в том числе:
- при проходке подэтажных выработок – 3;
- по бурению глубоких скважин – 2;
- по добыче руды – 3.
Проветривание проходческих работ
Количество чистого воздуха необходимое для проветривания одного проходческого забоя.
1 По газовому фактору для горизонтальных выработок при нагнетательном способе проветривания.
где t – время проветривания забоя выработки мин.;
А=414 кг – количество одновременно взрываемого ВВ в забое выработки;
L=100 м – длина проветриваемой выработки.
2 По минимально допустимой скорости движения воздуха в выработке при Vmin=01== 009 мс где
S – площадь поперечного сечения выработки м2;
Р - периметр выработки м
Q2 = S x Vmin1 = 21 x 009 = 19 м3с(16.5)
3 По фактору газовыделения
G – количество углекислого газа или метана выделяющегося в выработку м3с.
Для подземных рудников ОАО«Апатит» по данным многолетних замеров максимальное значение G составляет 3 х 10-4 м3с.
Q= 200х3х10-4 = 0006 м3с.
В – интенсивность пылепоступления мгс;
С – коэффициент учитывающий снижение пылепоступления в зависимости от обводненности выработок (С=05 – при применении орошения);
nдоп - 60 мгм - допустимая запыленность воздуха;
nвх - 18 мгм3 - допустимая запылённость воздуха подаваемого в забой.
Интенсивность пылепоступления при бурении шпуров определяется по формуле:
Вб=Вм х К1 x K2 х К3 мгс где(16.7)
К1 - коэффициент одновременности работающих бурильных машин (K
К2 - коэффициент влияния углов заложения шпуров на интенсивность пылепоступления (К2=10 - при горизонтальном К2=13 - при восстающем угле заложения шпуров);
К3 - коэффициент учитывающий влияния типа бурильных машин (Кз=05 - для тяжелых весом более 60 кг).
Вб =7 х 17 х 10 х 05 = 595 мгс
Расход воздуха по выносу пыли при бурении шпуров составит:
Интенсивность пылепоступления при погрузочно-разгрузочных работах Вп определяется по формуле:
Вп =028 х Р х i мгс где(16.9)
Р - средняя часовая производительность погрузо-разгрузочных работ Р=100 тчас;
i - количество пыли поступающей в воздух при погрузке самоходными ПДМ крупнокусковой руды i=37 гт.
Расход воздуха по выносу пыли при погрузке составит:
Исходя из приведенных выше расчетов принимаем количество чистого воздуха для проветривания одного проходческого забоя по максимальному фактору:
Проветривание забоев где производится бурение глубоких скважин.
Количество чистого воздуха необходимого для проветривания одного забоя:
1По минимально допустимой скорости движения воздуха по выработке.
Вб = 7х10 х 13 х 05 = 455 мгс
Исходя из приведенных выше расчетов принимаем количество воздуха для проветривания одного забоя где производится бурение глубоких скважин по максимальному фактуру:
Проветривание добычных работ
Расчет количества чистого воздуха необходимого для проветривания одного добычного забоя.
1 По минимально допустимой скорости движения воздуха по выработке
3По фактору непрерывного выделения газов из отбитой руды.
Q8 = х114 = 105 м3с(16.10)
где: Рэксп. = 200 м3 – эксплуатационная производительность ПДМ;
Ки = 09 – сменный коэффициент использования оборудования;
Кт = 08 – коэффициент турбулентной диффузии;
Ртр = 114 – утечки воздуха в прорезиненном трубопроводе длиной 200 м.
Исходя из приведенных выше расчетов принимаем количество воздуха для проветривания одного добычного забоя по максимальному фактору.
Определение рабочих параметров вентиляторов ВМ-6М подающих чистый воздух в забои где производится проходка подэтажных выработок добыча руды и бурение глубоких скважин.
1 Расчет рабочего параметра вентилятора ВМ-6М работающего на прорезиненный трубопровод 800 мм и подающего воздух в проходческий забой.
Количество чистого воздуха на один проходческий забой определено ранее и равняется 446 м3с.
Коэффициент утечек в местах соединения звеньев труб принят для трубопровода длиной до 200 м - 114.
Тогда рабочий параметр вентилятора ВМ-6М для проходки выработок равен:
2 Расчет рабочего параметра вентилятора ВМ-6М работающего на прорезиненный трубопровод 800 мм и подающего воздух в забои где производится бурение глубоких скважин.
Количество чистого воздуха в забой где производится бурение глубоких скважин определено выше и равняется 19 м3с.
Коэффициент утечек воздуха в местах соединения звеньев труб -114;
Коэффициент утечек воздуха в зону обрушения —115.
Тогда рабочий параметр вентилятора ВМ-6М для забоев где производится бурение глубоких скважин равен:
x 114 x 115 = 25 м3с
3 Расчет рабочего параметра вентилятора ВМ-6М работающего на прорезиненный трубопровод 800 мм и подающего воздух в забои где производится добыча (погрузка) руды.
Количество подаваемого чистого воздуха в забой где производится погрузка руды определено ранее и равняется 34 м3с.
Коэффициенты утечек воздуха аналогичны принятым ранее.
Рабочий параметр вентилятора ВМ-6М для забоев где производится добыча руды равен:
Расчет общего количества воздуха необходимого для проветривания горнопроходческих и очистных работ в блоке.
1 Для проходческих забоев:
Qnp=l43(51 + 51 + 51) = 219 м3с где
3 - коэффициент запаса воздуха который необходимо подать к всосу ВMП.
2 Для подэтажных выработок где производится бурение глубоких скважин.
Qбур. = 143 х (25+25) = 715 м3с
3 Для подэтажных выработок где производится добыча руды
Qдоб. = 143(45 + 45 = 45) = 193 м3с.
4 Общий расход чистого воздуха для проветривания блока с учетом резерва равного 1187.
Q1дл.= 1187х (219 + 715 +193) = 574 м3с
5 Количество чистого воздуха с учетом эксплуатации дизельной техники (ТОРО-400Д) на вспомогательных работах в блоке.
Qбл = Q1бл. + QПДМ = 574 + 125 = 699 м3с
В целом схема проветривания проектируемого блока принципиально не меняется.
Анализ горно-геологических условий Разрезного блока 47 Юкспорского месторождения выше высотной отметки +170 показал что оно представлено весьма мощным рудным телом нормальная мощность которого изменяется от 230 до 45 м (горизонтальная – от 400 до 70 м).
По углу падения запасы руды выше отметки +170 необходимо отнести к наклонному месторождению так часть рудного тела с углами падения от 25 до 45º составляет 59 % от всех запасов. При этом средний угол падения составляет 35º. Часть рудного тела с углом падения менее 25º составляет 37% от всех запасов руды а с углом падения более 45º (менее 4 % запасов) составляет незначительную часть запасов и не является характерным для данного месторождения.
Все горные работы должны сопровождаться прогнозированием удароопасности участков горного массива и краевых частей выработок. Прогноз удароопасности массива подразделяется на региональный и локальный осуществляется в соответствии с методиками и требованиями изложенными в нормативных документах по предотвращению горных ударов.
Принимая во внимание фактические горно-геологические (постоянные факторы) и горнотехнические условия Кировского рудника а также переменные факторы для отработки Разрезного блока 47 гор. +170 м рекомендуется применение следующих систем разработки:
При применении системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском в усреднённых горно-геологических условиях Разрезного блока 47 гор. +170 м потери в среднем составят 154% разубоживание 163% удельный расход подготовительно-нарезных работ 173 м1000т.
При применении системы разработки с подэтажным обрушением и траншейным выпуском в усреднённых горно-геологических условиях Разрезного блока 47 гор. +170 м потери в среднем составят 167% разубоживание 140% удельный расход подготовительно-нарезных работ 181 м1000т.

Блок 4-7 гор. +170 м (Юкспор).dwg

Отрезной штрек 118 (БДШ)
Отрезной штрек 119 (БДШ)
Отрезной штрек 120 (БДШ)
Отрезной штрек 121 (БДШ)
Отрезной штрек 122 (БДШ)
Граница блока 712 гор. +250м (граница подсчета запасов руды)
План 3 буро-доставочного горизонта бл.4 -7 гор.+172м отм.+234 м
Западный откаточный штрек № 1
Западный откаточный штрек № 2
Вентиляционно-транспортный штрек
Вентиляционный восстающий
Вентиляционно-транспортный орт
Обрушение гор.+263 на 26.04.13. (+40:-262) 1 горный участок
Погрузочные заезды по 12 ВТО
Техническая служба Кировского рудника
Подэтажное обрушение с торцевым выпуском
Подэтажное обрушение и выпуск руды на траншейное днище
Подэтажное обрушение и выпуск руды на траншейное днище
Буровой горизонт (траншейное днище)
Подэтажное обрушение с торцевым выпуском