Проект отработки рудного тела 1.1 Сафьяновского месторождения

Ч 2.docx

15. Системы разработки
При отработке Сафьяновского месторождения подземным способом
1 Выбор и обоснование системы отработки
Анализ горно-геологических условий залегания рудных тел их строений а также инженерно - геологическая характеристика вмещающих пород и руд позволяют рекомендовать для отработки рудных тел Сафьяновского месторождения систему разработки камерной выемкой и закладкой выработанного пространства твердеющими смесями с использованием высокопроизводительного самоходного оборудования.
В зависимости от конкретных горно-геологических условий залегания рудных тел месторождения система разработки с камерной выемкой может применяться с изменением отдельных конструктивных элементов но суть от этого не меняется.
Систему с камерной выемкой руды и последующей закладкой выработанного пространства рекомендуется применять на Сафьяновском месторождении при отработке рудных тел средней и выше средней мощности с любым углом падения с разработкой мероприятия обеспечивающих устойчивость камер в период очистной выемки и закладки.
Под системой разработки понимается порядок проведения во времени и пространстве подготовительных нарезных и очистных выработок в этаже (подэтаже). Учитывая мощность рудных тел в залежи угол падения и особую прочность рудовмещающих пород последовательность выемки запасов в этаже – подэтажная то есть отработка запасов в этаже производится с подэтажа в нисходящем порядке высота которого зависит от мощности и угла падения рудного тела. Отсюда следует что отработку запасов Сафьяновского месторождения рекомендуется производить подэтажно-камерной системой разработки с закладкой выработанного пространства.
Подэтажно- камерная система разработки с закладкой выработанного пространства принимается в качестве основной при отработке Сафьяновского месторождения.
2 Подэтажна-камерная система разработки с высотой подэтажа 10м
Отдельные участки рудных тел (в основном на выклинках угол падения которых изменяется от 20 до 35) а мощность рудного тела находится в пределах от 4м до 10м (в среднем 6м) рекомендуется отрабатывать подэтажно–камерной системой разработки с высотой подэтажа – 10м и расположением камер по простиранию рудного тела.
- длина – до 40 м (в среднем 30м);
- ширина - 4÷6 м (равна мощности рудного тела);
Конструктивное оформление подготовка и технология очистной выемки при подэтажно-камерной системе разработки с высотой подэтажа 10м и расположением камер по простиранию рудного тела представлены на рисунке 15.1.
Подэтажна-камерная система разработки с высотой подэтажа 10м
Объемы подготовительно-нарезных выработок. Система подэтажно-камерная с расположением камер по простирания рудного тела при высоте подэтажа 10м
Наименование выработок
Распределение подготовительно-нарезных выработок по системам разработки на 1000т эксплуатационных запасов
Подэтажно-камерная высота подэтажа 10 м
Удельный вес в добыче
Основные технико-экономические показатели
расход ПНР на 1000 т добычи
Удельный расход ВВ на 1 т (первичная отбойка) кг
Производительность труда
Подэтажно-камерная с расположением камер по простирания рудного тела высота подэтажа 10 м
Характеристика системы Подэтажно-камерная с расположением камер по простирания рудного тела высота подэтажа 10 м
Для экономических расчетов проектом приняты следующие параметры системы разработки см. табл.15.4
Параметры системы разработки
Подэтажно-камерная с расположением камер по простирания рудного тела высота подэтажа
Ширина блока по простиранию
Ширина секции по простиранию
Равна мощности рудного тела
Высота между буровыми подэтажами
Перечисленные выше параметры систем разработки могут быть уточнены для конкретных горнотехнических условий в период отработки запасов.
Расчет численности вспомогательных рабочих
Принято чел-см в сутки
Рабочие по содержанию и ремонту общешахтных выработок
Доставщики материалов
Возведение и ремонт вентиляционных устройств
Рабочие по ремонту армировки шахтных стволов и лифтов
Оборщики горных выработок
Перечень горного оборудования для очистных подготовительно-нарезных и вспомогательных работ
Тип принятого оборудования шт
Всего на шахту (Аг=500тыс.т)
Буровой станок Simba L3C
Установка для зарядки скважин SWR –07M
Погрузочно-доставочная машина Sandvik LH
Автосамосвал МОАЗ 7405- 9586
Погрузочная установка ВВДР-5
Для крепления выработок машина Spravmec
Для крепления выработок машина Boltec 235H
Вентилятор местного проветривания ВМЭ-6
Вентилятор местного проветривания ВМЭ-12
Подготовительно – нарезные работы
Буровая установка Минибур 1Ф
Погрузочно-доставочная машина Sandvik LH 307-M
Зарядная машина SWR –07M
Комплекс проходки восстающих КПВ-4А
Вспомогательные работы
Машина для перевозки людей SWT –07L
Самоходная тележка для доставки материалов и оборудования EIVCO 880
Машина для доставки горючесмазочных
Крепость руды –7-9;
Крепость породы –7-9;
Объемный вес руды –313тм3;
Объемный вес породы 265тм3.
Расчет горного оборудования на очистных подготовительных и нарезных работах
Тип машин оборудования
Количество на 1000 т добычи
Норма на одну машино-смену
Расчетное количество оборудования
кол-во машин и оборудования шт
кол-во обслуживающих рабочих челсм
Годовой объем отбиваемой руды составлет 473 7 тыс. т. Удельный расход ВВ – 0498 кгт
Выход руды с 1 п.м скважины
Производительность станка
Расчетное количество станков
Зарядка скважин на очистных работах
Общий расход ВВ на первичную отбойку: 253903 кг
Удельный расход ВВ на первичную отбойку:
Общий расход ВВ с учетом дробления негабаритов:
Производительность зарядной установки которую обслуживают два взрывника 1180 кгсм или в год
Расчетное количество зарядных машин
Вторичное дробление негабарита. Выход негабарита составляет 5% или
Расход ВВ на дробление негабаритов – 018 кгм3 или 006 кгт.
Общий расход ВВ составит:
Удельный расход ВВ на вторичное дробление:
Производительность взрывника с учетом времени на проветривание забоев в среднем 50 кг в смену или в год
Количество взрывников занятых на дроблении негабаритов
Годовой объем доставляемой руды составляет 473 7 тыс. т
Производительность погрузочно-доставочной машины 250 тсм или в год:
Расчетное количество погрузочно-доставочных машин
Погрузка руды из рудоспусков
Годовой объем погрузки 4737 тыс. т
Производительность погрузочной установки 700 тсм или в год:
Расчетное количество погрузочных установок
Бурение шпуров при проходке подэтажных выработок. Годовой объем 26700 м3
Расход шпурометров на 1 м3 выработки 35 шп.мм3
Годовой объем бурения
Производительность буровой каретки в смену
Расчетное количество буровых кареток
Годовой объем бурения 93450 шп.м
Производительность установки в смену 210 шп.м
Расчетное количество зарядчиков
Годовой объем погрузки 26700 м3
Производительность TORO-301 в смену на проходческих работах 94 м3
Расчетное количество ПДМ
Годовой объем погрузки 748 тыс. т
Spravmec 6050 обслуживает 2 рабочих
Boltec 235H обслуживает 2 рабочих
Годовой объем проходки 369 п.м.
Согласно нормативов скорость проходки восстающих 40 ммес или 480 мгод
Расчетное количество комплексов
Расчет расхода материалов
Общий объем бурения: 105мм -30267м
Общий объем бурения 93450м
Общий объем бурения: 105мм - 30267 м
Капсюли - детонаторы и электродетонаторы
Годовой объем проходки 26700 м3
Годовой объем проходки
Годовой объем - 151441м3
Продолжение таблицы 15.8
где: λ – выход руды с 1 м скважины
(автопокрышки для самоходных машин)
Годовой расход материалов на очистные и подготовительно-нарезные работы
Годовой расход материалов
Расход ВВ на вторичное дробление кг
Капсюли-детонаторы и
электородетонаторы шт
Магистральный провод м
Резина (автопокрышки для самоходных
Дизельное топливо кг
Смазочные материалы кг
3. Расчет проходки откаточного штрека
Выбор типа крепи и определение ее прочных размеров
Предварительно принимаем комбинированную крепь (анкерная + набрызг-бетон).
Применение выбранного типа крепи позволит механизировать работы по креплению штрека ускорить темпы проходки и сравнительно удешевить стоимость проведения выработки. Также крепь обладает высокой ремонтопригодностью.
Выбор формы и размеров поперечного сечения выработки
Выбор формы поперечного сечения производится в зависимости от материала и конструкции крепи физико-механических свойств пересекаемых пород назначение и срока службы выработки.
Выбираем шатровую форму поперечного сечения выработки.
Размеры поперечного сечения выработки в свету определяем графическим путем:
Минимально допустимая ширина выработки складывается из габарита транспорта и минимальных зазоров между крепью и оборудованием. Согласно правил безопасности:
Минимально допустимая ширина выработки в свету:
Площадь поперечного сечения в свету:
где: В - ширина выработки; h1- высота вертикальной стенки.
Полученную площадь поперечного сечения выработки в свету проверяем на скорость движения вентиляционной струи:
где: - максимально допустимая скорость движения воздушной струи мс; - минимально допустимая скорость движения воздушной струи мс; - количество воздуха проходящего по выработке мс.
Проверка устойчивости незакрепленной горной выработки
Устойчивость незакреплённых горных выработок может быть установлена приближенно исходя из системы балльных оценок разработанной Бенявским-Денкхаузеном:
Крепость породы (=7): 7 баллов
Выход керна (80%): 17 баллов
Расстояние между трещинами (005-01 м): 10 баллов
длинные трещины: 6 баллов
вода под умеренным напором: 4 балла
Падение и простирание трещин: -5 баллов
S = 7 + 17 + 10 +6 + 4 - 5 = 39 баллов
Время стояния незакреплённой горной выработки: 5 часов. Предельный пролёт: 15 метра.
Основными параметрами анкерной крепи принято считать: длину анкеров расстояние между ними или плотность расстановки расчетное сопротивление стержня на разрыв несущую способность замка или замковой части анкера а также величину начального натяжения для натяжных замковых анкеров.
Принимаем первую расчетную схему установки анкеров при которой анкера прикрепляют породу расположенную в пределах зоны возможного обрушения к устойчивой зоне породного массива и рассчитываются на восприятие нагрузок вызванных весом пород в пределах зоны возможного обрушения в кровле и боках а также зоны выпирания в подошве. Замковые части анкеров заглубляют в устойчивую зону массива на 03 05 м.
Первую расчетную схему обычно используют при сравнительно небольших размерах зоны возможного обрушения (до 2 м).
При первой расчётной схеме если глубина зоны возможного обрушения пород определена длина анкера рассчитывается по формуле:
где: = 03 05 м - величина заглубления анкера в устойчивую зону массива пород; = 005 02 м - длина выступающей из шпура части анкера зависящая от её конструкции и толщины опорно-поддерживающих элементов; = 097 м – глубина зоны возможного обрушения.
Плотность расстановки анкеров в кровле выработки(1м):
где: - объемный вес пород кровли в пределах зоны возможного обрушения кНм;
= 12 – коэффициент перегрузки;
- расчетная несущая способность анкера кН.
Расстояние между анкерами:
Для расчёта набрызг-бетонной крепи рассчитываем толщину покрытия на основании теории изгиба прямоугольных пластин нагруженных равномерно распределённой нагрузкой.
- для комбинированной крепи равен 025
- шаг крепи м. принимается =В3 но не менее 1 м. принимаем 148 метр.
- расчетное сопротивление набрызг-бетона растяжению. Принимаем 16 МПа
- коэффициент условия работы покрытия. Принимаем 10
Способы и схемы строительства горизонтальной выработки
Способ проведения горных выработок зависит от устойчивости пересекаемых пород и их обводненности.
Способы которые применяют при проведении выработок в устойчивых породах допускающих длительный срок обнажения забоя кровли и боков выработки без специальных видов крепи и специальных средств по борьбе с поступающей водой называют обычными. При проведении выработок имеется как правило водоотливное оборудованиие поэтому способы проходки штрека в крепких породах можно назвать обычными.
Буровзрывной комплекс работ
Буровзрывной комплекс работ занимает от 30 до 60% общего времени проходческого цикла в зависимости от горнотехнических условий.
При проведении горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения выработки точное оконтуривание ее профиля качественное дробление породы и сосредоточенное размещение ее в забое нормативную величину коэффициента излишка сечения (К.И.С.) высокий коэффициент использования шпуров (К.И.Ш.).
Определение параметров взрывных работ
Выбор взрывчатых материалов
При выборе взрывчатых материалов (ВВ) руководствуются требованиями безопасного производства взрывных работ регламентированных «Едиными правилами безопасности при взрывных работах» (ЕПБ) с учётом физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий.
В шахтах не опасных по взрыву газа или пыли при проведении горизонтальных выработок допускается применение непредохранительных ВВ и электрического способа взрывания.
В качестве ВВ принимаем непредохранительное ВВ «Аммонит № 6 ЖВ» со следующими характеристиками:
Идеальная работа взрыва кДжкг: 3561
Плотность в патронах или насыпная кгм: 1000
Удельная объёмная энергия взрыва при средней плотности кДжкг: 3917
Коэффициент взрывной эффективности при плотности 1000 кгм: 10
Расстояние передачи детонации между патронами см: сухие 5 9 см
после выдержки в воде 3 6 см
Диаметр патронов мм: 36
Масса патрона кг: 025
Выбор типа вруба и глубины шпуров
Расположение шпуров в забое величина заходки и результат взрыва предопределяется типом вруба. Врубы по характеру действия делятся на две группы: отрывающие (врубы с наклонными к оси выработки шпурами - наклонные врубы) и дробящие (врубы с параллельными к оси выработки шпурами - прямые врубы).
Высокая эффективность врубов с наклонными шпурами и преимущества их по сравнению с прямыми врубами достигается только при ограниченной глубине шпуров и определенном сечении выработки.
Исходя из рекомендаций при сечение выработки более 6 м и ручном бурении принимаем вертикальный клиновой вруб.
Выбор конструкции и параметров вруба
Параметры вертикального клинового вруба:
Количество шпуров шт.: 8
Угол наклона шпуров к плоскости забоя град.: 68
Длина шпуров клинового вруба с учетом угла их наклона:
При коэффициенте крепости = 7 принимаем расстояние по вертикали между парами шпуров 450 мм.
Расстояние между устьями в паре шпуров клинового вруба:
где: = 015 м - расстояние между забоями пары сходящихся шпуров.
Определение удельного заряда ВВ
Величина удельного заряда ВВ т.е. количество ВВ необходимого для разрушения единицы объема горной породы зависит от крепости пород сечения выработки типа ВВ и условий взрывания (наличие обнаженной плоскости структуры породы плотности ВВ при заряжании типа вруба).
Удельный заряд ВВ при врубах с наклонными шпурами по видоизмененной формуле Н.М. Покровского:
где: - количество ВВ необходимое для разрушения и отбойки 1м породы в массиве; = 7 - коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова;
= 17 - коэффициент структуры породы; = 10 – коэффициент взрывной эффективности; - коэффициент зажима породы зависящий от площади поперечного сечения и количества обнаженных плоскостей.
Для горизонтальных выработок с одной обнаженной плоскостью коэффициент зажима породы:
Выбор диаметра шпура
Диаметр шпуров выбирается в зависимости от стандартного диаметра патрона принятого типа ВВ.
Диаметр шпуров при использовании патронированных ВВ принимается не менее чем на 5 мм больше диаметра патронов.
Т. к. мы приняли Аммонит №6 ЖВ диаметром 36 мм поэтому диаметр шпуров принимаем 42мм.
Определение количества шпуров
Количество шпуров в забое зависит от физико-механических свойств пород поперечного сечения выработки параметров зарядов и типа принятого вруба.
Количество шпуров на забой при врубах с наклонными шпурами по формуле проф. Н.М. Покровского:
где: - удельный заряд кгм; - площадь сечения выработки вчерне м;
- весовое количество ВВ (вместимость) приходящееся на 1м шпура кгм.
где: - диаметр патрона (при ручном заряжании) м; - плотность ВВ в шпуре кгм; =07 - коэффициент заполнения шпура.
Полученное число шпуров является ориентировочным. С учетом рекомендаций и схемы расположения принимаем 44 шпуров.
При расположении шпуров в забое среднее расстояние между рядами вспомогательных шпуров между вспомогательными и оконтуривающими и между шпурами в рядах должно быть примерно одинаковым. Принимаем 700 мм.
Оконтуривающие шпуры располагаются с наклоном 85° 87° к плоскости забоя с таким расчетом чтобы концы их вышли за проектный контур сечения выработки вчерне только за линией уходки. Забуриваются оконтуривающие шпуры на минимальном расстоянии (150 мм) от проектного контура выработки с учетом принятой буровой техники.
Определение расхода взрывчатых материалов
Количество ВВ на цикл при врубах с наклонными шпурами:
Средняя величина заряда на один шпур:
При распределении ВВ по шпурам величину заряда во врубовые шпуры при наклонных врубах следует принимать на 10 - 20% больше а оконтуривающие кроме почвенных на 10 - 20% меньше .
Полученные величины шпуровых зарядов при ручной зарядке принимаются кратными массе патронов ВВ.
кг – для вспомогательных
кг – для оконтуривающих
Фактический расход ВВ на цикл:
Расход ВВ на погонный метр выработки:
Удельный расход ВВ на 1 м взорванной породы:
Расход ЭД на 1 м выработки:
Удельный расход ЭД на 1 м взорванной массы:
Расчет электровзрывной сети
Общее сопротивление взрывной сети:
где: - сопротивление ЭД Ом; - сопротивление одного метра соединительного провода Омм; - длинна соединительных проводов м;
- сопротивление одного метра магистрального провода Омм; - длинна магистральных проводов.
Электродвижущая сила источника тока:
где: - гарантийный ток.
Исходя из результатов расчета принимаем конденсаторный взрывной прибор КПВ-1100М (РВ) со следующими характеристиками:
Максимальное сопротивление электровзрывной сети Ом: 320
Выбор бурового оборудования
Тип бурильной машины выбирается в зависимости от коэффициента крепости горных пород глубины шпуров и необходимой производительности машины при выполненном объёме буровых работ.
Для данных условий принимаем ручной перфоратор ПР-24Л ударно-поворотного действия со следующими характеристиками:
Диаметр шпуров мм: 42 46
Глубина шпуров м: 5
Коэффициент крепости пород: средний
Энергия удара кВт: 63
Возведение временной и постоянной крепи
Технология возведения анкерной крепи включает две операции: бурение шпуров и монтаж анкеров.
Бурение шпуров производится бурильными установками типа МАП-1 БУЭ-1А БУА-3 телескопными перфораторами. Углы наклона глубина и расстояние между шпурами должно строго соответствовать проектным. Расположение анкеров на поверхности свода и стен выработок должно быть равномерным.
В неблагоприятных условиях поддержания выработок анкерную крепь применяют в сочетании с другими видами горной крепи порядок возведения такой комбинированной крепи определяется конкретными инженерно-геологическими условиями и технологией проходки.
Возведение набрызг-бетонной крепи осуществляется с помощью машин БМ-60 БМ-68 БМ-70 ПБМ-2 и др. а также с помощью комплексов позволяющих механизировать транспорт смеси загрузку смеси её подачу к соплу.
Проветривание тупиковых забоев
Выбор схемы проветривания
Проветривание выработки в процессе проходки осуществляется с помощью вентиляторов местного проветривания. Принимаем нагнетательную cхему проветривания при которой в призабойное пространство по вентиляционным трубам подаётся свежий воздух который перемешивается с ядовитыми продуктами взрыва и забой сравнительно быстро освобождается от вредных газов. Принимаем гибкие трубы. Для предотвращения рециркуляции ядовитых газов вентилятор необходимо устанавливать в выработке со свежей струёй воздуха на расстоянии не менее 10 метров от проветриваемой выработки.
Расстояние от конца вентиляционных труб до забоя в негазовых шахтах не должно превышать 10 метров.
Определение количества воздуха
Количество воздуха необходимого для проветривания выработки определяем по трём факторам: количеству одновременно взрываемого ВВ числу работающих людей минимальной скорости движения воздуха.
Расчёт расхода воздуха при нагнетательном проветривании по количеству одновременно взрываемых ВВ:
где: - время проветривания выработки мин. (принимаем 30 мин); - площадь сечения м; L - длина выработки м; - коэффициент учитывающий обводненность выработки (для частично обводнённых пород принимаем равным 07); - коэффициент учитывающий утечки в трубопроводе (принимаем равным 113); - объём ядовитых газов образующихся при взрыве л.
где: - количество взрываемого ВВ кг; 40 - загазованность ВВ по породе.
Расход воздуха по наибольшему числу людей одновременно работающих в выработке:
где: 6 - норма воздуха на одного человека ммин; - число работающих в выработке; - коэффициент запаса.
Расход по минимальной скорости движения воздуха:
где: - минимально допустимая скорость движения воздуха мс.
Из полученных результатов количества воздуха следует выбрать максимальный по которому будем выполнять все дальнейшие расчёты.
Выбор диаметра вентиляционной трубы
В данных условиях применяем гибкий трубопровод из ткани чефер с покрытием из негорючей резины и полихлорвинила длинной звеньев 20 м. Диаметр труб определяем по таблице в зависимости от количества воздуха проходящего по выработке и длины трубопровода. Следует принять диаметр труб равным 521 мм.
Вентилятор местного проветривания должен обеспечивать расчётную подачу воздуха и расчётную депрессию при наибольшем КПД.
Расчетная подача воздуха:
где: - максимальный расход воздуха мс; - коэффициент учитывающий утечки в трубопроводе (принимаем равным 113).
Депрессия трубопровода:
где: - сопротивление трубопровода.
где: - коэффициент аэродинамического сопротивления трения.
В тупиковых выработках можно принять депрессию вентилятора равной депрессии трубопровода:
Исходя из расчетов для проветривания тупиковых выработок принимаем осевой вентилятор СВМ-6.
Водоотлив при проведении выработки
Для выдачи воды при проведении выработки необходимо соорудить водоотливную канавку по которой вода самотёком движется в водосборник околоствольного двора.
Конструкция водоотливных канавок зависит от крепости пород величины притока воды и типа крепи.
В слабых и средней крепости породах водоотливные канавки крепят бетоном.
Принимаем трапециевидное сечение канавки. Ширина по верху 370 мм по низу 330 мм глубина 200 мм.
Освещение при проведении выработки
Освещение горных выработок и особенно призабойной зоны имеет большое значение в части повышения производительности безопасности и качества работ. Для освещения выработок вслед за подвиганием забоя наращивают с отставанием не более 20 м постоянную осветительную сеть.
Призабойная зона освещается светильниками мощностью 100 Вт подвешенными через 4 6 м и светильниками установленными на бурильных и погрузочных машинах и комбайнах.
Для освещения выработок применяют светильники в нормальном исполнении РИ-60-2. Для питания подземных осветительных установок должно применяться напряжение линейное не более 127 В. Для стационарного люминесцентного освещения допускается линейное напряжение 220 В.
Все подземные рабочие должны иметь индивидуальные аккумуляторные светильники. Эти светильники должны быть включены при спуске рабочих в шахту перемещении по выработкам и производстве работ.
Маркшейдерское обслуживание горнопроходческих работ
Контроль за сооружением горных выработок осуществляется маркшейдерской службой предприятия. Одной из основных задач маркшейдерской службы является выполнение комплекса работ по геомеханическому обеспечению проведения горных выработок в соответствии с технической проектной документацией утверждённой в установленном порядке.
При проведении горных выработок маркшейдерская служба обеспечивает:
- Контроль соответствия проведения горных выработок проектам календарным планам объёмам и скоростям их проходки;
- Задание проектных направлений и уклонов горных выработок подземных инженерных коммуникаций и сооружений;
- Систематическую проверку направления уклона профиля и размеров выработок;
выполнение ежемесячных маркшейдерских замеров и контрольный учёт объёмов выполненных работ;
- Ведение установленного обязательного комплекса геодезической и маркшейдерской документации и пополнение этой документации в установленные сроки.
Направление выработки в горизонтальной плоскости задаётся теодолитом и обозначается отвесами или при помощи лазерного указателя ЛУН-3 конструкции ВНИМИ. Количество отвесов должно быть не менее трёх. Для шпуровых отвесов принимаются расстояния между ними 2 3 м. Удаление от забоя шпуровых отвесов не должно превышать 40 метров.
Весьма эффективный контроль направления выработок в вертикальной плоскости обеспечивается нивелирами в процессе укладки очередного звена рельсового пути.
Организация горнопроходческих работ
Цикличная организация горнопроходческих работ предусматривает выполнение рабочих процессов входящих в проходческий цикл в определенной технологической последовательности на установленную величину подвигания забоя и в заданные сроки.
При проведении горных выработок все рабочие процессы делятся на основные и вспомогательные. К основным рабочим процессам относятся те в результате которых получается готовая выработка.
К вспомогательным относятся процессы обеспечивающие нормальное выполнение основных процессов.
Характер и число основных процессов зависит от принятого cпocoба проходки который определяется физико-механическими свойствами пересекаемых пород. При проведении выработки по крепким породам к основным проходческим процессам относят: бурение и взрывание шпуров погрузку породы возведение крепи. К вспомогательным относят: транспортирование породы доставку и разгрузку крепежных материалов удлинение труб вентиляции сжатого воздуха и воды наращивание кабелей настилку рельсового пути переноску маневровых транспортных приспособлений и т.д.
В зависимости от принятой организации работ основные проходческие процессы выполняются последовательно или частично параллельно.
Совокупность основных и вспомогательных процессов необходимых для подвигания забоя на определенную величину составляет npoxодческий цикл.
Время в течение которого выполняются все необходимые процессы называется продолжительностью цикла.
Проектирование цикличной организации работ при проходке горных выработок с возведением временной крепи включает три стадии:
) Проектирование цикличной организации работ по выемке породы в забое выработки и возведению временной крепи;
) Проектирование цикличной организации работ по возведению постоянной крепи;
) Увязка между собой организации работ по выемке породы и возведению постоянной крепи разработка совмещенных суточных и месячных графиков а также графика проходки выработки на полную ее длину.
Расчету и составлению графика цикличной организации работ предшествует выбор целесообразного способа проведения выработки и средств механизации установление сечения выработки паспорта взрывных работ и паспорта крепления.
Проектирование цикличной организации работ
Циклическая организация горнопроходческих работ предусматривает выполнение процессов входящих в проходческий цикл в определённой технологической последовательности на установленную величину подвигания забоя и в заданные сроки.
Исходя из скорости проходки определяем максимально допустимую продолжительность цикла:
где: - максимально допустимая продолжительность цикла; - продолжительность рабочей смены; - количество рабочих дней в данном месяце; - число рабочих смен в сутки; - подвигание забоя за один цикл м; - заданная месячная скорость проходки м.
Определив максимально допустимую продолжительность цикла необходимо принять длительность цикла в проектируемом графике равную или меньшую максимально допустимой и кратную продолжительности смены. Таким образом принимаем:
Количество циклов в сутки:
По каждому рабочему процессу входящему в цикл определяем трудоёмкость путём деления объёма работ на принятую норму выработки или путём умножения объёма работ на принятую норму времени:
где: - объём работ по каждому рабочему процессу; - норма выработки;
Нормы времени горнопроходческих работ (ЕНиР Е36 выпуск 1)
Бурение шпуров по породе перфораторами
Установка анкерной крепи
Навеска вентиляционных труб
Нормы времени на погрузку породы увеличиваются из-за маневренных работ.
Трудоемкость бурения шпуров:
Трудоемкость погрузки породы:
Трудоемкость установки крепи:
Трудоемкость навески вентиляционных труб воды и сжатого воздуха:
Трудоемкость рытья канавки:
Суммарная трудоемкость на один цикл:
Число рабочих в смену принимаем исходя из суммарной трудоемкости на цикл и продолжительности цикла.
где: - число рабочих в смену; - продолжительность смены час.
Следовательно 3 человек в смену.
Определяем процент выполнения нормы выработки или нормы времени делением суммарной трудоемкости на принятое количество рабочих на один цикл.
Продолжительность отдельных рабочих процессов:
где: - трудоемкость данного рабочего процесса чсмен; - продолжительность смены ч; - количество рабочих занятых выполнением данного рабочего процесса. При последовательном выполнении рабочих процессов =;
- коэффициент выполнения нормы ().
Продолжительность бурения шпуров:
Продолжительность погрузки породы:
Продолжительность установки крепи:
Продолжительность установки пешеходного трапа:
Продолжительность навески вентиляционных труб воды и сжатого воздуха:
Продолжительность прокладки канавки:
Фактическая продолжительность цикла:
Время вспомогательных процессов:
где: - время заряжания шпуров.
где: - количество шпуров в забое шт.; - время заряжания одного шпура ч (обычно 25 5 мин); - число рабочих занятых на заряжание шпуров.
Удельный вес основных рабочих процессов:
Определение чистого времени выполнения отдельных рабочих процессов:
Время бурения шпуров:
Время погрузки породы в вагонетки:
Время установки крепи:
Время укладки рельсов:
Продолжительность навески труб:
Продолжительность рытья канавки:
Проверка продолжительности цикла:
Определение состава горнопроходческой бригады по квалификации
Проходческая бригада состоит из проходчиков различной квалификации. Операции бурения шпуров и погрузки породы выполняются рабочими более высокой квалификации другие операции - рабочими более низкой квалификации.
Из 5 рабочих входящих в проходческую бригаду двое должны иметь квалификацию не ниже 5-го разряда и иметь права на управление погрузочной машиной ПНБ-3Д и другим оборудованием используемым в проходческом цикле.
Трое других рабочих должны иметь квалификацию не ниже 4-го разряда. Они выполняют вспомогательные функции такие как подброска породы к погрузочной машине ручная откатка вагонеток приготовление бетонной смеси и др.
Бурение шпуров проходка канавки укладка рельсового пути выполняется всеми рабочими входящими в смену.
Расчёт комплексной нормы выработки
Обратная величина трудоёмкости является комплексной нормой выработки:
где: - суммарная трудоёмкость работ по всем процессам приходящимся на единицу готовой продукции.
Основные технико-экономические показатели
Наименование выработки
Размеры поперечного сечения в свету
Размеры поперечного сечения вчерне
Анкерная+набрызг-бетон
Способ проведения выработки
Применяемые взрывчатые материалы
Вертикальный клиновой
Расход ВВ на метр выработки
Тип погрузочной машины
Количество воздуха для проветривания
Тип и диаметр трубопровода
Гибкие прорезиненные (05м)
По водоотводной канавке
Продолжительность цикла
Подвигание забоя за цикл (с учётом К.И.C.)
4. Расчет технико-экономических показателей и себестоимости руды по блоку
Численность персонала производительность труда
Раздел разработан в соответствии с требованиями действующих межотраслевых и отраслевых нормативных материалов по труду с учетом особенностей проектируемого производства. При этом определена потребность в рабочей силе необходимой для нормального функционирования производства рассчитан фонд оплаты труда трудящихся основные показатели использования рабочей силы.
Численность трудящихся определена исходя из объемов производства количества и режима работы оборудования в соответствии с действующими нормами времени и нормативами обслуживания оборудования.
Численность трудящихся предприятия определена в табл. 15.10.
Численность трудящихся на участке
Буровзрывной участок
Коэффициент списочного состава
Списочная численность
Заработная плата в месяц руб.
Годовой ФЗП тыс. руб.
Страхование от несч случаев тыс. руб.
Для расчета фонда заработной платы принята средняя для данного вида работ заработная плата.
Отчисления на страхование от несчастных случаев принято в размере 19% от годового ФЗП.
Расчет издержек производства
Настоящим разделом определены годовые эксплуатационные расходы на добычу медной и медно-цинковой руды производство концентрата и товарных металлов на весь период отработки месторождения.
Распределение соответствующих затрат по годам выполнено пропорционально соответствующим объемам работ.
При определении себестоимости выпускаемой продукции к расходам связанным с производством и реализацией продукции в соответствии с требованиями главы 25 части 2 Налогового Кодекса РФ отнесены:
- материальные расходы;
- расходы на оплату труда;
- суммы начисленной амортизации;
К материальным расходам отнесены затраты на приобретение вспомогательных материалов используемых при добычных работах затраты на приобретение топлива и энергии всех видов расходуемых на технологические цели платежи за нормативные выбросы сбросы и складирование отходов.
Для расчета материальных затрат исходя из заданной производительности наименований принятого оборудования и годового режима работы на основе Норм технологического проектирования определен годовой расход вспомогательных материалов.
Для расчета затрат на энергию всех видов использована проектная величина расхода электроэнергии и действующая в регионе стоимость 1 кВт-часа.
Расчет материальных затрат приведен в таблицах 15.11– 15.13.
Расчет вспомогательных материалов на расчетный год
Магистральный провод
Автопокрышки для самоходных машин
Прочие неучтенные материалы
Транспортно-заготовительские расходы
Всего затрат на материалы
Расчет затрат на материалы по закладочному комплексу
Годовые затраты тыс руб.
Амортизационные отчисления определены исходя из первоначальной стоимости вновь вводимых основных фондов и норм амортизации.
Нормы амортизационных отчислений определены согласно требований приведенных в НК РФ. Распределение основных средств на группы произведено согласно «Классификации основных средств включаемых в амортизационные группы».
Результаты расчета амортизационных отчислений приведены в табл. 15.14.
Результаты расчета амортизационных отчислений
Амортизационные отчисления по группам
Амортизационные отчисления тыс. руб.
группа имущества со сроком использования равным сроку отработки запасов лет
группа имущества со сроком использования 20 лет
группа имущества со сроком использования 15 лет
группа имущества со сроком использования 10 лет
группа имущества со сроком
Годовые эксплуатационные затраты на добычу руды
Годовой объем добычи тыс. т
Вспомогательные материалы
Энергия на технологические нужды
Амортизационные отчисления
Затраты на закладочные работы
Промышленная безопасность и охрана труда
1 Охрана труда и промсанитария
Настоящий раздел выполнен в соответствии с требованиями нормам и гигиенических нормативов а также на основе законодательных актов о труде действующих государственных и отраслевых норм и правил.
Согласно специфики производства работники подвергаются воздействию физических и химических вредных факторов.
К физическим опасным и вредным производственным факторам относятся: обрушивающиеся горные породы; движущиеся машины и механизмы; подвижные части производственного оборудования; перемещающиеся материалы; повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны; повышенный уровень шума на рабочих местах; повышенный уровень вибрации; недостаточная освещенность рабочей зоны; электродвигатели оборудования находятся под напряжением.
К химически опасным и вредным производственным факторам отно-сятся находящиеся в воздухе рабочей зоны продукты детонации взрыва; аэрозоль неорганической пыли выделяющейся в процессе буровзрывных работ при транспортировке.
В рамках данного проекта предусмотрен комплекс мер позволяющий предотвратить и снизить неблагоприятное воздействие перечисленных факторов.
2 Общие требования к организации производственного процесса
Принятое проектом оборудование средства автоматизации и механизации производственных процессов обеспечивают не только повышение производительности труда но и улучшают безопасность труда способствуют снижению производственного травматизма и позволяют уменьшить количество рабочих занятых на подземных работах.
Деятельность связанная с разработкой месторождений полезных ископаемых подземным способом должна осуществляться в соответствии с документацией выполненной с учетом требований нормативной документации в области промышленной безопасности.
Отклонения от проектной документации не допускаются.вносимые в проектную документацию подлежат экспертизе промышленной безопасности и согласованию.
Набор на работу трудящихся осуществляется в соответствии со штатным
расписанием утвержденным руководителем предприятия. При приёме на работу необходимо руководствоваться действующими нормами.
На шахте должен быть организован и осуществляться учет всех лиц спустившихся в шахту и выехавших (вышедших) на поверхность в соответствии с разработанной инструкцией утвержденной руководством шахты.
Все лица после выезда (выхода) из шахты обязаны немедленно сдать све-тильники в ламповую. Ответственность за организацию и осуществление учета несет начальник шахты.
Запрещается спуск людей в шахту и пребывание их в подземных выработках без производственной необходимости наряда или разрешения руководителей шахты.
Все вновь поступившие подземные рабочие должны быть ознакомлены с главными и запасными выходами из шахты на поверхность путем непосредственного прохода от места работы по выработкам и запасным выходам в сопровождении лиц технического надзора. Повторные ознакомления всех рабочих с запасными выходами проводятся лицами технического надзора через каждые 6 месяцев а при изменении запасных выходов - в течение суток. Результаты заносятся в специальный журнал.
Все рабочие поступающие на шахту а также переводимые с работы по одной профессии на другую должны пройти предварительное обучение по технике безопасности а направляемые на подземные работы кроме того должны быть обучены пользованию самоспасателями и первичными средствами пожаротушения.
Производство работ должно выполняться по письменному нарядному заданию.
Запрещается направлять на производство работ в места имеющие нарушения требований правил безопасности кроме работ по их устранению.
Основные обязанности работодателя в области охраны труда:
§ обеспечение безопасности работников при эксплуатации зданий сооружений оборудования осуществлении технологических процессов а также применяемых в производстве инструментов сырья материалов;
§ обеспечение работников средствами индивидуальной и коллективной защиты;
§ приобретение и выдача за счет собственных средств специальной одежды обуви и других средств индивидуальной защиты;
§ обучение безопасным методам и приемам выполнения работ инструктаж по охране труда проверка знаний требований охраны труда;
§ недопущение к работе лиц не прошедших обучение и инструктаж по охране труда и проверку знаний требований охраны труда;
§ недопущение работников к исполнению ими трудовых обязанностей без
прохождения обязательных медицинских осмотров;
§ расследование и учет в установленном порядке несчастных случаев на производстве и профессиональных заболеваний;
§ санитарно-бытовое и лечебно-профилактическое обслуживание работников в соответствии с требованиями охраны труда;
§ обязательное страхование работников от несчастных случаев на производстве и профессиональных заболеваний.
Основные обязанности работника в области охраны труда:
§ соблюдать требования охраны труда установленные законами и иными
нормативными правовыми актами а также правилами и инструкциями по охране труда;
§ правильно применять средства индивидуальной и коллективной защиты;
§ проходить обучение безопасным методам и приемам выполнения работ по охране труда организации первой помощи при несчастных случаях инст-
руктаж по охране труда стажировку на рабочем месте проверку знаний
требований охраны труда;
§ немедленно извещать своего непосредственного или вышестоящего руководителя о любой ситуации угрожающей жизни и здоровью людей о каждом несчастном случае или об ухудшении состояния своего здоровья в том числе о проявлении признаков острого профессионального заболевания (отравления);
§ проходить обязательные предварительные (при поступлении на работу) и периодические (в течение трудовой деятельности) медицинские осмотры
Шум являясь общебиологическим раздражителем может влиять на все органы и системы организма вызывая разнообразные физиологические изменения с преимущественным поражением органа слуха центральной нервной и сердечно-сосудистой систем. Профилактика неблагоприятного влияния шума на организм работающих основана на его гигиеническом нормировании. Для гигиенической оценки шума важно знать его физические параметры. Предельно допустимый уровень звука составляет 80 дБА.
При работе с ручным виброинструментом вибрации оказывают воздействие на центральную нервную систему и могут вызывать вибрационное заболевание.
Признаками этого заболевания являются спазмы сосудов и сопутствующие им боли. Общие вибрации оказывают воздействие на нервную и сердечно-сосудистую системы организма человека а также на работу вестибулярного аппарата. Параметры вибрации устанавливает. Различают общую вибрацию: транспортная (бульдозеры автомобили типа БелАЗ) транспортно - технологическая (буровые станки)); локальную (перфораторы). Значения виброскорости локальной вибрации (эквивалентное корректированное значение) на рабочих местах не превышает 112 дБ. Значение виброскорости (эквивалентное корректированное значение) общей вибрации: транспортной не превышает 107 дБ – Z0 и 116 дБ – X0Y0 транспортно - технологической не превышает 101 дБ технологической – 92 дБ.
Основным источником шума и вибрации в шахте является технологическое оборудование.
Для защиты работающих от шумового воздействия и вибрации принят комплекс мер который включает: применение виброзащитных устройств и глушителей шума а также средств индивидуальной защиты органов слуха.
Буровая каретка Минибур 1Ф позволяет значительно сократить контакт рабочего с вибрирующими поверхностями уровень шума LpA = 98 дБ.
При работе с телескопическими перфораторами должны предусматриваться меры защиты рабочих от воздействия общей вибрации. Телескопические перфораторы ПТ-38 оборудуются виброзащитными устройствами и глушителями шума которые позволяют виброизолировать рукоятки управления от корпуса перфоратора снизить шум на рабочем месте на 6-8 дБА. Уровень звука на рабочем месте составит порядка 107 дБА.
Уровень шума перфоратора машины для крепления выработок Boltec 235H 106 дБ(А).
При проветривании тупиковых забоев вентиляторами местного проветривания возникают уровни звука равные 100-109 дБА но предусмотренные проектом глушители шума позволяют обеспечить допустимые уровни на рабочих местах.
В камере подземной компрессорной станции установлены воздушно-винтовые компрессора. Агрегаты установлены на виброизолированных фундаментах с учетом обеспечения необходимых проходов и монтажных зазоров.
Так как комплекс технических и организационных мероприятий не обеспечивает снижение шума на рабочих местах в пределах нормы работникам необходимо использовать противошумные наушники. Правильно подобранные наушники позволяют снизить шум на определенных спектрах.
Кроме конструктивных могут применяться организационные мероприятия (определение режима труда и отдыха планирование рабочего времени) позволяющие снизить уровень звука на 5-10 дБА. Также следующее оборудование и транспорт: зарядная машина SWR-07M подземный автобус SWT-101L могут быть оснащены по спец заказу закрытыми кабинами.
После капитального ремонта у бурового оборудования должны проверяться параметры шума и вибрации.
Эквивалентное значение уровня звука на рабочих местах водителей и ма-шинистов бульдозеров не должно превышать 80 дБА.
Кабина автосамосвала типа БелАЗ вибротермошумоизолированная. Сиде-нье водителя – на торсионной рессоре с гидравлическим амортизатором.
Кабина бульдозера подрессоренная теплошумоизоляционная.
На момент изготовления при правильном техническом обслуживании и экс-
плуатации закрытых дверях и окнах все кабины отвечают требованиям нормативов.
Фактором увеличения уровней шума и вибрации является механический износ технологического оборудования и его узлов поэтому для предотвращения возможного превышения уровня шума и вибрации должны выполняться следующие мероприятия:
- контрольные замеры на рабочих местах;
- при превышении шума и вибрации по плановому замеру производится
контрольное обследование установки с целью установления причины и принятия мер по замене или ремонту узлов являющихся их причиной;
- периодическая проверка оборудования машин и механизмов на наличие и исправность звукопоглощающих элементов виброизоляции рукояток управления сидений работающих машин.
Организация должна обеспечить производственный контроль за уровнями шума и вибрации на рабочих местах.
4 Средства индивидуальной и коллективной защиты
Все работающие на подземных работах рабочие и лица технического надзора должны быть обеспечены (соответствующими их профессии и установленным нормам и обязаны ими пользоваться):
- спецодеждой: в зависимости от профессий – различными костюмами;
- рукавицами – для защиты от механических воздействий и загрязнений;
- головными уборами – касками для защиты головы от повреждения па-
- средствами защиты от шума – противошумами;
- предохранительными поясами;
- средствами для защиты глаз - спецочками.
Спецодежда и спецобувь служат для защиты тела работающих от загрязнения пыли механических повреждений.
Все рабочие и служащие которым выдаются СИЗ должны проходить вводный и периодический инструктажи по их эксплуатации.
В проекте предусмотрены средства коллективной защиты от падения людей и предметов с высоты в горные выработки (ограждения решетки двери и т.д.).
Действующие выработки должны быть перекрыты металлическими решетками; недействующие – полками а ходовые отделения вертикальных и наклонных выработок – лядами или решетками. В компрессорной станции – ограждения вращающихся и движущихся частей.
От воздействия электрического тока также должны быть предусмотрены средства защиты (перчатки из диэлектрической резины штанги клещи инструмент с изолированными рукоятками боты диэлектрические коврики подставки площадки.
5 Бытовое и санитарное обслуживание работников
Работа на предприятии выполняется в отапливаемых и в не отапливаемых зданиях и сооружениях а также на открытом воздухе.
Численность трудящихся подземного рудника шахты «Вентиляционная» составляет 176 человек наиболее многочисленная смена составляет 74 человека.
На промплощадке Хвощевского карьера запроектирован бытовой комбинат где предусматривается весь комплекс бытовых услуг.
Расчёт бытовых помещений и устройств выполнен в соответствии с требованиями для групп производственных процессов 1б 2б 2г.
Горячее питание трудящихся предусматривается в столовой расположен-
ной в существующем здании АБК на промплощадке Хвощевского карьера.
Медицинское обслуживание трудящихся осуществляется в медпункте расположенном на первом этаже проектируемого бытового комбината. Там же предусматривается ингаляторий и фотарий для подземных рабочих шахты.
В военизированном горноспасательном пункте (ВГСП) расположенном в
проектируемом бытовом комбинате предусматривается санузел комната приёма пищи и спальная комната для отдыха личного состава.
Стирка специальной одежды предусматривается централизованно в прачечных города Режа. При санитарно – бытовом обслуживании должна использоваться вода питьевого качества. Водоснабжение АБК принято от системы хозяйственно - питьевого – противопожарного водопровода площадки Хвощевского карьера источником которого является водозабор подземных вод.
Источником воды питьевого качества для шахты принимаются подземные воды коптируемые блоком карбонатных пород в бассейне р. Кандиха в районе скважины № 6к.
В здании подъемных машин предусматривается биотуалет; в помольно -смесительном отделении – санузлы с умывальниками; в складе ВМ – теплое помещение типа «Ермак» для кладовщика.
В подземных выработках должны устраиваться стационарные или пере-движные уборные которые располагаются не более 75 м от места ведения работ.
Обработка уборных с дезинфекцией внутренних и наружных поверхностей должна производиться ежедневно. Стационарные уборные предусматривают из расчета одно очко на 50 человек. Для участков отдаленных от стационарных уборных с числом рабочих 3-5 человек устраиваются передвижные подземные уборные.
У стволов по которым производится подъем и спуск людей и на нижних приемных площадках капитальных наклонных выработок оборудованных подъемными установками для доставки людей должны устраиваться камеры ожидания. Они должны быть оборудованы стационарным освещением вентиляционными и обогревательными (охлаждающими) устройствами скамьями. Температура воздуха в камерах ожидания должна быть не ниже +190С и не выше +250С.
Площадь камеры ожидания должна определяться из расчета 05 м2 на каждого ожидающего поездки человека. Количество мест должно обеспечивать размещение в камере не менее половины рабочих занятых в смене на данном горизонте.
Все подземные рабочие должны быть снабжены индивидуальными перевязочными пакетами в прочной водонепроницаемой оболочке. Лица технического надзора бригадиры должны иметь при себе во время работы не менее двух индивидуальных перевязочных пакетов в прочной непроницаемой оболочке.
Подземные рабочие и лица технического надзора должны быть обучены
мерам по оказанию первой доврачебной помощи.
Для перевозки людей к месту работ в шахте предусмотрено применение
специализированного транспорта.
На каждой шахте аптечки первой помощи должны находиться во всех по-
мещениях на поверхности в околоствольном дворе (ввиду отсутствия подземного медпункта) и в камерах находящихся вблизи мест ведения работ.
6 Опасности при ведении буровых и взрывных работ при
эксплуатации горно-механических установок оборудования и
Причины аварий и несчастных случаев при ведении буровых работ:
Основной причиной несчастных случаев при бурении является движущийся рабочий инструмент.
Причинами несчастных случаев при проведении взрывных работ общего характера являются:
- не обеспечение вывода людей из опасной зоны;
- преждевременный вход людей в опасную зону;
- загромождение выработок неубранной отбитой горной массой различными предметами;
- небрежная подготовка средств взрывания и некачественное заряжание (шпуров) скважин.
Преждевременные взрывы взрывчатых материалов могут происходить в результате нарушения правил безопасности при взрывных работах применение некачественных средств инициирования или несоответствие их данным условиям.
Возможные последствия аварий:
Несоблюдение проектных решений может повлечь за собой гибель или
травмирование персонала повреждение техники.
В целях предотвращения несчастных случаев:
- перед началом заряжания шпуров при ведении взрывных работ необходимо обеспечить проветривание забоя убрать ранее взорванную в забое горную массу вывести людей не связанных с выполнением взрывных работ за пределы опасной зоны в места определенные паспортом буровзрывных работ при этом должны быть обеспечены безопасные условия работы взрывника.
- взрывные работы сопряжены с повышенной опасностью и должны выполняться высококвалифицированным персоналом. - взрывные работы в шахте должны производится с соблюдением требований а также на основании паспортов буровзрывных работ на очистных и проходческих работах и лицензии на производство взрывных работ. Паспорта БВР составляются начальником участка и утверждаются начальником шахты. С паспортами БВР под роспись должен быть ознакомлен весь персонал осуществляющий взрывные работы;
- допуск рабочих к месту взрыва производится только после разрешения
мастера – взрывника или лица технического надзора
Меры по ликвидации последствий аварий:
В установленном порядке требуется приостановить работу; если есть по-страдавшие незамедлительно оказать экстренную медицинскую помощь; персонал не задействованный в ликвидации последствий аварии должен быть выведен на безопасный участок.
Аварийные ситуации при эксплуатации горно-механических установок:
Основной причиной аварий является нарушение инструкций по безопасной эксплуатации грузоподъемных механизмов. При этом может происходить травмирование персонала и механическое повреждение оборудования.
Для предотвращения аварийных ситуаций необходимо выполнять комплекс мероприятий предусмотренных (скорость воздушной струи в стволах предназначенных для подъема людей в аварийных случаях соответствует п. 111 все подъемные установки существующих стволов имеют скорости движения сосудов в пределах допустимых ; все лифтовые подъемники имеют следующие устройства для достижения необходимой безопасности: устройство безопасности останавливающее кабину при превышении номинальной скорости движения а также ловителями; верхний и нижний ограничительные выключатели; реле пропадания фазы; скобы безопасности на машинной панели; буферные пружины ниже нулевого уровня; электрическая и механическая блокировка дверей) также следует
соблюдать правила безопасного спуска и подъема.
Все используемое на подземных горных работах технологическое оборудование и технические устройства в том числе зарубежного производства должны иметь сертификат соответствия требованиям промышленной безопасности и разрешение на применение выданное Ростехнадзором.
Причины аварий и несчастных случаев связанные с эксплуатацией авто-
транспорта: нарушение мер безопасности при техническом обслуживании и ремонте правил дорожного движения.
Мероприятия по предотвращению аварийных ситуаций: недопущение эксплуатации неисправных транспортных средств отсутствия или неисправности предупредительной сигнализации и путевых знаков нарушения технологии транспортирования слабой дисциплины неудовлетворительно поставленного обучения безопасным приемам работы.
Система сигнализации централизации и блокировки внутришахтного транспорта применяется на горизонтах с числом работающей погрузочно-
разгрузочной автомобильной техники два и более.
Устройства СЦБ подразделяются:
- устройства сигнализации (С) которые служат для обеспечения безопасности подвижного состава и для подачи указаний техническому персоналу связанному с движением при следовании машин по автотранспортному съезду и горизонтам маневровым работам;
- устройства централизации (Ц) которые служат для управления сигналами;
- устройства блокировки (Б) которые обеспечивают блокировочные зави-
симости между участками исключающими столкновения погрузочно-разгрузочной техники.
Устройства СЦБ обеспечивают повышение пропускной способности и
безопасность проследования транспорта при помощи механизации и автоматизации операций и процессов связанных с регулированием движения а также при помощи организации четкой связи между отдельными участками подземного транспорта.
В настоящем проекте для реализации вышеизложенных задач предусмотрены следующие системы: АДС – автоматическая двухсветовая сигнализация;
СУБР-2СВм – аварийное беспроводное оповещение рабочих.
Аппаратура АДС предназначена для автоматического управления сигнальным огням светофора с подвижной единицы.
Аппаратура АДС обеспечивает безопасность движения за счет невозможности одновременного открытия двух или более разрешающих огней светофоров враждебных маршрутов; включение опережающей сигнализации «Берегись машины» с момента разрешения на движение до разделки маршрута которая исключает возможность нахождения работников в местах проследования автотранспорта.
Шахтный комплекс СУБР-2СВм предназначен для своевременного опове-
щения через толщу земли всех без исключения работников шахты имеющих приемники которые монтируются под крышкой носимых аккумуляторов.СУБР-2СВм обеспечивает прием в шахте двух аварийных сигналов шести групповых аварийных сигналов и одного индивидуального. Приемниками должны быть оснащены все работающие в шахте а так же эксплуатационный и управляющий персонал.
7. Вероятность превышения предельно допустимых концентраций
вредных веществ в воздухе рабочей зоны
Угроза загазованности подземных выработок возможна вследствие:
- внезапных остановок вентиляторов (могут быть вызваны их неисправно-
стью или из-за прекращения подачи электроэнергии);
- возникновения пожара в подземных выработках либо в зданиях на по-
Превышение ПДК может привести к отравлению производственного персонала.
Технологические решения по недопущению данного вида аварийных ситуаций:
Проветривание рудника осуществляется по фланговой схеме нагнетатель-ным способом. По этой схеме свежий воздух поступает в подземные горные выработки по стволу "Вентиляционный". Подача свежего воздуха будет осуществляться главной вентиляторно-калориферной установкой которой оснащается вентиляционный ствол.
Отработанный воздух выдается из шахты через штольню закладочного горизонта.
Главная вентиляторная установка располагается на поверхности вблизи
устья вентиляционного ствола. Для обеспечения заданного режима проветривания она установка оборудуется согласно пункту 134 двумя однотипными вентиляторами (один рабочий второй резервный). Главная вентиляторная установка шахты должна иметь две независимых электросиловых линии от электроподстанции или электростанции одна из которых является резервной.
Выбор вентилятора главного проветривания производился по сводным графикам областей промышленного использования вентиляторов и их индивидуальным характеристикам.
Мероприятия по локализации и ликвидации последствий аварий:
При остановке главной вентиляторной установки продолжительностью более 30 минут люди должны быть выведены из выработок включенных в схему проветривания этими вентиляторами в выработки со свежей струей. Возобновление работ может быть разрешено только после проветривания и обследования состояния рудничной атмосферы в очистных и тупиковых выработках лицами технического надзора. При остановке главной вентиляторной установки продолжительностью более 2 часов люди выводятся на поверхность со всех рабочих мест.
Работы в шахте могут быть возобновлены только по разрешению главного инженера или лица замещающего.
8. Мероприятия по обеспечению пожарной безопасности
Согласно руды Сафьяновского месторождения классифицируются следующим образом:
– сплошные руды с кристаллической структурой относятся ко II классу –умеренно склонные к самовозгоранию;
– сплошные первичные руды с кристаллической структурой относятся к III классу – малосклонные к самовозгоранию;
– прожилково-вкрапленные руды с содержанием сульфидов менее 26 % относятся к IV классу – не склонные к самовозгоранию.
В зависимости от класса сульфидных руд и вмещающих пород по степени
опасности к самовозгоранию и горно-геологическим условиям залегания (мощность и угол падения рудных тел) Сафьяновское месторождение может быть отнесено:
– ко II типу – пожароопасное (руды II и III классов);
– к III типу – непожароопасное (руды IV класса).
Исходя из классификации Сафьяновское месторождение на верхних горизонтах относится ко II типу – пожароопасное.
Основные противопожарные мероприятия должны быть предусмотрены в
проекте разработки месторождения (к ним относится выбор системы разработки и комплекс противопожарных профилактических мероприятий по предупреждению эндогенных пожаров). Учитывая специфические условия отработки запасов в первую очередь что руды месторождения пожароопасные а также условия залегания и наличия нескольких рудных тел для отработки данного месторождения применена система разработки с закладкой выработанного пространства.
Наружное пожаротушение объектов площадки ш. «Вентиляционной» и
внутреннее пожаротушение надшахтного здания с копром решаются от стационарной насосной станции пожаротушения с хранением трехчасового пожарного запаса воды в двух пожарных водоемах.
Проектируемая система пожаротушения высокого давления на площадке сухотрубная.
Насосная станция работает с дистанционным управлением с пульта оператора шахты в АБК по сигналу о пожаре и от пусковых кнопок устанавливаемых у внутренних пожарных кранов в надшахтном здании. Подача воды в шахту на пожаротушение через Вентиляционный ствол предусматривается непосредственно из пожарных резервуаров через электрифицированную задвижку установленную в колодце. Подача воды на пожаротушение шахты через портал автотранспортного съезда решается от напорных трубопроводов насосной станции пожаротушения через камеру переключений.
Наружное пожаротушение обеспечивается от сухотрубной системы через
пожарные гидранты установленные в колодцах. Сеть высокого давления от насосной станции до надшахтного здания укладывается из стальных труб 2d = 150 мм до портала d = 100 мм. Резервуары приняты 2х 250 м3.
Основной способ пожаротушения в подземных выработках – тушение во-
дой. В данном проекте решаются вопросы противопожарного водоснабжения
подземных выработок.
Материалы и изделия используемые в шахте как правило должны быть
Запрещается применять в шахте новые материалы в том числе для крепления горных выработок а также новое оборудование без заключения по безопасности работ о степени их пожарной опасности и электрической фрикционной искробезопасности.
Наиболее распространенным горючим материалом в шахтах является
строительный материал (деревянные лестницы настилы перекрытия полки и т.п.) а также древесные отходы.
Опасными горючими материалами в шахте является взрывчатые материалы резиновая и бумажная изоляция электрокабелей и электрооборудования.
Причиной возникновения и распространения пожара могут служить горюче-смазочные и обтирочные материалы.
Проектом предусматривается крепление выработок из несгораемого мате-
а) горизонтальных и наклонных выработок – бетоном набрызг-бетоном
металлической арочной крепью с затяжкой из железобетона и железобетонными штангами;
б) сопряжения горизонтальных выработок – бетоном набрызг-бетоном по
г) камерные выработки разного назначения а также сопряжения стволов
шахт и восстающих выработок с горизонтами - бетоном.
Водоснабжение шахты предусматривается от двух независимых источни-ков: хозпитьевого водопровода на поверхности; запасного резервуара на поверхности. В подземных выработках для борьбы с пожарами и пылью подачи воды на технологические нужды предусмотрен объединенный противопожарно-оросительный трубопровод.
Вода в шахту подается с поверхности по двум независимым трубопроводам диаметром 150 мм один из которых проложен по Вентиляционному стволу второй по автотранспортному уклону. Ставы закольцованы между собой на каждом рабочем горизонте.
В целях пожарной безопасности шахты и борьбы с возможными пожарами в горно-механической части проекта предусмотрены технические мероприятия по предотвращению возможности пожара по локализации и тушению пожара в начальной стадии его возникновения во всех технологических процессах при эксплуатации горношахтного оборудования.
Основной способ пожаротушения в подземных выработках – тушение во-дой. В данном проекте решаются вопросы противопожарного водоснабжения
Подача воды в шахту предусматривается от внутриплощадочной сети по
двум трубопроводам диаметром 150 мм. Один трубопровод прокладывается по стволу "Вентиляционный" второй по автотранспортному уклону. Трубопроводы закольцованы между собой на каждом рабочем горизонте.
Расход воды на пожаротушение принят на основании требований и составляет 80 м3ч (22 лс) в том числе:
- 50 м3ч (14 лс) - расход воды на устройство водяной завесы для локализации пожара (при негорючей крепи);
- 30 м3ч (8 лс) - расход воды на непосредственное тушение пожара струей из одного пожарного ствола с диаметром насадки 19 мм;
Сеть проектируемого пожарно-оросительного трубопровода постоянно заполнена водой и находится под напором. Она состоит из магистральных и участковых линий диаметром 150-100 мм которые оборудуются запорными задвижками и пожарными кранами. Давление воды на выходе из пожарных кранов составляет не более 10 МПа и не менее 05 МПа у наиболее удаленного потребителя.
Для снижения избыточного давления воды поступающей на горизонт по вертикальным и наклонным ставам в руддворах горизонтов и по трассе автотранспортного уклона перед пожарными кранами предусмотрена установка редукционных клапанов. У пожарных кранов располагаются специальные ящики с двумя пожарными рукавами и пожарным стволом. Пожарные краны размещены:
- у всех камер на расстоянии 10 м со стороны поступающей струи воздуха;
- у всех пересечений и ответвлений подземных выработок;
- в горизонтальных выработках не имеющих пересечений и ответвлений – через 200 м;
- в наклонном стволе через 100 м;
- с каждой стороны ствола у сопряжения его с околоствольным двором.
Для отключения отдельных участков пожарно-оросительного трубопровода или подачи всей воды на один пожарный участок на трубопроводе расположены задвижки в следующих местах:
- на всех ответвлениях трубопровода;
- на водопроводах не имеющих ответвлений - через каждые 400 мм.
На каждом рабочем горизонте в рудворах предусматривается переключающее устройство для подачи воды из водоотливных ставов в противопожарный водопровод. Устройство состоит из вентилей задвижек и узла редуцирования.
В складе ВМ предусмотрена система автоматического пожаротушения. Защите АУПТ на складе ВМ подлежат камеры для хранения ВМ и выработки разгрузки ВМ. В качестве огнетушащего вещества принята распыленная вода. Установка водяного пожаротушения приводится в действие при пожаре за счет энергии воды и состоит из распределительного водозаполненного трубопровода комплекта водяных оросителей манометра и сигнализатора потока жидкости (реле потока типа РПИ-100).
Устье ствола "Вентиляционный" подающего свежий воздух в шахту обо-рудуется противопожарными лядами. Управление противопожарными лядами предусматривается из двух независимых мест: непосредственно из копра и из тамбура-шлюза надшахтного здания.
Для хранения оборудования материалов и приспособлений необходимых
для тушения подземных пожаров на шахте предусматривается поверхностный склад противопожарных материалов.
Склад сооружается на припортальной площадке автотранспортного уклона и связан с ним автодорогой. Доставка в шахту противопожарного оборудования и материалов осуществляется специальной самоходной машиной.
Для тушения подземных пожаров в начальной стадии ликвидации неболь-
ших очагов огня проектом предусматривается размещение первичных средств пожаротушения (огнетушители песок и др.) в выработках или в специальных нишах. Противопожарные средства приняты в соответствии с требованиями [30].
Размещение первичных средств пожаротушения приведен в таблице 3.1.
Таблица 3.1- Размещение первичных средств пожаротушения и их количество.
Ручные огнетушители шт.
Наличие ус-тановки ав-томатич. по-жаротушения
Автотранспортный съезд
Заезды на горизонты(5 шт.)
Закладочный горизонт
Сопряжение со стволом
Площадка у заезда на пэ
Для хранения противопожарных материалов и оборудования на каждом горизонте на свежей вентиляционной струе воздуха в специальной выработке закрепленной несгораемыми материалами оборудуется склад противопожарных материалов.
В околоствольных дворах ствола «Вентиляционный» проектом предусмотрены сдвоенные металлические противопожарные двери. Противопожарные двери устанавливаются также в камерах электроподстанций и склада ВМ.
Для своевременного оповещения диспетчера шахты о пожарной ситуации в камерных выработках горизонта организации автоматического пожаротушения оборудования и кабеля находящегося в этих камерах проектом предусматриваются системы АУПС и АУПТ.
Пожарную сигнализацию необходимо выполнить в кабельных каналах
КТПБ 1106кВ «Сафьяновка» и РУ-6кВ при вентиляторной и закладочном комплексе.
В соответствии с требованиями (п.5.4) камеры участковых и пере-
движных ПС 604 кВ оснащаются первичными средствами пожаротушения: пенными и порошковыми огнетушителями лопатами и ящиками с песком. Огнетушители песок и др. располагаются снаружи камер подстанций со стороны поступления свежей струи воздуха не далее 10 м от входа в камеры.
Вентиляционная установка должна быть снабжена соответствующими противопожарными средствами.
Профилактика подземных пожаров сводится в основном к соблюдению
противопожарного режима установленного согласно действующих на руднике противопожарным правилам и инструкциям.
Основными мероприятиями направленными на соблюдение правил пожарной безопасности является:
- назначение ответственных лиц за содержанием в исправленном состоянии средств пожаротушения в местах их размещения;
- соблюдение установленных сроков проверки первичных средств пожаротушения;
- вывешивание плакатов «Огнеопасно!» в местах хранения огнеопасных материалов;
- соблюдения правил производства сварочных и газопламенных работ;
- обеспечение свободного подъезда и свободных проходов к местам хранения первичных средств пожаротушения и к местам установки пожарных кранов;
- соблюдение противопожарных правил при чистке и смазке бурового оборудования;
- предупреждение загорания ВВ в период подготовки массового взрыва и
доставки ВВ к месту зарядки и временного хранения;
- обеспечение безаварийной эксплуатации шахтных электрических сетей и электроустановок.
Рабочие и ИТР шахты при оформлении на работу обязаны пройти вводный инструктаж о мерах пожарной безопасности а затем непосредственно на рабочем месте – первичный инструктаж.
9 Камеры аварийного воздухоснабжения (КАВС)
В соответствии с требованиями ПБ 03-553-03 для выполнения мероприятий по спасению людей застигнутых аварией в шахте проектом предусматривается устройство камер аварийного воздухоснабжения (КАВС).
КАВС располагаются на каждом рабочем горизонте в районе ствола «Вентиляционный» и наклонного автотраспортного съезда. КАВС используются в качестве мер защиты людей от ядовитых газов в том случае если они не имеют возможности выйти на свежую струю воздуха за время защитного действия самоспасателей.
9.1 Оборудование КАВС
В каждой камере размещаются:
- запас самоспасателей превышающий на 10% число людей работающих в наибольшей по численности смене (см. горную часть проекта). Самоспасатели помещаются в специальные металлические шкафы;
- баки для воды из нержавеющей стали вместимостью 25 и 40 литров с учетом 3 литра на человека в сутки устанавливаемые на шкафы для самоспасателей;
- трубопроводы сжатого воздуха диаметром 50 мм с целью создания в камерах избыточного давления не менее 10 Па и нормальных атмосферных
условий для предотвращения проникновения продуктов горения ВВ в них. Конец трубопроводов снабжен пневмоглушителями. Расход воздуха регулируется запорными клапанами установленными на трубопроводах непосредственно в камере;
- местные аккумуляторные лампы – 2(подвешиваются на стенке
камеры) (см. электрическую часть проекта);
- носилки медицинские – 2(подвешиваются на стенке камеры);
- скамейки (по количеству укрывающихся людей из расчета 045 м на
одного человека) (см. горную часть проекта);
- аптечка с медикаментами;
- телефон диспетчерской связи (учтен в разделе проекта связи и
Все трубопроводы из камер подключаются к магистральному трубопроводу шахтной сети диаметром 150 мм.
9.2 Расчет времени заполнения камеры свежим воздухом
Расчет пропускной способности трубопровода сжатого воздуха и проверки камеры аварийного воздухоснабжения (КАВС) по допустимому содержанию кислорода углекислого газа по тепловым условиям и эксплуатационному подпору выполнен на основании инструкции по эксплуатации «Временное укрытие горнорабочих в камере аварийного воздухоснабжения (КАВС) от продуктов горения взрывчатых веществ в шахте» Кривой Рог 1981г.
Приведенный ниже расчет выполнен из условия размещения в камере максимально возможного количества людей в смену (30 человек).
Определение необходимое количество воздуха подаваемого в КАВС по допустимому содержанию:
где qк - количество кислорода потребляемого одним человеком принимается равным 0025 м3час;
c1 - концентрация кислорода в атмосферном воздухе с1 =209%;
c2 - допустимая концентрация кислорода в убежище с2 = 200%.
где qу - количество углекислого газа выделяемого одним человеком принимается равным 002 м3час;
c3 - допустимая концентрация СО2 %;
c4 - концентрация углекислого газа в атмосферном воздухе принимается равной 01%.
в) по созданию эксплуатационного подпора
где hp - подпор принимаемый равным 1 мм вод. ст;
W - аэродинамическое сопротивление перемычки в к которое
определяется опытным путем. По результатам испытания КАВС в условиях шахты «Гигант-Глубокая» W составило 50-60 к.
г) по тепловым условиям
где Qу - количество тепла выделяемого от одного укрываемого человека Qу = 420 Джчас;
q - величина утечек воздуха через перемычку м3с;
cv - удельная массовая теплоемкость воздуха cv =104 кгград*кДж
t1 - температура поступающего в камеру воздуха оС;
t2 - предельно-допустимая температура воздуха в подземных выработках оС;
- плотность воздуха кгм3;
где P - периметр выработки м;
к - коэффициент характеризующий воздухопроницаемость перемычки
(принимается 00036);
h - разность давлений по ту и другую сторону перемычки (эксплутационный подпор) мм вод. ст.;
d - толщина перемычки м;
n - показатель степени характеризующий режим движения воздуха
В дальнейших расчетах используется наибольшее количество воздуха
полученное по одному из вышеприведенных условий. В нашем случае принимается наибольшее количество воздуха полученное из условия создания эксплутационного подпора Qпотр= Qп = 0154 м3 с.
Расход сжатого воздуха при выпуске его из магистрального трубопровода
где kg - коэффициент дросселирования равен 075;
qo - расход сжатого воздуха на 1 мм2 поперечного сечения сопла (трубы) м3с принимается из таблицы 16.1;
Sтр - поперечное сечение трубопровода мм2.
Таблица 16.1 Расход сжатого воздуха
Давление сжатого воздуха кгссм2
Расход cжатого воздуха qо10-4 м3с
Между потребным расходом и пропускной способностью трубопровода сжатого воздуха питающего КАВС должно соблюдаться следующее условие:
Qпотр ≤ Qтр т.е. 0154≤161 м3с (16.7)
Таким образом трубопровод сжатого воздуха диаметром 50 мм при
давлении воздуха в нем 5 атм обеспечивает поступление воздуха в КАВС в 104 раза больше чем этого необходимо для поддержания эксплутационного подпора равного 1 мм вод. ст. необходимого для создания нормальных санитарно- гигиенических условий в КАВС во время загазирования горных выработок продуктами горения.
Контроль состояния КАВС (конструктивных элементов комплектности и исправности инвентарного оборудования) предусматривает:
- ежесменный визуальный осмотр лицом технического надзора назначенными распоряжением по шахте;
- ежемесячный (с записью в специальном журнале)
- ежеквартальная проверка исправности самоспасателей находящихся в камерах начальником ПВС с представителем горноспасательного формирования;
- каждое полугодие перед согласованием ПЛА – представителями ВГСЧ.
10. Рекомендации по дополнительным мерам безопасности при отработке сульфидных руд
Руды месторождения содержащие в своем составе свыше 35 % пиритной серы относятся к категории взрывоопасных. Категория взрывоопасности сульфидных руд должна устанавливаться геологической службой по выработкам (камерам) исходя из содержания пиритной серы и крепости руды. Степень опасности руд по взрыву сульфидной пыли устанавливается в зависимости от содержания серы и крепости руды по отдельным выработкам (камерам) в соответствии с «Инструкцией » и ежемесячно утверждается главным инженером рудника.
К I группе относятся выработки (камеры) в рудах содержащих более 35 % пиритной серы и имеющих коэффициент крепости по шкале Протодьяконова менее 16;
Ко II группе относятся выработки (камеры) в рудах содержащих более 35 % пиритной серы и имеющих коэффициент крепости по шкале Протодьяконова более 16.
При ведении взрывных работ следует соблюдать следующие мероприятия по предупреждению взрывов сульфидной пыли:
-для смачивания осевшей пыли перед заряжанием скважин следует в призабойной зоне на расстоянии не менее 30 м от крайних скважин производить орошение водой поверхности выработок;
-взрывные работы вести с установкой туманообразователя;
-запрещается взрывание скважинных зарядов ВВ без забойки длина которой должна составлять не менее 05 1 м;
-запрещается взрывание сквозных скважин. Перед заряжанием таких скважин их оба конца должны быть заполнены забоечным материалом на длину не менее 1 м. перед взрывными работами горючие материалы должны быть удалены от места производства взрыва.
Степень агрессивности сульфидных руд по отношению к аммиачно- селитренным взрывчатым веществам устанавливается геологической службой согласно «Руководства » которая:
-определяет содержание серы в руде и измеряет температуру воздуха и воды в скважине с занесением результатов замеров в специальный журнал и в технический расчет взрыва;
-при обводненности рудного массива более средней производит отбор проб воды из скважин и химический анализ на определение содержания серной кислоты. Результаты анализов заносятся в тот же журнал и служат основой для принятия главным инженером решения о целесообразности производства взрыва.
В случае разогрева рудного массива для предупреждения самопроизвольных загораний и взрывов аммиачно-селитренных ВВ при использовании штатных взрывчатых веществ необходимо применение специальных мероприятий согласно «Руководства » или использование специальных взрывчатых веществ предназначенных для производства взрывных работ в сульфидных рудах. Одно из решений применимости штатных ВВ для отбойки сплошных сульфидных руд заключается в местном приготовлении смеси промышленного аммиачно-селитренного ВВ с ингибиторами взаимодействия аммиачной селитры с сульфидами. При приготовлении смеси предпочтительнее использовать ВВ на основе пористой аммиачной селитры. Вопросы связанные с приготовлением смеси штатных АСВВ с ингибиторами должны решаться отдельным проектом в утвержденном порядке. Возможность применения того или иного типа ВВ при отбойке сплошных руд на стадии ведения горных работ должна подтверждаться соответствующими разрешениями органов Ростехнадзора.
Применение штатных аммиачно-селитренных ВВ для отбойки сульфидных руд допускается при ограничении времени нахождения во взрывных скважинах которое определяется по таблице 16.2.
Таблица 16.2 Допустимое время нахождения аммиачно- селитренных ВВ в скважинах час
При зарядке скважин аммиачно-селитренными взрывчатыми веществами необходимо выполнение следующих требований:
-последовательность зарядки должна быть такова чтобы скважины имеющие наибольшую температуру наименьшее значение pH и ближайшие к ним заряжались в последнюю очередь;
-при зарядке скважин не допускать попадания рудной мелочи во взрывчатое вещество тем более применять рудную мелочь в качестве забоечного материала;
-при обнаружении сквозных скважин в донной части скважин устанавливать пробку из глины или другого инертного материала длиной не менее 1 м;
-не допускать просыпания взрывчатого вещества на почву выработки а также выбрасывание остатков ВВ в выработанное пространство;
-монтаж взрывной сети производить после зарядки всех скважин.
При появлении в период зарядных работ каких-либо внешних признаков показывающих отклонение от нормального процесса зарядки скважин («дымление» скважин выделение газа - визуально или по запаху) работы по зарядке скважин должны быть прекращены люди выведены в безопасное место на подходах к аварийному участку выставлены предупредительные знаки и вызвана команда ВГСЧ.
Контроль состояния атмосферы в шахте или на отдельном участке ведётся по анализу проб воздуха на содержание окислов азота взятых на исходящей струе с аварийного участка. Приступать к работам в шахте или на аварийном участке можно после того как содержание окислов азота не будет превышать допустимого. За скважинами из которых происходит газовыделение из неопасной зоны следует организовать наблюдение. К продолжению работ по ликвидации зарядов из которых наблюдалось газовыделение разрешается приступать после полного прекращения процесса.
Принятая проектом технология производства работ разработана с учетом
требований промышленной безопасности и при соблюдении соответствующих норм и правил безопасности исключает возникновение ситуаций которые могут привести к аварийным последствиям по указанным опасным факторам.
Принятое оборудование средства автоматизации и механизации производственных процессов обеспечивают не только повышение производительности труда но и улучшают безопасность труда способствуют снижению производственного травматизма.
При соблюдении проектных решений и правил техники безопасности при
эксплуатации оборудования ведении работ с опасными веществами и оборудованием аварийные ситуации практически исключаются и сводятся к минимальному и маловероятному уровню их развития.
Комплекс мер предусмотренный проектом по соблюдению норм промсанитарии позволяет создать для работников нормальные условия труда снижающие риск профессиональных заболеваний и травматизма.
1 Мероприятия по охране природы
Применение систем разработки с твердеющей закладкой для уменьшения оседания земной поверхности.
Планирование и посадка деревьев на отвалах пустых пород и промплощадках цехов;
Восстановление вырубленных для крепления лесов.
Более широкое применение других видов крепления.
Уменьшение пылеобразования при разгрузке дробления руды.
2 Мероприятия по охране недр
Снижение потерь и разубоживания руды.
Экономическая оценка целесообразности увеличения разубоживания для некоторых блоков для более полного извлечения руды с беспородными примесями.
Увеличить полноту извлечения руды за счет перехода на отбойку руды зарядами параллельно-сближенными скважинами.
Внедрение геофизических методов опробования руд в шахтных вагонетках.
Внедрение учета и взвешивания шахтных вагонеток с рудой.
С целью извлечения забалансовых запасов месторождения и их переработки на дробильно-обогатительной фабрике провести реконструкцию оборудования.
Для более точного определения рудных границ блока использовать магнитную восприимчивость взрывных сетей.
Пустую породу следует использовать для закладки выработанного пространства или для производства стройматериалов.
Вредные отходы производства должны быть захоронены.
Технологические мероприятия – предотвращение потерь и обеспечение заданного уровня качества бокситовой руды; снижение интенсивности нарушения массива пород и поверхности. Для этого необходимо выбрать оптимальные экологические состоятельные способы управления горным давлением без обрушения выработанного пространства эффективно использовать горные выработки после завершения горных работ.
Снизить выбросы в водный и воздушный бассейны вредных веществ произвести выбор экологически безопасных способов складирования и консервации минеральных отходов и некондиционных руд в стволах и хвостохранилищах.
Защитно-профилактические мероприятия – охрана некондиционных запасов в недрах сохранение подрабатываемых водоносных горизонтов водных объектов сооружений на поверхности. Снижение размеров депрессионных воронок сохранение размеров и качества грунтовых вод в пределах оседания и местах расположения стволов. Производится устройство защитных цементационных завес вокруг зон обрушений и других участках где образуются депрессионные воронки и имеет место интенсивное загрязнение подземных вод водопонижающих дренажных систем на подтопляемых участках.
Экологические мероприятия – обеспечение необходимости уровня качества окружающей природной среды. Для данных мероприятий проводится устройство зеленых санитарно-защитных зон вокруг шахты биологическая рекультивация по предотвращению водной и ветровой эрозии поверхностных отвалов биологическая очистка шахтных вод.
Организационные мероприятия – организация комплексности и повышение эффективности использования минеральных ресурсов и охраны окружающей среды на действующей шахте. Для этого проводится разработка планов ликвидации экологических последствий аварий на шахте связанных с обрушением больших масс пород организация систем контроля и прогноза состояния массива пород. Повышение квалификации специалистов занятых вопросами обеспечения эффективности использования минеральных ресурсов и охраной окружающей среды.

з - л.docx

В дипломном проекте на тему «Проект отработки рудного тела 1.1» рассмотрены следующие разделы:
Геологическая и горнотехническая характеристика месторождения.
Вскрытие и подготовка месторождения.
Строительство горной выработки.
Расчет вентиляции рудника.
Безопасность жизнедеятельности.
Основной целью является повышение безопасности горных выработок за счет максимально возможного исключения нахождения трудящихся в незакрепленной части горной выработки с учетом использования новой техники и технологий механизации работ по креплению горных выработок.
Агошков М. И. и др. Разработка рудных и нерудных месторождений. – М.: Москва. – 511с.
ГОСТ 2.850-75 и др. Горная графическая документация: Сборник.-Введ. с 01.07.77.-Содерж.: ГОСТ 2.850-75 – ГОСТ 2.857-75.
Единые правила безопасности при разработке рудных нерудных и россыпных месторождений подземным способом. – М.: НПО ОБТ 2003. – 135с.
Именитов В. Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. – М. Недра 1984. – 504с.
Инфантьев А. Н. Вскрытие и подготовка мощных рудных месторождений. – М.: Недра 1978. – 245с.
Киселев Н. А. Методические рекомендации по оценке вариантов вскрытия и подготовки рудных месторождений. Учебн. пособие. - Екатеринбург. Изд-во УГГА. 2003. – 25с.
Киселев Н. А. Кузьминых Н. Б. Экономические расчеты в выпускной квалификационной работе. Методическое руководство. Екатеринбург 2008. - 48с.
Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки. ВНТП 13-2-93. – Санкт-Петербург.: Комитет Российской Федерации по металлургии. Гипроруда 1993. – 234с.
Справочник по горнорудному делу Под редакцией Гребенюка В. А. и др. М..: Недра 1983. – 816с.
Стряпунин В. В. Вскрытие и подготовка рудных месторождений: Учеб. пособие. – Екатеринбург. Изд. УГГА 1999. – 80с.
Хохряков В. С.. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. М. «Недра» 1991 с. 304 321.
Шахтное и подземное строительство. Под редакцией Корнилкова М . В. и др. Екатеринбург. 2002. – 191с.

Ч 1.docx

1.Геолого - промышленная характеристика
Сафьяновское месторождение медноколчеданных руд расположено на восточном склоне Среднего Урала в пределах Режевского района Свердловской области в 9 км к востоку от города Реж «жд ст. Реж». С областным центром город Реж связан жд МПС (85 км) и асфальтированным шоссе (83 км). В 3 км южнее месторождения проходят железная дорога Екатеринбург - Тавда и трасса Екатеринбург – Артемовский а в 3 км западнее месторождения трасса Екатеринбург – Алапаевск которую пересекает технологическая автодорога Сафьяновского рудника.
Месторождение располагается в пределах полого понижающейся к долине р. Реж слабо расчлененной поверхности верховий ручьев Хвощевка Сычевка (правые притоки Р.Реж – главной водной артерии района протекающей в 5-6 км к северо-западу от месторождения) и ручья Бобровка (левый приток реки Ирбит) занимая приводоразделенное пространство. Верховья ручьев и сопряженные с ними лощины переувлажнены и заболоченны.
Рельеф слабохолмистый с высотными отметками 1508-2274 м. Местность южной части месторождения занята смешанным лесом. С востока севера и северо-запада к горному отводу рудника примыкают пашни залежные земли и перелески.
Климат района умеренно-континентальный среднегодовая температура воздуха +08 0С. Период со среднесуточными температурами ниже 0 0С составляет 169 суток безморозный период 105 суток. Среднегодовое кол-во осадков 464 мм; из них в период ноябрь – март 110 мм апрель – октябрь 354 мм. Высота снежного покрова 04 – 12 м; глубина промерзания грунтов 180 -200 см. преобладающие направления ветров юго-западное западное и северо-западное; среднегодовая скорость ветра 37 мс.
Район относится к числу экономически освоенных с развитой горно-металлургической машиностроительной строительной лесоперерабатывающей и сельскохозяйственной отраслями народного хозяйства.
Электроснабжение карьера и будущего рудника осуществляется через систему подстанций Свердловэнерго включенных в единое энергетическое кольцо Уралэнерго. Потребности в топливе удовлетворяются главным образом за счет привозного угля Экибастузского или кузбасского ТПК.
Горно-геологическая характеристика месторождения
2Геологическое строение месторождения
Район месторождения расположен в южной части Режевской Структурно – формационной зоны (СФЗ) Восточно - Уральской мегазоны примыкающей с востока к Главному гранитному поясу Урала. Восточной границей Режевской СФЗ является Февральский надвиг.
В пределах Сафьяновского рудного поля Бороухинская пластина разбита двумя меридиональными надвигами – Сафьяновским и Восточно – Сафьяновским на три мелкие пластины: Сафьяновскую Восточно – Сафьяновскую и Заболотскую.
Собственно рудовмещающей является Сафьяновская пластина. Выход ее на поверхность имеет « дельтовидную» форму вытянутую на северо-восток с размерами 22х15 км и с моноклинальным западным – юго–западным падением. Породы внутри данного комплекса имеют различные ориентировки элементов залегания. Мощность толщи от первых метров до 450-760 м. и более.
Медноколчеданное орудение связанно с кремнекислотным комплексом пород наибольшим распространением среди которых пользуется риалитовые порфиры.
Месторождение залегает в центральной части рудного поля в пределах единого литолого – стратиграфического горизонта сложенного риолитовыми дащитовыми порфирами их вулканическими брекчиями с прослоями туфов кислого состава. В основании блока залегают пластообразные тела андезит-дащитовых порфиритов мощность 10-50м перемежающиеся с горизонтами пирокластики вулканогенных пород и прорывающих их тел риолитов. Стратаграфически выше залегает мощная толща (150-200 м) мезофировых риолитов. Средние и верхние уровни центрально блока слагают тела риолитовых порфиров куполообразной формы.
По условиям залегания рудных тел Сафьяновское месторождение разделено на Северную часть (контур открытых горных работ) и южный фланг включающий рудные тела глубоких горизонтов (контур подземной разработки).
Рудные тела Северной части месторождения практически выходили на дневную поверхность и с 1994 года отрабатываются открытым способ.
В пределах южной части вулканогенно – осадочные породы образуют линзы и пласты согласные с напластованием вулканических брекчий и риолитов. Породы и ассоциирующие с ними рудные тела имеют в основном западное юго-западное падение под углами 400 – 600 и незначительное (около 100) склонение на юг.
Рудная зона в пределах которой расположены рудные тела Южного фланга вниз по падению не оконтурена. По восстанию рудная зона Южного фланга с мелкими некондиционными телами вскрыта в юго-восточном борту карьера.
В южной части месторождения картируется от 1 до 4 горизонтов вулканогенно – осадочных пород с массивным колчеданным оруденением. Рудные тела связанные с этими зонами согласно залегают с вмещающей толщей на рудных уровнях толщи. Прожилково-вкрапленные руды Сафьяновского месторождения являются продолжением по падению тел сплошных колчеданных руд северной части; локализуются они в пределах ореола металоматитов непосредственно примыкая к телам колчеданов со стороны лежачего бока.
Завершает разрез рудовмещающей пластины Южного фланга месторождения пластообразное тело массивных полифировых риолитов без следов сульфидной минерализации и гидротермальных изменений.
Зона хлорит – кварцевых метасомитов примыкает к колчеданным телам нижней их части. Она характеризуется значительной степенью изменений первоначального облика пород и содержит обычно медные руды.
Большая часть прожилково-вкрапленных руд связана с зоной кварц – хлоритгидрослюдистых изменений в пределах которой породы слабо изменяют свой первоначальный облик.
В пределах месторождения выделяется Западное тектоническое нарушение по которому предполагается надвигание западного блока сложенного дащитами андезитами их туфами и вулканогенно-осадочными породами на породы рудовмещающего комплекса. Мощность зоны разлома в северной части составляет 7-10 м на юге – несколько сантиметров.
3 Морфология рудных тел
Рудная зона Южного фланга месторождения (от л. 6 на севере до л. 6-ю на юге) прослежена до глубин 700–800 м. Зона имеет форму пласта мощностью от 50–60 м до 200 м. С глубиной наблюдается тенденция к уменьшению мощности. Рудные залежи южного фланга расположены на глубинах от 198 до 493 м и ниже. В совокупности они имеют форму сложного пласта с линзовидным поперечным сечением.
Всего на Южном фланге выделено 7 рудных тел (р.т. №№ 1; 1.1; 1.2; 1.4; 1.5; 7; 8) имеющих форму крутопадающих на запад пластов и линз (таблица 1.1).
Основные балансовые запасы руд (92 %) месторождения сосредоточены в рудных телах 1 и 1.1. На долю остальных 5-ти рудных тел приходится всего 8 % балансовых запасов категорий С1+С2.
Рудное тело 1 является продолжением рудной залежи карьерной части месторождения. Представлено сплошными и прожилково-вкрапленными медными и медно-цинковыми рудами. Медно-цинковые руды залегают в "головной" (верхней) части рудного тела прожилково-вкрапленные примыкают к сплошным рудам со стороны их лежачего бока.
Медные разности составляют 80 % медно-цинковые – 20 % от общего объема рудного тела.
Содержание меди в подсчетных блоках составляет: в медных рудах 109-504 % (среднее 373 %) в медно-цинковых – 038-713 % (среднее 292 %). В медно-цинковых рудах содержание цинка – 170-729 % (среднее 300 %).
Рудное тело 1.1 залегает гипсометрически выше р.т. 1. Сложено медными (85%) и медно-цинковыми (15%) рудами. Медно-цинковые руды залегают в "головной" части рудного тела.
Содержание меди в медных рудах – 127-1013 % (среднее 549 %) в медно-цинковых – 113-210 % (среднее 158 %); цинка в медно-цинковых – 191-266 % (среднее 258 %).
Удельный вес остальных рудных тел в отдельности не превышает 2-3 %. Тела 1.2 и 7 представлены медными и медно-цинковыми рудами в соотношении близком к основным рудным телам но с меньшим содержанием меди в них. Рудные тела 1.4; 1.5 и 8 сложены практически медно-цинковыми рудами.
Прослежено на линиях
Удельный вес в балансовых запасах участка %
Пласт с линзовидным
Таблица 1.1 Параметры и элементы залегания рудных тел Южного фланга и глубоких горизонтов Сафьяновского месторождения
4.Вещественный состав и технологические свойства руд.
Руды Южного фланга и глубоких горизонтов Сафьяновского месторождения являются комплексными медьсодержащими колчеданными образованиями обладающими разнообразными текстурными особенностями структурными признаками с весьма неоднородным минералогическим и химическим свойством.
Рудные тела Южного фланга и глубоких горизонтов Сафьяновского месторождения являются продолжением основного рудного тела Северного фланга.
В зависимости от содержания меди и цинка они представлены двумя природными типами руд: медными (МР) и медно-цинковыми (МЦР) в каждом из которых выделяются сплошные колчеданные и прожилково-вкрапленные руды. Природные типы руд соответствуют медным и медно-цинковым технологическим (промышленным) так как принципиально отличаются друг от друга параметрами качества возможностью селективной выемки и намечаемой схемы переработки.
Доля медного типа составляет 80% медно-цинкового -20%.
Медные руды представлены в основном прожилково-вкрапленными разностями (91%) и только 9% медных руд представлены сплошными рудами. По минеральному составу текстурно-структурным особенностям фазовому составу наличию и кол-ву попутных компонентов соответствуют медно-вкрапленному сорту Северной части месторождения.
МЦР на 44% состоят из сплошных разностей 56% представлены прожилково-вкрапленными рудами. Отличаются от аналогичных руд Северного фланга соотношением основных компонентов и меньшей долей вторичных минералов меди.
Закономерность в пространственном распределении промышленных типов руд проявляется довольно четко. В верхних частях рудных тел замечают МЦР по падению переходящие в медные разности.
Все руды Южного фланга месторождения – первичные. По данными фазового анализа групповых проб медной руды (34 пробы) среднее содержание оксидной меди составляет 27% вторичной сульфидной меди 128% доля первичной сульфидной меди равна 845%. По МЦР (65 проб) среднее содержание оксидной меди составляет около 5% вторичной сульфидной меди 17% доля первичной сульфидной меди равна 78%; среднее содержание оксидов цинка составляет около 8% доля первичного сульфидного цинка равна 92%.
К основным полезным компонентам на месторождении относятся медь цинк и сера.
Основными медьсодержащими минералами являются халькопирит и ковеллин которые слагают в соотношении 8:1 – медные руды и в соотношении 6:1 – медно-цинковые руды. Их средние содержания по промышленным типам руд в балансовых запасах Южного фланга и глубоких горизонтов приведены в таблице 1.2.
Таблица 1.2 Среднее содержание основных полезных компонентов в балансовых запасах Южного фланга и глубоких горизонтов
Промышленные типы руд
Удельный вес от общих запасов руд %
Содержание компонентов %
Медные (медь ≥09%цинк 15 %)
Медно-цинковые (медь не лимитируется цинк >1.5 %)
Медные + медно-цинковые
Кроме основных компонентов руды содержат ряд попутных полезных компонентов характерных для колчеданных месторождений : золото серебро селен теллур кадмий индий галлий германий таллий висмут свинец барий и т.д.
5 Гидрогеологические условия месторождения
Сафьяновское месторождение расположено в верховьях лога с отметками 210-220 м выходящего через 5 км в серо-западном направлении к р. Реж. В 600 м к востоку (200 м от борта будущего карьера) в субмеридиональном направлении проходит водораздел р. Реж и Бобровки. Поверхностный сток в логу наблюдается только в период весенних паводков и ливневых дождей. В 15-2 км к югу находятся истоки р. Шамейки – правого притока р. Хвощевки в 35 км к северо-востоку- истоки р. Сычевки.
Уровень подземных вод на месторождении в естественных условиях находился на глубине от 08 до 10 м от поверхности земли (на отметках от 203 до 213 м). Движение подземных вод в естественных условиях было направлено в соответствии с рельефом с востока на запад в сторону р. Реж. Амплитуда колебания уровня подземных вод по сезонам года в естественных условиях составляла 15-20 м.
По химическому составу подземные воды до ведения горных работ являлись пресными гидрокарбонатными кальциево-магниевыми с сухим остатком 126-165 мгл рН = 65-83. Содержание нормируемых для питьевых целей элементов даже в рудной зоне не превышало предельно допустимых значений за исключением концентрации железа (до 18 мгл).
Пройденные в составе мониторинга в период 1996-2002 гг в районе месторождения и опробованные прокачками наблюдательные гидрогеологические скважины подтвердили низкую водообильность палеозойских пород.
По данным бурения наблюдательных скважин палеозойские породы в районе Сафьяновского месторождения повсеместно перекрыты мезокайнозойскими образованиями. Суммарная мощность этих рыхлых образований представленных сверху вниз по разрезу – суглинками глинами дресвяно-щебнистыми фракциями с глинистым заполнителем изменяется от 50 до 32-33 м.
За период 2001-2002 г. при глубине карьера 60-80 м (отметка уреза воды в его зумпфе в 2003 г. +139 м) граница депрессионной воронки оставалась практически неизменной. Площадь области питания водоотлива оценивается в настоящее время в 50 км2. В связи со вскрытием на полную мощность зоны экзогенной трещиноватости палеозойских пород формирование депрессионной воронки практически завершилось уже осенью 2002 г.
Среднемесячная величина карьерного водоотлива за период 2002-2006 гг изменялась от 545 до 2158 м3сут.
6 Прогноз водопритоков в шахту
Подземные горные работы планируется проводить до глубины 530 м.
При этом из-за крутого падения рудного тела контур подземных горных выработок не на много превысит контур карьера. Площадь захвата подземного стока на контуре сдвижения над подземными горными выработками оцененная по методике использования ранее при разведке верхних горизонтов с учетом результата мониторинга составит 62 км2. В соответствии с этой площадью и фактически сложившимися водопритоками их прогнозная величина составит:
в зимний период 586 : 5 · 62 = 73 м3ч;
весной без учета удаления снега 73 + 33 = 106 м3ч;
летом 748 : 5 · 62 = 928 м3ч.
Максимальный приток суточной продолжительности для определения резерва насосного оборудования в шахте следует принять равным сумме ливневого притока суточной продолжительности и нормального подземного притока. Максимальный приток ливневых осадков 08.06.93 г. при их сумме 54 мм в сутки (10% обеспеченности) составил 3950-1406 = 2186 м3сут (91 м3ч). При осадках 94 мм в сутки (1% обеспеченности) величина водопритоков в сложившейся инфраструктуре отвального и карьерного хозяйства составит 1406+2186:54·94 = 1406+3805 = 5211 м3сут или 217 м3ч.
Следует отметить что отработка запасов рудных тел на глубинах 593-253 м предусмотрена с закладкой выработанного пространства. В результате этого в шахту вместе с закладочной смесью будет подаваться около 19 м3ч воды которую после отстоя необходимо будет извлекать на поверхность земли и использовать в оборотное водоснабжение.
7 Инженерно-геологические условия разработки месторождения
Инженерно-геологическая неоднородность вмещающих пород и руд обусловлена проявлением трещиноватости и особенно наложенными процессами метасоматических изменений и выветривания. В целом трещиноватость наиболее развита в центральной части месторождения – в рудном теле и околорудном пространстве.
Трещины на месторождении имеют преимущественно субмеридиональное простирание и западное падение под углами 65–70°. С участками повышенной трещиноватости в околорудном пространстве связаны зоны метасоматических изменений и гипергенного преобразования рудных тел и вмещающих пород. В этих зонах наблюдаются хлоритизация гидрослюдизация каолинизация вмещающих пород и проработка колчеданных руд до полностью дезинтегрированных разностей ("сыпучие" руды).
Средняя объемная масса (гсм3):
– вмещающие породы – 265;
– балансовые руды: медные – 303 медно-цинковые – 361 в целом медьсодержащие – 313.
Коэффициент крепости:
– руда: массивная – 9 вкрапленная – 7.
– руда: массивная 315–567 вкрапленная – 150.
Прочность при сжатии (МПа):
– руда: массивная – 1290–2276 вкрапленная – 144–761.
8 Запасы медноколчеданных руд Южного фланга Сафьяновского
Подсчёт запасов Южного фланга Сафьяновского месторождения для условий подземной отработки проведён по постоянным кондициям утверждённым протоколом ГКЗ № 141–к от 09.06.2004 г и предусматривающим:
– выделить и подсчитать статистически запасы: медных и медно-цинковых типов руд;
– бортовое содержание в пробе для выделения интервалов типов руд:
– для медных руд — меди – 09 % цинка – менее 15 %;
– для медно-цинковых руд — меди – не лимитируется цинка –15 % и более;
– минимальное промышленное содержание условной меди в геометризованном подсчётном блоке медноколчеданных руд – 223 %;
– минимальное содержание условной меди в краевых выработках для оконтуривания рудного тела по простиранию и падению меди – 09 % или цинка 15 %;
– коэффициенты перевода в условную медь: золота – 0185 серебра – 0007 (в медных рудах); цинка – 0427 золота – 0174 и серебра – 0003 (в медно-цинковых рудах); при переводе в условную медь не учитывать: содержание цинка менее 15 % (в медных рудах) а также содержание золота менее 02 гт и серебра менее 4 гт;
– минимальная мощность сортового интервала – 8 м;
– минимальная мощность рудного тела – 3 м. При меньшей мощности но более высоком содержании условной меди пользоваться соответствующим метропроцентом;
– максимальная мощность пустых пород и некондиционных руд включаемых в подсчет запасов – 3 м;
– к балансовым отнести запасы подсчетных блоков с содержанием условной меди соответствующем минимальному промышленному содержанию и минимальному содержанию в попутно вскрываемом блоке; подсчет балансовых запасов ограничить горизонтом –270 м;
– к забалансовым запасам отнести запасы изолированных блоков (за пределами вскрывающих выработок) с содержанием условной меди ниже минимального промышленного; запасы блоков вскрытых горными выработками с содержанием условной меди ниже минимального содержания в попутно вскрываемых блоках; запасы ниже горизонта –270 м;
– в контуре балансовых и забалансовых запасов подсчитать запасы меди цинка серы золота серебра селена теллура индия кадмия и охарактеризовать запасы (по подсчетным блокам) по содержанию вредных примесей – мышьяка фтора сурьмы.
Запасы Южного фланга и глубоких горизонтов Сафьяновского медно-колчеданного месторождения для условий подземной отработки утверждённые ГКЗ Роснедра протоколом № 1051 от 15 июля 2005 г по типам руд медным (МР) и медно-цинковым МЦР) приведены в таблице 1.3.
Распределение запасов медноколчеданных руд Сафьяновского месторождения по горизонтам и типам руд в зоне отработки шахты приведено в таблице 1.4 и 1.5.
Содержание полезных компонентов
Запасы полезных компонентов
Таблица 1.3 Балансовые запасы Южного фланга и глубоких горизонтов Сафьяновского медноколчеданного место- рождения для условий подземной отработки
Среднее содержание полезных компонентов %
Медно-цинковая руда (МЦР)
Всего балансовой руды (МР+МЦР)
Таблица 1.4 Распределение балансовых запасов медной и медно-цинковой руды по горизонтам отрабатываемых шахтой
Таблица 1.5 Распределение забалансовых запасов медной и медно-цинковой руды по горизонтам отрабатываемых шахтой
СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ
1 Производительность рудника.
Возможную производительность рудника при отработке месторождения «Сафьяновское» подземным способом можно определить в соответствии с “Нормами технологического проектирования ” по горным возможностям. Годовая производственная мощность для рудных тел с углом падения 30°÷90° определяется исходя из величины годового понижения уровня выемки по формуле:
А - годовая производительность рудника (участка) тыс.т.;
V - среднегодовое понижение уровня выемки м;
S - средняя величина рудной площади м2;
k1 k2 k3 k4 - поправочные коэффициенты к величине годового понижения в зависимости от угла падения мощности рудных тел применяемых систем разработки и числа этажей находящихся в одновременной работе;
у - плотность руды тм3;
kn и kр - коэффициенты соответственно потерь и разубоживания руды.
Среднегодовое понижение уровня выемки V зависит от рудной площади этажа (подэтажа) S. Средняя величина рудной площади залежи может быть определена по формуле:
n- количество этажей;
y1- плотность руды в i-том этаже тм3.
В соответствии с формулой (11.2) S = 106 тыс.м2.
Среднегодовое понижение уровня выемки V будет равно 17 м; а поправочные коэффициенты k1 k2 k3 k4 в соответствии с таблицами будут соответственно равны:
Коэффициенты учитывающие потери и разубоживание руды при отработке рудных тел месторождения составят: kn = 096; kp = 091.
Подставляя полученные данные в формулу (2.1) находим возможную годовую производительность Сафьяновского месторождения которая составляет:
Окончательно производственная мощность рудника с учётом периодов развития и затухания подземных горных работ принимается на уровне 500 тыс. тонн в год.
Общие запасы рудных тел Сафьяновского месторождения отрабатываемых подземным способом составляют 113227 тыс.т. Проведенный анализ распределения балансовых запасов руды по этажам (см. таблицу 1.4) показывает что основные запасы руды месторождения сосредоточены во втором (-40-120м) и в третьем (-120-200м) этажах - 41377 и 45128 тыс. тонн соответственно. При этом в пределах первого этажа (+40-40м) располагается всего 7540 тыс.т. руды или 66% от запасов месторождения.
Учитывая вышесказанное необходимо начать отработку месторождения с очистной выемки запасов 2-го этажа. Отработка месторождения начиная со 2-го этажа будет производиться в нисходящем порядке; запасы первого этажа (+40- 40м) будут выниматься одновременно с отработкой запасов 3 этажа для поддержания годовой производительности.
Для более точного определения срока выхода рудника на производственную мощность с учетом начала ведения очистных работ во 2 этаже общего нисходящего порядка отработки а также учитывая то обстоятельство что запасы месторождения расположенные в бортах и под дном карьера будут временно неактивными произведены расчеты производительности путем составления календарного графика отработки камер и суммированием отрабатываемых запасов конкретных очистных камер.
При расчете графика отработки запасов участка были заложены следующие параметры очистных работ:
-продолжительность строительства перемычек и заполнения выработанного пространства камер твердеющей смесью в зависимости от объёма конкретной камеры - 1÷2 мес.;
-время набора закладочным массивом нормативной прочности - 3 мес.
Нумерация камер принята следующей. Первое число в номере камеры обозначает номер блока второе число - номер камеры третье число - горизонт выпуска. Некоторые камеры имеют в своём номере также обозначение номера рудного тела. Запасы камер представленных в таблицах являются предварительными и определены на основе геологических разрезов и планов. Запасы рассчитаны на объемный вес руды 313 тм3.
Выход на проектную мощность рудника в 05 млн. тгод осуществляется на 4-й год от начала ведения очистных работ. При этом в первый год производительность рудника составит порядка 50 тыс.т.; во второй год 250 тыс.т.; и в третий год - 350 тыс. т.
В рамках данного технологического регламента так же рассмотрен вариант развития работ при условии максимального ускорения выхода рудника на проектную мощность. Произведены расчеты и составлен календарный график добычи руды и ввода горизонтов (этажей подэтажей) в эксплуатацию исходя из горных возможностей (применяемой технологии и порядка отработки запасов). Выход на проектную мощность при данном варианте отработки месторождения возможен на 3-й год после начала очистных работ. При этом в первый год производительность рудника составит порядка 250 тыс.т.; во второй год - 400 тыс.т. Достижение такой производительности обеспечивается только в случае подключения к отработке запасов расположенных в подэтажах -80-100 м и -100- 120 м на второй год с соответствующим увеличением объёмов ГПР.
2 Общая организация работы шахты
Согласно заданию на выполнение проекта принимаем следующий режим работы шахты:
- количество рабочих дней в году дн.-303;
- неделя - прерывная;
- продолжительность рабочей недели час
- на подземных работах – 36;
- на поверхности – 41;
- количество рабочих смен в сутки см. – 3;
- продолжительность смены:
а) для подземных рабочих час – 7;
б) для поверхностных рабочих час - 8
Балансовые запасы руды для подземной отработки составляют 104688 тыс.т. Распределение балансовых запасов руды по горизонтам смотри в таблице 2.1.
связи с этим к временно неактивным запасам на горизонте -120 м относятся
2 тыс. т. Данные запасы будут отрабатываться по специальному проекту.
Таблица 2.1 Распределение балансовых запасов руды по горизонтам
Балансовые запасы тыс.т
Временно неактивные запасы тыс.т.
Запасы свободные к отработке тыс.т
Проектная мощность шахты при отработке запасов месторождения
«Сафьяновское» определена по развитию очистных работ и годовому
понижению по формуле:
где: Р – годовое понижение горных работ м;
К1 К2 К3 К4 – поправочные коэффициенты к величине годового пониженияв зависимости от угла падения мощности рудных тел применяемых систем
разработки и числа этажей находящихся в одновременной отработке;
S – горизонтальная площадь этажа тыс. м2;
γ – объемная масса руды т м3;
Кп – коэффициент учитывающий потери руды;
Кр – коэффициент учитывающий разубоживание руды.
В таблице 2.2 приведен расчет производительности горизонтов.
Таблица 2.2 Расчет производительности горизонтов
Балан-совые запасы тыс.т
Расчетная производи-тельность горизонта тыс. т. в год
Принятая производи-тельность горизонта тыс. т. в год
На основании приведенных расчетов производительность шахты принимаем равной 500 тыс. тонн руды в год.
Годовое понижение горных работ по шахте определяется по формуле:
где: АГ – годовая производительность шахты тыс.т.;
КР - коэффициент учитывающий разубоживание руды;
S – горизонтальная площадь рудной залежи тыс. м2;
Кп – коэффициент учитывающий потери руды.
Коэффициент эксплуатации по шахте определяется по формуле:
Срок службы шахты составит:
Б – эксплуатационные запасы месторождения для подземной отработке
АГ – годовая производительность шахты тыс. т;
t – время развития и затухания добычи лет.
Автотранспортный уклон проходится с поверхности и предназначен для спуска-подъема людей (спец. автотранспортом) выдачи из шахты руды и породы (шахтными автосамосвалами) спуска материалов и оборудования. Вентиляционный ствол предназначен для подачи свежего воздуха и будет являться запасным выходом. Воздуховыдающая штольня проходится с уступа карьера ( отм. +773) и предназначена для выдачи грязного воздуха из шахты.
В районе Вентиляционного ствола на горизонтах предусматривается устройство камер аварийного воздухоснабжения (КАВС).
Отработка месторождения будет производится с использованием на очистных и подготовительно-нарезных работах самоходного оборудования высота этажа принята 80 м. отметки горизонтов: -40 м -120 м -200 м
В первый пусковой комплекс (I очередь) отрабатываются запасы выше горизонта -120 м. Запасы ниже горизонта -120 м отрабатываются во второй очереди. Учитывая что в первый пусковой рудник выходит на проектную производительность (5000 тыс. т в год) в его состав включены все поверхностные сооружения как на площадке Хвощевского карьера так и промплощадка вентиляционного ствола.
Отработка запасов ниже горизонта -120 м производится во вторую очередь. В нее входят все подземные сооружения ниже горизонта -120 м.
Учитывая специфику месторождения его обработка ведется с закладкой выработанного пространства.
Вентиляционный ствол проходится с поверхности до горизонта -270 м.
Вскрытие рудных залежей по горизонтам предусматривается вентиляционным квершлагом и откаточными штреками по висячему и лежачему боку месторождения по кольцевой схеме.
Схема проветривания – фланговая способ проветривания – нагнетательный. Воздухоподающий – ствол Вентиляционный. Воздуховыдающая – штольня закладочного горизонта. Главный водоотливной комплекс заглубленного типа будет располагаться у Вентиляционного ствола в I пусковом комплексе на горизонте – 120 м при дальнейшей отработке на горизонте – 270 м.
Транспортировка руды и породы по горизонтам будет производится самоходными машинами.
Транспортировка горной массы: руда – на существующий перегрузочный склад расположенный на площадке Хвощевского карьера порода - на существующий отвал - производится подземными самосвалами МоаЗ – 7405-9586 приспобленными для работы на поверхности.
Геомеханическое обоснование технологии горных работ при отработке месторождения подземным способом
1 Определение параметров сдвижения массива горных пород и земной поверхности
Граница зоны сдвижения земной поверхности от горных работ определяется с помощью углов сдвижения. При этом при построении зоны сдвижения под влиянием горных разработок не имеет принципиальной разницы какой системой разработки отрабатывается месторождение так как применение закладки выработанного пространства не исключает сдвижение массива горных пород и земной поверхности.
При применении систем разработки с закладкой выработанного пространства процесс сдвижения протекает более медленно и плавно без образования крупных провалов и трещин а величины деформаций земной
поверхности уменьшаются пропорционально отношению мощности залежи к
вынимаемой мощности залежи. Большая мощность залежи угол наклона стадийность отработки состав и способ доставки и укладки закладки в выработанное пространство компрессионные свойства закладки наличие пустот вследствие недозаклада выработанного пространства так или иначе реализуются в перемещения массива налегающих пород.
При построение зоны сдвижения на земной поверхности воспользуемся рекомендациями Правил охраны сооружений для меднорудных месторождений Урала и для рудных месторождений с неизученным процессом сдвижения.
Согласно классификации ВНИМИ Сафьяновское месторождение относится к III типу месторождений (неслоистое строение вмещающего массива).
Углы сдвижения и γ по соответствующим таблицам упомянуты выше Правил равны 65.
Углы сдвижения для месторождений группы III можно взять по таблицам или рассчитать по формуле:
где fВ – средневзвешенное по мощности слоев значение коэффицента
крепости пород висячего бока.
Значение fВ для разреза 2-ю по линии = 90 - α · cosα для рудного тела 1 равно 7 следовательно =655 в расчете принимаем 65.
Таким образом все три угла при полной подработке земной поверхности равны между собой:
2 Рекомендованные способы управления горным давлением при отработке месторождения подземным способом.
Основной способ управления горным давлением принятые в регламенте – полная закладка выработанного пространства твердеющими смесями и определенная последовательность отработки запасов как в плане так и по вертикали.
Рудная залежь по простиранию разделена на блоки длиной 240м с оставлением между блоками временных межблоковых рудных целиков шириной 40м. Межблоковые целики длинной стороной ориентированы вкрест простирания рудной залежи.
Все камеры шириной до 15 м
Рисунок 4.1 Сплошной порядок отработки запасов руды в блоке
Отработка запасов внутри блоков производится системой разработки с камерной выемкой. В зависимости от мощности рудных тел ориентация камер вкрест-простирания или по простиранию.
Порядок отработки запасов в блоках для мощных участков рудных тел сплошной; для маломощных участков рудных тел в блоке – камерно-целиковый.
3 Обоснование параметров системы разработки.
3.1 Расчет ширины камер
Поскольку породы висячего бока неслоистые трещиноватые а степень их трещиноватости на Южном фланге месторождения мало изучено то для таких условий “Методическими указаниями ” ИПКОН АН СССР для расчета предельных и допустимых пролетов обнажения кровли в неслоистых трещиноватых породах рекомендовано эмпирическая формула:
K = 43d2 × [ k × d1 × γ]13 cosα (4.2)
где: d1 и d2 – горизонтальные и вертикальные размеры элементных расклинившихся породных блоков м;
– предел прочности пород на сжатие в образце состоянии принят равным 750 кгсм2;
γ – объемная плотность пород равная 27 тм3;
К – коэффициент запаса (при предельном пролете принимается равным 1 при допускаемом – 25).
Поскольку по рудным телам и вмещающим породам висячего бока не имеется достаточно обоснованных данных по размерам элементарных блоков расчет производим по наиболее часто встречающимся на практике их размерам равным d1 = d2 = (02 ÷ 04) м значения γ и сж принимаем равным: γ = 27 тм3; = 750 кгсм2 и К = 10.
Подставив в формулу (4.2) принятые значения показателей получим предельно допустимые пролеты обнажения пород висячего бока приведенные в таблице 4.1.
Таблица 4.1 Предельные пролеты обнажения пород висячего бока
Размер элементарного блока м
Предельный пролет обнажения пород висячего бока к м
При угле падения α ( в градусах) равном
На первой стадии проектирования для участков отрабатываемых камерами вкрест простирания и для участков отрабатываемых камер принимаем равной до 15м.
3.2 Определение высоты обнажения вертикальной стенки камеры
Максимальная высота устойчивой стенки камер (НВ) может быть определена по формуле:
Нв =2 × См × tg(45 + p2) γ (4.3)
где: См – сцепление пород (руды) в массиве тм2;
γ – объемный вес руды тм3;
р – угол внутреннего трения град.
В связи с этим надо определить величину сцепления в массиве по формуле:
См = Со (1 + а In (H 1)) (4.4)
См - сцепление в массиве;
Со – сцепление в образце;
а – коэффициент зависящий от прочности образца и характера трещеноватости. Для наших условий при слабых породах а = 4. При средней крепости а = 6 при крепких породах а = 8;
Н – принятая величина обнажения. В нашем случае 40м;
I – средний размер структурного блока. Принимаем равным 02 м:
Результаты расчета максимальной высоты вертикальной стенки представлены в таблице 4.2.
Опыт отработки медноколчеданных месторождений Урала для которых характерен однотипный генезис и сходный набор пород и руд показывает что максимальная высота устойчивой стенки камер не должна превышать 60 – 80м а ширина 12 -15м.
При отработке рудных тел Сафьяновского месторождения высота камер не будет превышать 40м поэтому нет опасности их обрушения. Однако следует учитывать что в зонах разлома и крупных тектонических трещин устойчивые параметры камер могут снижаться в 15 – 2 раза. Кроме того породы и руды подверженные метасоматическим преобразованием как правило гидроскопичны и при их обнажении или влагонасыщении могут также снижать свои прочностные характеристики.
Таблица 4.2. Результаты расчета максимальной высоты вертикальной стенки
Сцепление в массиве См:
Вулканическии брекчии риолитовых и дацитовых порфиров
Руда медная массивная
3.3 Нормативнвя прочность закладки
Нормативнвя прочность закладки принята в соответствии с основными положениями “Технологической инструкции по производству закладочных работ ” действующей на Учалинском подземном руднике.
Во всех камерах необходимо формировать несущий слой из монолитной (не слоистой) закладки повышенной прочности (не ниже 5 МПа) высотой до 10м расположенной выше гребней днища камеры.
Выше сформированного несущего слоя нормативная прочность закладки принимается равной 1-3 МПа на всю оставшуюся высоту камеры.
Ниже несущего слоя прочность закладочного массива должна находиться в пределах 05 – 15 МПа.
Технологические решения при отработке запасов Сафьяновского месторождения
Основные балансовые запасы руд (92 %) месторождения сосредоточены в рудных телах 1 и 1.1 на долю остальных 5-ти рудных тел приходится всего 8 % балансовых запасов категорий Ci + С2.
Распределение балансовых запасов медной и медно-цинковой руды отрабатываемых подземным способом следующее:
-этаж +40 -40 м - 754 тыс. т;
-этаж -40-120 м-41377 тыс. т;
-этаж-120-200 м -45128 тыс. т;
-этаж -200-270 м - 10643 тыс. т.
Наибольший объем руды сосредоточен во втором и третьем этажах. Анализ показывает что последовательный нисходящий порядок отработки не обеспечивает требуемой производительности рудника из-за крайне незначительных запасов руды в верхнем этаже.
Для обеспечения необходимой производительности рудника и поддержания устойчивой работы предприятия продолжительный период времени предлагается следующий порядок отработки месторождения:
-на первом этапе планируется развитие работ в этаже -40-120 м. Выход на проектную мощность рудника 500 тыс. тгод по горнотехническим возможностям при этом осуществляется на 3 год после начала очистных работ;
-затем производится подключение к отработке запасов в третьем этаже;
-учитывая незначительные запасы первого этажа (+40-40 м) для стабильной работы рудника этот этаж будет отрабатываться совместно с отработкой запасов в третьем этаже;
-на заключительной стадии отработки запасов производится доработка запасов в третьем этаже с одновременным развитием отработки запасов в четвертом этаже.
Отработка оставшихся после окончания работ в карьере запасов рудных тел в южном борту и в дне карьера (р.т. 1.1 р.т. 1.2 р.т. 1.5) будет осуществляться по отдельному проекту. Общий порядок отработки запасов в этажах - нисходящий. Выемка запасов в этажах производится подэтажами
1Раскройка рудной залежи
Раскройка рудных тел Сафьяновского месторождения отрабатываемых подземным способом заключается в следующем.
Рудная залежь (все рудные тела отрабатываемые подземным способом представляют единую залежь) в этажах по простиранию делится на ряд блоков. Блоки между собой разделяются межблоковыми рудными целиками ориентированных длинной стороной вкрест простирания рудной залежи.
-длина - до 240 м (по простиранию рудной залежи);
-ширина - равна мощности рудной залежи (вкрест простирания рудной залежи) м;
-высота - равна вертикальной мощности рудной залежи в отметках +40-270 м.
Параметры межблоковых рудных целиков:
- длина - равна мощности рудной залежи вкрест простирания м;
- ширина - 40 м (по простиранию рудной залежи);
-высота определяется вертикальной мощностью рудной залежи планируемой к отработке (высота межблокового целика в этаже равна 80 м).
Рудная залежь в блоках делится на секции. Количество секций в блоке в изменяется от 2 до 3.
-длина от 45 до 90 м (в среднем 60 м) - по простиранию рудной залежи;
-ширина - от 20 до 60 м (равна мощности рудных тел 1; 1.1; 1.2);
Секции разбиваются на камеры. Количество камер в секции 3÷6.
-длина - до 50 м (на отдельных участках рудных тел длина камер может изменяться в ту или иную сторону в зависимости от мощности рудного тела);
-высота - 40 м (20 м).
Разбивка рудных тел в блоках на секции производится только на мощных участках рудных тел 1 1.1 1.2.
При мощности рудных тел до 15 м на флангах рудной залежи или на отдельных участках и выклинках основных рудных тел камеры располагаются по простиранию.
-длина - до 40 м (в среднем 30 м);
-высота - до 20 м (равна мощности рудного тела в подэтаже равном 20 м).
Для повышения интенсивности отработки запасов в этажах (подэтажах) рекомендуется при необходимости оформлять внутри блоков промежуточные рудные внутриблоковые целики которые позволяют увеличить количество камер находящихся одновременно в работе и тем самым повысить интенсивность отработки запасов в блоке - подэтаже.
Примечания. Раскройка рудной залежи в других этажах производится по аналогичной схеме и в данном проекте не рассматривается.
2 Порядок отработки рудной залежи
Отработка запасов Сафьяновского месторождения начинается в этаже -40-120 м. Дальнейший порядок отработки месторождения определяется “Проектом ”. Общий порядок отработки запасов в этаже - нисходящий. По вертикали отработку запасов рекомендуется производить камерами высотой 40 и 20 м. Поэтому этаж по вертикали делится на 4 подэтажа высотой по 20 м. В плане в блоках отработка запасов независимая. Каждый блок представляет собой независимую выемочную единицу большой мощности. Порядок отработки запасов в блоках - от центра к флангам расходящимися фронтами на блоковые рудные целики. В блоках возможна отработка запасов на внутриблоковые временные целики. Порядок отработки запасов секций внутри блоков - расходящимися фронтами.
Порядок отработки камер в секциях - сплошной.
Очистные работы на нижележащих горизонтах в этаже производится с отставанием на две отработанные и заложенные камеры. При расположении камер в блоках по простиранию (мощность рудного тела по простиранию менее 15 м) отработка запасов в блоках может производиться как в сплошном так и в камерно-целиковом порядке. Отличительной чертой рекомендуемой технологии отработки рудных тел по геологическим и горнотехническим факторам является отработка запасов с подэтажа 40 м на мощных участках и с подэтажа 20 м на маломощных участках.
3. Подготовка рудных тел к очистной выемке
Подготовка основных горизонтов в этажах заключается в проведении полевых штреков со стороны лежачего и висячего боков рудной залежи которые на флангах закольцовываются между собой. Через межблоковые целики на основных горизонтах проходятся доставочные орты которые на флангах сбиваются с полевыми штреками доставочного горизонта. Со стороны висячего блока западные полевые штреки сбиваются с наклонным автотранспортным съездом. Кроме того в висячем боку залежи проходятся на всю высоту этажа - 80 м вентиляционные восстающие которые соединяют между собой доставочный и вентиляционно-доставочный горизонты. Через эти восстающие производится выброс отработанной струи воздуха с подэтажей.
Примечание. Возможно проводить вентиляционно-ходовые восстающие для выброса отработанной струи воздуха с подэтажа. Между собой в пределах этажа подэтажные вентиляционные восстающие сбиваются на подэтажах образуя ступенчатую схему.
Из полевого штрека основного горизонта пройденного в лежачем боку залежи в районе доставочных ортов проходятся вентиляционно-ходовые восстающие которые на подэтажах сбиваются с полевыми подэтажными штреками. По этим восстающим на подэтажах подаётся свежая струя воздуха.
Кроме того в пределах этажа в лежачем боку залежи проходится участковый автотранспортный уклон из которого на подэтажах проходятся полевые подэтажные штреки. Участковый автотранспортный уклон служит для передвижения самоходного погрузочно-доставочного и бурового оборудования доставки материалов в выработки подэтажных горизонтов передвижения людей а также используется для подачи свежего воздуха на подэтажи. С участкового автотранспортного уклона начинается подготовка и производится развитие горных работ на подэтажах.
Подготовка рудной залежи на подэтажах также полевая и заключается в проведении полевых штреков в лежачем боку. Из подэтажного полевого штрека вкрест простирания рудной залежи через межблоковые целики проходятся подэтажные доставочные орты которые на западном фланге сбиваются с вентиляционно-ходовыми восстающими.
Подготовка запасов в секциях блоков при расположении камер вкрест простирания рудного тела производится из секционных доставочных ортов.
При расположении камер по простиранию рудного тела подготовка запасов в блоках (секциях) производится из промежуточных доставочных штреков которые проходятся из подэтажных доставочных ортов пройденных в блоковых целиках.
Развитие работ в секции производится из секционного доставочного орта из которого проходятся погрузочные заезды которые в камерах сбиваются с буровыми ортами. Секционные доставочные орты служат для транспорта руды из очистных камер доставки материалов подачи свежей струи воздуха для передвижения людей и используются в качестве запасных выходов.
Закладку выработанного пространства камер рекомендуется производить в этаже с этажного вентиляционно-закладочного горизонта путем перепуска закладки на подэтажи. Закладка камер расположенных по простиранию производится с верхних подэтажных выработок. Закладка камер расположенных вкрест простирания производится из подводящих выработок верхнего подэтажа или из промежуточных подэтажных штреков пройденных в лежачем боку. Участковые рудоспуски для перепуска руды с подэтажа на основной горизонт располагаются в лежачем боку в районе межблоковых целиков.
Места заложения рудоспусков будут определены в проекте на отработку Сафьяновского месторождения подземным способом.
Подготовку рудных тел в других этажах (подэтажах) рекомендуется производить по аналогичной схеме.
Рекомендуемая схема подготовки позволяет повысить интенсивность отработки запасов в этаже и снизить объем проведения подготовительных выработок по породе на подэтажах.
Отработка запасов Сафьяновского месторождения
1 Раскройка подготовка и отработка рудной залежи в этаже
1.1Раскройка подготовка и отработка рудной залежи в подэтаже -40-60м
Вскрытие гор. -60м. производится из участкового наклонного съезда (автоуклона) -60-120м. который проходится в лежачем боку залежи из доставочного штрека гор. -120м. Из наклонного съезда в лежачем боку залежи проходится подэтажный полевой штрек гор. -60м.
Из него вкрест простирания рудной залежи проходятся подэтажные орты которые на западном фланге в висячем боку рудной залежи сбиваются с вентиляционно-ходовыми восстающими пройденными в отметках-40-120м.
Рудная залеж в подэтаже по простиранию разделяется на два выемочных блока: №1 №2.
- длина по простиранию - 140м.;
- ширина вкрест по простиранию от 15 до 55м.;
- длина по простиранию - 240м.;
- ширина вкрест простирания от 20 до 30м.
Между собой блоки разделяются межблоковыми рудными целиками шириной 40м.
Отработка блоков независимая.
Блок №1 по простиранию делится на две секции которые в свою очередь делятся на камеры.
Запасы в секции №1 отрабатываются с подэтажа -80м а запасы секции №2 отрабатываются с подэтажа -60м.
Количество камер в секции 2÷5.
Параметры камер: длина-20м.; ширина-до 15м.; высота-20м.
Подготовка камер в секции №2 производится из секционного доставочного орта №1 пройденного в межблоковом целике №2. Отработка запасов в секции №2 производится в отметках -40-60м подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа 20м.
Отработка запасов в секции производится в сплошном порядке на подэтажный секционный доставочный орт №1.
Внутри блока №2 оформляется внутриблоковый рудный целик (по р.л.2) шириной - 15м. Из подэтажного полевого штрека гор. -60м. по центру целика проходится доставочный орт который на западном фланге сбивается с вентиляционно-ходовым восстающим -40-60м.
Внутриблоковый рудный целик формируется с целью выделить в блоке №2 3 секции что позволит развить очистные работы в блоке №2 в двух разрезках и повысит интенсивность отработки запасов в блоке №2 в подэтаже -40-60м.
Камеры в секциях располагаются вкрест простирания рудной залежи.
В секции №1 основные запасы отрабатываются с гор.-80м. и лишь незначительные запасы двух камер расположенных на восточном фланге залежи отрабатываются с гор. - 60 м в отметках -40-60м.
Отработка запасов с гор. - 60 м производится подэтажно-камерной системой разработки с подэтажом высотой 20м. Запасы секции №2 планируется отработать полностью с гор. -80 м. в отметках -40-80м.
Количество камер в секции - 5.
Подготовка запасов секции №3 производится из подэтажного доставочного секционного орта №4.
длина - 30м; ширина- до 15м; высота-20м.
1.2 Раскройка подготовка и отработка рудной залежи в подэтаже -60-80 м
Вскрытие гор. -80 м производится из участкового наклонного съезда -80- 120 м который проходится в лежачем боку залежи в пределах этажа. Из наклонного съезда в лежачем боку залежи на подэтаже проходится восточный полевой штрек гор. -80 м. Вентиляционные ходовые восстающие пройденные в лежачем боку залежи с горизонта. -120 м на гор. -80 м сбиваются с подэтажным восточным полевым штреком гор. -80 м. Из них подается свежая струя воздуха на гор. -80 м. Из восточного полевого штрека вкрест простирания рудных тел проходятся секционные орты которые на западном фланге в висячем боку рудной залежи на отметке -80 м сбиваются с вентиляционными восстающими которые соединяют гор. -120 м с гор. -40 м. и по которым выдаётся исходящая струя воздуха.
Рудная залежь по простиранию на гор. -80 м делится на два блока согласно общей схеме раскройки рудной залежи. Отработка блоков независимая. Отработка запасов в блоках от центра к флангам - расходящимися фронтами. Блоки делятся на секции. Отработка запасов в секциях производится камерами которые отрабатываются в сплошном порядке.
Блок №1 разделяется по простиранию на две секции. Секция №1 отрабатывается на секционный доставочный орт №1.
В секции №1 отрабатываются запасы р. т. 1 в отметках -40-80 м. Количество камер в секции - 4.
Порядок отработки камер в секции №1 сплошной. Отработка запасов в секции производится подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа 40 м сразу на полную мощность. Конструктивное оформление системы разработки и технология очистной выемки представлены на рисунке № 4.1. Секция №2 отрабатывается на секционный доставочный орт №2 пройденный в межблоковом целике №2. Развитие работ и подготовка запасов в секции №2 производится из доставочного секционного орта №2. Отработка запасов в секции производится в отметках -60-80 м.
-длина от 30 до 60 м;
Количество камер в секции - 7. Количество камер в ленте изменяется от 1 до 2. В подэтаже отрабатываются рудные тела 1 1.1 и 1.2. В первую очередь отрабатываются запасы рудного тела 1.1 расположенного в висячем боку рудного тела №1. Порядок отработки запасов в секции №2 сплошной и производится подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа 20 м. Конструктивное оформление системы разработки и технология очистной выемки представлены на рисунке 4.3
В блоке №2 раскройка запасов производится как сказано выше исходя из общей раскройки рудной залежи. Исходя из горно-геологических условий залегания рудных тел (р. т. 1 1.1 и 1.2) подготовка и отработка запасов производится с гор. -80 м в отметках -40-80 м и -60-80 м. Общая схема отработки от центра к флангам - расходящимися фронтами. Для повышения интенсивности отработки запасов в блоке оформляется секция №2. Всего в блоке три секции. Подготовка и отработка запасов в секциях независимая. Порядок отработки запасов в секциях сплошной.
Подготовка и развитие работ в секции №1 производится из секционного доставочного орта №3 пройденного в межблоковом целике №2. Отработка запасов р. т. 1 и 1.1 в секции №1 производится в отметках -40-80 м.
Отработка запасов в секции №1 производится подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа -40-80 м (р. л. 1) и высотой подэтажа - 60-80 м (р. л. 05). Запасы секции 1 отрабатываются подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа 40 м (основные запасы в секции) и с высотой подэтажа 20 м (р. л. 05).
Секция №2 в блоке отрабатывается на секционный доставочный орт №4 пройденный на подэтаже -80 м во внутриблоковом рудном целике. Отработка запасов в секции производится в отметках -40-80 м. Количество камер в секции - 4.
Отработка запасов в секции производится подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа -40 м.
В блоке №2 в лежачем боку р. т. 1 залегает маломощное р. т. 1.2. Отработка его производится в блоке в отметках -60-80 м камерами расположенными по простиранию рудного тела. Количество камер - 2.
Отработка рудного тела 1.2 производится подэтажно-камерной системой разработки с высотой подэтажа 20 м.
Секция №3 в блоке №2 расположена на северном фланге и отрабатывается на подэтажный секционный доставочный орт N25 пройденный в блоковом рудном целике №3. Отработка запасов в секции №3 производится в отметках -60-80 м камерами расположенными вкрест простирания рудного тела
Отработка запасов в секции №3 производится подэтажно-камерной системой разработки с подэтажа высотой -20 м.
1.3 Раскройка подготовка и отработка рудной залежи в подэтаже -80-100м.
Вскрытие запасов на подэтаже производится из наклонного съезда -100- 120м из которого на гор. -100м в лежачем боку залежи проходится полевой подэтажный доставочный штрек гор. -100м. Вкрест простирания рудной залежи из полевого штрека гор. -100м проходятся доставочные подэтажные секционные орты которые на западном фланге в висячем боку залежи сбиваются с вентиляционно-ходовыми восстающими которые по вертикали соединяют гор. - 120м с гор. - 40м. Свежий воздух на гор. -100 м подаётся из полевого штрека гор. - 120 м по вентиляционно-ходовым восстающим которые на гор. -100 м сбиваются с подэтажным полевым штреком. По простиранию рудная залежь разбивается на три блока в соответствии с общей схемой раскройки рудной залежи. Камеры в секциях блоков ориентированы как вкрест простирания так и по простиранию рудной залежи. Отработка блоков независимая. Отработка запасов в блоках производиться расходящимися фронтами от центра к флангам.
Блок №1 по простиранию рудной залежи разбит на две секции. Запасы секции №1 отрабатываются с гор. -120м.
Запасы секции №2 отрабатываются в отметках -80-100м. Подготовка развитие работ в секции №2 и отработка запасов производится из подэтажного секционного доставочного орта №2 пройденного в межблоковом рудном целике №2. В секции отрабатываются р.т. 1 и р.т. 12. Отработка р.т. 12 по р.л. 05ю производится совместно с р.т. 1 а по р.л. 1ю раздельно.
Рудное тело 12 в районе р.л. 1ю отрабатывается камерой расположенной по простиранию рудного тела
Блок №2 по простиранию рудной залежи делится на две секции.
В секции №1 рудное тело №1 между р.л. 1 ÷15 отрабатывается с гор. -120м камерами расположенными вкрест простирания рудного тела. Оставшиеся запасы в секции №1 отрабатываются в отметках -80-100м. Отработка этих запасов производится подэтажно-камерной системой отработки с подэтажа 20м. Камеры располагаются по простиранию рудной залежи. Конструктивное оформление системы разработки и технология очистной выемки представлены на рисунке №4.4. Секция №2 блока №2 отрабатывается с гор. -120м в отметках -80- 120м. На гор. -100 м в пределах секции проходятся подэтажные буровые выработки которые проводятся в камеры секции из секционного орта №4 гор. - 100м.
Блок №3 располагается на северном фланге рудной залежи. Запасы блока отрабатываются с гор. -120м в отметках -80-120м.
1.4 Раскройка подготовка и отработка рудной залежи в подэтаже
Рудная залежь на гор. -120м по простиранию разделена на три блока. Блоки разделены на секции. Количество секций в блоках - две. Отработка блоков производится от центра к флангам - расходящимися фронтами. Порядок отработки запасов в секциях сплошной. Порядок отработки блоков независимый.
В блоке №1 подготовка и развитие работ в секции №1 производится из секционного доставочного орта №1. Количество камер в секции №1 - 6. Камеры располагаются вкрест простирания рудного тела №1.
-длина - от 30 до 90 м;
По р.л. 15ю камеры делятся на две части на западном фланге длина камер - 35м на восточном фланге - 60м.
Запасы секции №1 отрабатываются в отметках -80-120м. Отработка запасов в секции производиться подэтажно-камерной системой разработки с подэтажа 40м сразу на всю мощность. Конструктивное оформление системы разработки и технология очистной выемки представлены на рисунке №4.1.
Секция №2 блока №1 подготавливается и отрабатывается из секционного доставочного орта №2 пройденного в межблоковом целике №2.
Отработка запасов в секции №2 производится в отметках -100-120м. роходятся из подэтажного орта №4 пройденного в межблоковом целике №3.
Буровые подэтажные выработки на гор. -100м которые проходятся в камеры секций из секционных подэтажных ортов №5 и №6.
2 Отработка межблоковых целиков
К отработке межблоковых целиков приступают после отработки запасов в секциях примыкающих к межблоковому целику. Последовательность отработки межблоковых целиков определяется схемой развития очистных работ в подэтаже. Отработка межблоковых целиков производится в нисходящем порядке с подэтажа высотой 20 м. Запасы межблоковых целиков на подэтажах отрабатываются в одном направлении с запада на восток от висячего бока к лежачему. На основных горизонтах этажей отработка блоковых целиков может вестись как в одном направлении (с запада на восток) так и в двух направлениях (на мощных участках) расходящимися фронтами от центра к флангам.
Отработку межблоковых целиков рекомендуется производить подэтажно- камерной системой разработки с закладкой выработанного пространства. Камеры располагаются по простиранию рудной залежи.
Потери и разубоживание руды
Расчет нормативных размеров потерь и разубоживания руды при доработке запасов Сафьяновского месторождения подземным способом разработан в соответствии с основными положениями и требованиями «Отраслевой инструкции по определению нормированию и учету потерь и разубоживания руды на рудниках Министерства цветной металлургии» и «Правил охраны недр».
При отработке месторождения в качестве основной системы разработки применяется система разработки с камерной выемкой и закладкой выработанного пространства твердеющими смесями.
В зависимости от конкретных горно-геологических условий на отдельных участках месторождения данная система разработки применяется в различных вариантах с изменением отдельных конструктивных элементов но сущность системы разработки с камерной выемкой и закладкой выработанного пространства не изменяется.
Технология очистной выемки при используемых системах разработки основана на буровзрывном способе отбойки руды вертикальными или наклонными веерами скважин выпуске руды на почву доставочных выработок отгрузке и транспортировке руды из камер погрузочно-доставочными машинами (ПДМ). Погашение выработанного пространства осуществляется закладкой твердеющими смесями.
Основными показателями характеризующими полноту и качество извлечения полезного ископаемого из недр являются величины потерь и разубоживания руды а так же зависимые от них коэффициенты извлечения и изменения качества.
Расчет нормативных потерь и разубоживания произведен для каждого из применяемых вариантов систем разработки по местам их образования для отдельной (средней) выемочной единицы.
Для применяемой системы разработки с закладкой выемочная единица- камера.
Определение нормативных потерь и разубоживания производится отысканием такого их уровня который применительно к конкретным геологическим технологическим организационным и экономическим условиям Сафьяновского месторождения обеспечивал бы достижение оптимального сочетания качественных и количественных показателей эксплуатации.
Экономическим критерием оценки такого оптимального сочетания является прибыль рассчитанная на единицу погашенных балансовых запасов камеры.
Прибыль определяется по формуле:
Пр = Ц - Себ руб.(7.1)
где: Ц - ценность конечной продукции извлекаемой из 1 т погашаемых запасов руды руб.();
Себ. - себестоимость добычи транспортирования и переработки 1 т руды отнесенная к единице балансовых запасов руб.();
Ц = Спр · И1 · Ки 10000 руб. (7.2)
где: Спр - приведенное содержание основного компонента в погашенных запасах; И1 - извлечение в концентрат основного компонента %;
Ки - коэффициент извлечения руды доли ед.
Спр = С1 + Ц2 · И2 · С2 Ц1 · И1 + + Цi · Иi · Сi Цi · Иi (7.3)
где: С1 - содержание основного компонента;
И1 Иi - извлечение в концентрат соответственно основного и сопутствующих компонентов %.
где: П - потери руды при выемке %.
В соответствии с отраслевой инструкцией расчет нормативов потерь и разубоживания связанных с отработкой приконтурных участков залежей и с выпуском руды рекомендуется производить с использованием коэффициента характеризующего оптимальное соотношение между (элементарными) линейными объёмами потерь и разубоживания руды на границе оконтуривания рудных залежей и при определении предела выпуска руды из выемочных единиц.
Применительно к условиям месторождения коэффициент . может быть определен исходя из величины бортового (браковочного) содержания основного компонента и приведенного содержания основного компонента в руде и вмещающих породах:
где: аб - бортовое содержание основного компонента %;
впр - приведенное содержание основного компонента во вмещающих породах %;
уп - плотность вмещающих пород тм3;
YP - плотность руды тм3
Нормативные потери и разубоживание по местам их образования при использовании систем разработки с камерной выемкой:
-потери при оконтуривании рудного тела (из-за сложности контакта рудного тела);
-потери в угловых частях камер;
-потери отбитой руды на днище камеры;
-разубоживание при оконтуривании рудного тела (из-за сложности контакта рудного тела);
-разубоживание от отслоения пород висячего бока;
-разубоживание закладкой вышележащих камер;
-разубоживание закладкой от стенок заложенных камер;
-разубоживание от включения прослоев пустых пород.
Общие нормативные потери и разубоживание руды для отдельной выемочной единицы (камеры) при применении того или иного варианта камерной системы разработки определяется суммированием всех видов нормативных потерь и разубоживания характерных для данного варианта системы разработки.
Данная программа позволяет произвести расчет нормативных показателей потерь и разубоживания руды для применяемых при отработке месторождения вариантов систем разработки в различной комбинации основных горногеологических условий размеров выемочных единиц и элементов системы разработки.
Нормативные размеры потерь и разубоживания руды по применяемым вариантам систем разработки сведены в таблице 7.1.
Таблица 7.1. Соотношение применяемых систем разработки и их основные технологические показатели.
Системы разработки с закладкой выработанного пространства
Подэтажно-камерная с расположением камер вкрест простирания рудного тела
Итого по данному варианту системы
Подэтажно-камерная с расположением камер вкрест простирания рудного тела
Подэтажно-камерная с расположением камер по простиранию рудного тела
Подэтажно-камерная с расположением камер по простиранию рудного тела
ВСЕГО (средневзвешенные значения)
Приведенные в таблице значения потерь и разубоживания руды могут быть откорректированы по результатам настоящего регламента на последующих стадиях проектирования.
1 Параметры буровзрывных работ
Взрывные работы а так же все работы связанные с их подготовкой надлежит проводить согласно составленным « Типовым транспортом БВР при проведении горных выработок» и « Типовому проекту на проведение массовых взрывов». Указанные документы должны быть подготовлены на стадии разработки рабочей документации в соответствии с требованиями « Единых правил безопасности при разработке рудных нерудных и россыпных месторождений подземным способом» (ПБ 03-553-03) « Типовой инструкции по безопасному проведение массовых взрывов в подземных выработках» (утверждено постановлением №10 Госгортехнадзора России от 14.05.93) а так же других нормативных документов регламентирующих организацию и производство взрывных работ.
БВР при проходке подготовленных и нарезных выработок ведутся в соответствии с соответствии с действующими на предприятии паспортами буровзрывных работ. При бурении применяется самоходные буровые установки оснащенные пневматическими или гидравлическими бурильными агрегатами обеспечивающими бурение шпуров диаметром 42 мм и глубиной до 35 м. при проведении выработок допускается бурение шпуров с помощью пневматических перфораторов. Параметры БВР при проходке выработок принимаются в соответствии с действующими на руднике паспортами БВР. Для повышения устойчивости окружающего выработку горного массивы этажные выработки особенно в зоне влияния очистных работ целесообразно проходить с использованием контурного взрывания.
Отбойка рудной массы при камерной системе с закладкой ведется буровзрывным способом с помощью зарядов ВВ размещаемых в скважинах диаметром 76 мм 89 мм или 105 мм.
Для бурения скважин используется самоходные буровые станки оснащенные пневматическим или гидравлическим буровым агрегатом обеспечивающим глубину бурения до 45м. Допускается применение несамоходных буровых станков оснащённых погружными пневмоударниками и обеспечивающих указанную глубину бурения. Заряжение скважин – с помощью самоходных или передвижных зарядных агрегатов обеспечивающих транспортирование гранулированных ВВ на дальность не менее 250м.
Допускается ручное заряжание скважин патронированными ВВ. Параметры БВР при очистной выемке следует принимать в соответствии с «Типовым проектом проведения массовых взрывов».
Расположение скважин: веерное и параллельное. При бурении вееров особенно на контакте “РУДА-ЗАКЛАДКА” целесообразно оставлять не разбуренным рудный массив между проектом контуром отбойки и концами скважин толщиной не менее 2м.
Заряжение шпуров – механизированное или вручную. На проходческой и очистных работах могут применяется патронированные или гранулированные ВВ предназначение для взрывания в подземных условиях и допущенные действующим «Перечнем взрываемых материалов оборудования и приборов взрывного дела допущенных к применению в РФ» . Возможность применения того или иного типа ВВ допускается использовать как неэлектрические системы инициирования такие как СИНВ “ Эдилин” или однотипные указанные в действующем “Перечне ” так и электродетонаторы короткозамедленного и замедленного действия. Допускается применения взрывания с передачей детонации посредствам детонирующего шнура и пиротехнических реле.
Максимальные размеры отбиваемого одним взрывом слоя руды определены применяемым системами разработки и составляет – по высоте 40 м по ширине 15 м.
Расчетные параметры БВР при отбойке скважинными зарядами для ВВ имеющих удельную теплоту взрыва 4300 4500 кДжкг определены согласно “ Руководству по организации и ведению взрывных работ на Сибийском подземном руднике”. И представлены в таблице 8.1
Таблица 8.1 Расчетные показатели скважинной отбойки
Объем руды на один веер м3
Камерная система с закладкой
Удельный расход ВВ кг м3
Масса заряда в веере кг
Окончательная корректировка параметров БВР должна быть произведена на стадии составления местной нормативно-механической документации по БВР и после проведения серии опытных взрывов
Вторичное дробление следует проводить взрывным способом – накладными или шпуровыми зарядами.
2 Оценка сейсмического воздействия взрывных работ на горные выработки
Мощность вызванных сейсмическим действием взрыва отслоений со стенок рудных и искусственных целиков определяется размером зоны дробления радиус которой в общем виде устанавливается формулой :
где QЭ - масса одновременно взрываемого сосредоточенного эквивалентного заряда ВВ кг; Ср и Cs - скорости распространения соответственно продольных и поперечных волн мсек.
Переход от массы сосредоточенного заряда к массе веерного заряда с учетом его пространственной рассредоточенности осуществляется по следующей формуле :
где - коэффициент учитывающий рассредоточение заряда в веере; Q - суммарная масса скважинных зарядов в веере кг.
Коэффициент рассредоточения зарядов для бокового действия взрыва относительно объекта определяется следующим образом:
где Н и В - соответственно высота и ширина отбиваемого слоя руды м. Таким образом радиусы зон дробления при боковом действии взрыва определяется уравнением:
Для руд месторождения коэффициент Пуассона (v) принят по аналогии равным 020 024 а скорость распространения продольных волн в их образцах 4800 5000 мсек. Руды характеризуются как крупноблочные имеющие удельную трещиноватость 1 15 м-1. Для указанной категории акустический показатель трещиноватости (отношение квадратов скоростей распространения продольных волн в массиве и образце – Nпр Nпр ) составляет 025 04.
Следовательно скорость распространения продольных волн в рудном массиве составит 2400 3100 мсек.
Скорости распространения поперечной (Cs) и продольной (Ср) волн между собой связаны зависимостью:
Рассчитанная по (9.6) скорость распространения поперечной волны в рудном массиве составляет 1500 2000 мсек
Статический (Ест) и динамический (Един) модуль упругости (ГПа) закладки определены по формулам 40:
Eст = 005 сж и Eдин = 08 + 025сж (8.6)
где сж - предел прочности закладки на одноосное сжатие МПа.
Для закладки со средним пределом прочности 3 МПа модуль упругости составляет: статический - 015 ГПа динамический - 16 ГПа. Коэффициент Пуассона закладки принят в расчет равным 04.
Скорости распространения продольной (Ср) и поперечной (Cs) волн в зависимости от упругих характеристик среды:
При плотности закладки 2 тм3 скорости распространения продольной и поперечной волн в закладочном массиве составят соответственно 1300 мсек и 630 мсек.
Приведенные выше характеристики массива использованы при решении относительно уравнения (8.5) в результате чего получены расчетные радиусы (м) зон дробления представленные в таблице 8.3.
Таблица 8.3. Расчетный радиус зон дробления при боковом
Расчетный радиус зоны дробления при одновременном взрывании.
одного веера двух вееров трех вееров пяти вееров
Примечания: значения приведены для скважин диаметром 76 89 105 мм.
Результаты расчета показывают что в рудном массиве при одновременном взрывании не более двух вееров скважин диаметром 76 105 мм зона дробления составляет 25 3 м. При увеличении одновременно взрываемых вееров размер зоны дробления возрастает до 4 м. Рудный массив в пределах зоны дробления если не обрушится в выработанное пространство в момент взрыва будет находиться внеустойчивом состоянии.
При последующем сейсмическом воздействии он потеряет устойчивость что приведет к увеличению пролета камер.
Поэтому для предотвращения разрушения стенок камеры целесообразно:
При бурении скважин не добуривать 2 м до границы отбиваемого слоя руды. При перебуре скважины в ее донной части обязательна забойка песчано-глинистой смесью на глубину перебура;
Отбойку руды в камерах целесообразно вести группами зарядов не более одного веера с интервалом замедления не менее 30 мсек.
1 Виды закладки требования к закладочному массиву.
Производство закладочных работ является неотъемлемой технологической операцией в общем процессе добычи руды системами разработки с закладкой выработанного пространства.
Возведение закладочного массива призвано обеспечить безопасную и эффективную эксплуатацию месторождения с наибольшей полнотой извлечения запасов из недр предотвращать самопроизвольное обрушение налегающих толщ и земной поверхности дать возможность отрабатывать месторождения несколькими этажами (ярусами) с ведением очистной выемки в одной вертикальной плоскости.
Для отработки Сафьяновского месторождения в качестве основной предусматривается подэтажно-камерная система разработки с закладкой. Погашение выработанного пространства производится путем его полной закладки твердеющими смесями.
Основными требованиями к закладочному массиву как средству управления горным давлением являются сохранение устойчивости при его обнажении и обеспечение поддержания элементов систем разработки в устойчивом состоянии.
В зависимости от принятой системы разработки к прочности и устойчивости закладочного массива предъявляются различные требования. Устойчивость закладочного массива обусловлена нагрузкой в зоне обнажения его физикомеханическими свойствами и структурными характеристиками. Устойчивость закладки в обнажениях определяется ее механической прочностью способностью противостоять воздействию статических (собственный вес пригрузка вмещающих пород) и динамических (воздействие взрывов самоходного оборудования) нагрузок сцеплением и углом внутреннего трения. Закладочный массив в очистном пространстве является опорой толщи налегающих пород а также должен выдерживать собственный вес. В зависимости от технологии ведения горных работ выбранных параметров камер размеры зоны пород передающих свою нагрузку на закладку могут изменяться в широких пределах.
К техническим требованиям предъявляемым к закладочному массиву относятся прочностные и деформационные характеристики (в том числе компрессионные) структура закладочного массива динамика набора прочности. Прочность закладочного массива и динамика набора прочности являются основными характеристиками.
На разных стадиях проектирования и ведения очистных и закладочных работ различают нормативную кубиковую и фактическую прочность закладки.
Наиболее распространеннымпоказателем является нормативная прочность закладочного массива под которой понимают установленную проектом минимально допустимую прочность на одноосное сжатие искусственного массива которую он должен иметь к определенному сроку связанному с технологией ведения горных работ когда возможно безопасное обнажение массива или его элемента горной выработкой заданных параметров. Нормативную прочность определяют расчетным способом и указывают в проектах на отработку камеры с учетом конкретных горнотехнических условий.
Кубиковая прочность закладки - это предел прочности на сжатие определяемый при раздавливании образцов-кубиков соответствующего возраста (в контрольные сроки твердения 28 90 суток) изготовленных в лаборатории закладочного комплекса.
Фактическая прочность закладки - это реальная прочность закладки в массиве в каждый конкретный момент времени. Она определяется до разработки проекта на производство работ на контакте с закладочным массивом и на основании фактической прочности выбираются проектные параметры очистных камер.
Фактическая прочность может быть определена путем испытания образцов кубиков на поверхности; непосредственного испытания закладочного массива или отобранных из него образцов (керна штуфов). Фактическая прочность закладки с достаточной точностью может быть установлена на основании испытаний образцов-кубиков с учетом переводного коэффициента из выражения:
где: ф-фактическая прочность закладки в массиве МПа;
куб - кубиковая прочность закладки МПа;
К - коэффициент перевода из кубиковой прочности в фактическую.
Учитывая что условия твердения закладки в массиве в результате компрессионного сжатия отличаются от твердения образцов необходимо установить переходный коэффициент от кубиковой прочности к прочности массива. Величина коэффициента перевода зависит от состава смеси от условий твердения закладки в массиве и в образцах-кубиках технологического уровня ведения закладочных работ и устанавливается научно-исследовательской организацией с учетом указанных факторов по мере накопления статистических данных испытаний образцов-кернов и образцов-кубиков. Для условий Сафьяновского рудника на период освоения закладочных работ коэффициент перевода принимаем К= 10.
Фактическая прочность закладочного массива должна соответствовать нормативной. Снижение фактической прочности закладочного массива ниже нормативной прочности недопустимо из условий безопасности ведения горных работ.
Главные структурные элементы пространственной системы которую образуют закладочный массив с рудным массивом и вмещающими породами путем определенного взаимодействия между собой во времени имеют различные свойства. В процессе ведения горных работ закладочный массив может являться конструктивным элементом (кровлей стенкой выработки) в подготовительно - нарезных и очистных выработках. В связи с этим требования к прочности закладки различны. Это необходимо учитывать при определении нормативной прочности закладки.
Нормативная прочность искусственного массива определяется расчетным методом по условиям деформирования применительно к конкретным технологическим схемам и горнотехническим условиям отработки месторождения.
Расчет нормативной прочности закладки базируется на закономерностях изменения напряженного состояния рудного (породного) и искусственного массивов в зоне ведения очистных работ характера их взаимодействия и сводится к расчету нагрузок на закладочный массив определению напряжений в нем и в результате установлению нормативной прочности закладки исходя из требуемой степени надежности характера напряженного состояния и влияния факторов связанных с технологией ведения горных работ.
Расчет нормативной прочности закладочного массива в обнажениях производится по методикам рекомендованным научно - исследовательскими организациями и проверяется опытно-промышленными испытаниями.
В зависимости от условий ведения горных работ и целей которые планируется достичь путем закладки выработок на Сафьяновском руднике может применяться твердеющая закладка различной прочности. Требуемая прочность в каждом конкретном случае определяется проектом на закладку камеры.
При камерных системах разработки нормативная прочность закладочных массивов зависит от высоты вертикальных обнажений в камерах принятой очередности отработки камер и этажей (подэтажей) необходимости и порядка отработки руды в днище камер формы кровли камер
При необходимости отработки руды в днищах камер или на нижележащих подэтажах в нижней части закладываемых камер создается несущий слой из монолитной (не слоистой) закладки повышенной прочности служащий в последующем кровлей для нижерасположенного очистного пространства. Прочность закладки несущего слоя а также высота этого слоя зависят от ширины нижележащих камер формы их кровли конструкции днища закладываемых камер а также структуры закладочного массива в пределах несущего слоя. Параметры несущего слоя при этом должны отвечать следующим требованиям.
Если закладываемые камеры имеют плоское днище и при этом обеспечена полная зачистка отбитой руды несущий слой формируется прямо на почве отработанной камеры.
Если при плоском днище камеры в ней оставлены гребни отбитой руды несущий слой формируется начиная с отметки гребней отбитой руды.
В том случае если массив закладки в пределах несущего слоя является монолитным толщина несущего слоя закладки принимается равной не менее 07L где L - пролет (ширина) нижележащих камер.
В том случае если массив закладки в пределах несущего слоя является слоистым толщина несущего слоя закладки принимается равной пролету нижележащих камер.
Для условий месторождения "Сафьяновское" во всех камерах независимо от порядка их отработки нормативную прочность твердеющей монолитной закладки для несущего слоя искусственных потолочин на период их обнажения следует принимать не менее 5 МПа. Толщина несущего слоя должна составлять не менее 7м и формироваться выше уровня гребней днища (при оставлении гребней отбитой руды) при пролетах горизонтальных обнажений закладочных массивов равных 10м.
Закладку выработанного пространства для формирования монолитного несущего слоя искусственной потолочины рекомендуется производить таким образом чтобы перерывы в работе закладочного комплекса не превышали 30 минут что не позволит закладке в предыдущей порции схватиться до начала подачи следующей порции.
Выше несущего слоя нормативную прочность закладки рекомендуется принимать равной 1 - 3 МПа на всю оставшуюся высоту камеры.
При формировании несущего слоя выше гребней отбитой руды пространство камеры между ее низом и несущим слоем представляет собой преднесущий слой. При подсечении его камерой снизу оставленная отбитая руда неизбежно обрушится и повлечет обрушение закладки в пределах преднесущего слоя. Поэтому нет необходимости заполнять преднесущий слой закладкой высокой прочности.
В том случае если при отработке соседних и нижележащих запасов руды не планируется проходка выработок по закладке преднесущего слоя он заполняется закладкой с прочностью 15 МПа. При планировании проходки выработок по закладке преднесущего слоя ее прочность назначается с учетом ожидаемой ширины выработок и слоистости закладочного массива.
С целью уменьшения требуемой прочностизакладкинесущего слоя
целесообразно формирование сводчатой формы кровли нижележащих камер. Для этого нижележащие камеры рекомендуется располагать со смещением на 12 ширины по отношению к вышележащим. При отбойке целика над транспортным штреком (ортом) образуется сводчатая форма. В этом случае преднесущий слой следует заполнять закладкой той же прочности что и несущий.
Для отработки камер смежных с заложенной нормативная прочность закладки назначается исходя из обеспечения устойчивых вертикальных обнажений. При этом выработанное пространство может быть заполнено однородной по прочности или разнопрочной закладкой.
При заполнении выработанного пространства однородной по прочности закладкой ее нормативная прочность назначается в зависимости от вертикальной высоты обнажения.
При заполнении выработанного пространства разнопрочной закладкой прочность каждого участка закладочного массива назначается в соответствии с действующими на него нагрузками. При этом величина нормативной прочности в пределах камеры увеличивается в направлении сверху вниз ступенчато.
В качестве высоты вертикального обнажения принимается высота камеры выше несущего слоя закладки. Если ниже камеры руда отсутствует в качестве высоты вертикального обнажения принимается вся высота камеры.
Допускается вскрывать подготовительными нарезными и очистными выработками участки закладочного массива камер достигшие требуемой нормативной прочности хотя остальные (не вскрываемые) участки закладочного массива этой прочности не достигли или ведется закладка этих участков.
При отработке камер под закладочным массивом допускается обнажение закладочного массива в кровле в том случае когда несущий слой закладки достиг нормативной прочности (5МПа) по всей своей высоте при этом вышележащий массив закладки может не иметь требуемой нормативной прочности или же заканчивается закладка верхней части камеры.
Вскрытие закладочного массива выработками высотой до 5 м при нарезке смежных камер допускается при прочности закладочного массива не менее 05 МПа.
Указанные выше требования к закладочному массиву рекомендуется уточнять для условий отработки отдельных камер участков и рудных тел с учетом конкретной геомеханической и горнотехнической ситуации. Эти уточнения должны даваться научно-исследовательскими организациями на основании выполненных исследований.
2. Сырьевая база материалов для закладочных работ
Для приготовления твердеющей закладки необходимы следующие компоненты: вяжущее заполнитель и вода.
Одним из основных требований предъявляемых к заполнителям является их низкая стоимость доступность в данном районе и запасы обеспечивающие потребность предприятия в течение всего периода разработки месторождения. К таким материалам относятся известняк Хвощевского карьера скальные породы вскрыши Сафьяновского карьера и породы от проходки подземных горных выработок.
При использовании самотечного и самотечно-пневматического транспортирования закладки особые требования предъявляются к крупности и форме частиц материала. Крупность закладочного материала является важнейшим признаком от которого зависит технология закладочных работ и качество искусственного массива. Крупность материала играет большую роль в выборе схемы и оборудования закладочного комплекса.
С точки зрения размалываемости предпочтительнее в качестве заполнителя использовать известняк так как он размалывается достаточно легко а в связи с этим требует меньших энергозатрат.
Свойства известняков Хвощевского карьера определенные в процессе исследований характеризуются следующими показателями:
-плотность - 272 тм3;
-объемная насыпная масса - 158 тм3;
-водоудерживающая способность - 017.
Запасы известняков Хвощевского карьера расположенного в 6 км от рудника могут удовлетворить долгосрочную потребность в заполнителе. Однако высокая стоимость известняков (80 руб.т) приведет к удорожанию закладочной смеси и как следствие к повышению себестоимости добычи руды. Перспективным в таком случае является использование в качестве заполнителя некондиционного отсева известняка.
Целесообразность использования известняка в качестве заполнителя будет определяться экономической оценкой и перспективой развития Хвощевского карьера.
Анализ местной сырьевой базы показал что с точки зрения покрытия потребности в заполнителе возможно применение дробленых скальных пород вскрыши Сафьяновского карьера расположенного в 2 км от рудника. В настоящее время заскладировано 1 млн. м3 скальных пород (в том числе пригодных для производства щебня) и 9 млн. м3 будет вынуто по проекту вскрыши.
Использование в качестве заполнителя скальных пород вскрыши Сафьяновского карьера гарантирует долгосрочную обеспеченность объемов закладки запасами необходимых местных материалов при незначительных транспортных расходах.
Скальные породы вскрыши Сафьяновского месторождения имеют следующие свойства:
-плотность - 274 тм3;
-водоудерживающая способность - 015.
Качество заполнителя характеризуется гранулометрическим составом содержанием тонких частиц наличием органических примесей удельной поверхностью и модулем поверхности зерен от которых зависит расход вяжущего для обеспечения требуемой нормативной прочности массива закладки и транспортабельности смеси.
Опыт работы с закладочными смесями показал что для получения качественной смеси (связной нерасслаиваемой) в заполнителе должно содержаться не менее 28 - 30% тонкодисперсной фракции (- 0074 мм).
Анализ гранулометрического состава дробленых скальных пород вскрыши и известняка показывает значительное содержание крупных фракций и незначительное содержание тонкодисперсных фракций (фракции - 0074 - менее 10%). Следовательно известняки и скальные породы вскрыши не могут быть использованы в качестве заполнителя только в дробленом виде так как не смогут обеспечить получение качественной закладочной смеси. Они требуют обогащения тонкими фракциями что в конечном итоге позволит получить связные закладочные смеси и обеспечит их безаварийную транспортировку в самотечном или самотечно-пневматическом режиме и хорошее растекание в камерах. Увеличение количества дисперсных частиц в заполнителе можно достичь путем его измельчения в мельнице или вводом тонкодисперсных добавок.
Дополнительно к отвальным породам вскрыши в качестве заполнителя могут быть использованы породы от проходки горных выработок. При этом они в процессе приготовления закладочных смесей проходят ту же технологическую цепочку что и скальные породы вскрыши.
В мировой и отечественной практике закладочных работ при производстве твердеющих смесей на рудниках в качестве вяжущего применяются различные виды цементов как в чистом виде так и в виде активизирующих добавок к материалам обладающим слабыми вяжущими свойствами; шлаки доменной плавки (гранулированные отвальные) шлаки цветной металлургии золы ТЭЦ.
Для условий Сафьяновского рудника в качестве компонента сложного вяжущего можно использовать никелевые шлаки Режского никелевого завода расположенного в непосредственной близости от Сафьяновского рудника.
Основными критериями оценки вяжущих свойств шлаков являются модули основности (М0) и активности (Ма) которые зависят от их химического состава.
Химический состав усредненных проб режского никелевого гранулированного шлака (по данным завода) представлен в таблице 10.1.
Как видно из этой таблицы режские шлаки имеют относительно стабильный химический состав по содержанию основных компонентов относятся к кислым шлакам (М0 =067÷083) с высоким содержанием железа и имеют низкий модуль активности (Ма =015÷017) а значит и невысокую гидравлическую активность.
Таблица 9.1 - Химический состав режских никелевых шлаков
Содержание окислов %
Водоудерживающая способность никелевого шлака помолотого до 40 - 50% фракции минус 0074 мм составляет 025 (в долях единицы).
Для пробуждения активности никелевого шлака необходимы активизирующие добавки (портландцемент известь гипс или их смеси). Активность шлаков обычно возрастает при увеличении добавок до определенного предела выше которого их активность уже не повышается. Смешанное цементношлаковое вяжущее позволяет существенно сократить расход цемента и снизить стоимость закладки. Активность вяжущего и полнота его использования зависит от тонкости измельчения которая обеспечивается применением шаровых мельниц.
Для условий Сафьяновского подземного рудника в процессе приготовления закладочной смеси предполагается совместное измельчение никелевого шлака и заполнителя. Мельница позволит получить необходимое количество тонкодисперсных фракций обеспечивающих создание качественных закладочных смесей. Так как активность режского никелевого шлака значительно ниже чем гранулированных доменных шлаков то его расход в составах закладки должен быть больше при той же тонкости измельчения (40-50 % фракции -0074 мм) следовательно и количество тонкодисперсных частиц в составе закладочной смеси будет больше.
3 Составы закладочных смесей
Для упрочненной закладки выработанного пространства применяются смеси материалов твердеющих во времени благодаря происходящим в них физико-химическим процессам. Оптимальным составом закладочной смеси следует считать такой который обеспечивает технические требования предъявляемые к транспорту ее по трубам и растекаемости в выработанном пространстве а также наименьшую стоимость единицы объема затвердевшего материала с требуемыми прочностными и деформационными свойствами.
Подбор составов осуществлялся расчетно-экспериментальным методом: исходный состав сначала рассчитывался в соответствии со свойствами компонентов смеси а затем корректировался и уточнялся экспериментально.
В основу метода подбора положены следующие условия:
-водосодержание закладочной смеси не должно превышать суммарного значения водоудерживающей способности составляющих смесь компонентов;
-общее количество тонкодисперсных фракций (0 - 014 мм) в составе закладочной смеси должно.быть не менее 400 кгм3 а общее ее количество лимитируется в основном требованиями прочности.
Основными критериями оценки качества закладочной смеси являются следующие:
-предел прочности при одноосном сжатии;
-связность и однородность необходимые для транспортирования смеси по трубам в самотечном режиме;
подвижность и угол растекания обеспечивающие минимальные сопротивления при транспортировании и полноту заполнения выработанного пространства.
Связность и однородность смесиоценивается по показателю водоотделения (который должен быть не более 5-7% от объема смеси) и обеспечивается определенным соотношением фракций заполнителя и объема воды. Подвижность смеси должна обеспечивать угол ее растекания не более 5°.
Вода для приготовления закладочных смесей должна соответствовать следующим требованиям:
-водородный показатель - не менее 4
-содержание растворимых солей - не более 5000 мгл
-содержание ионов S04 - не более 2700 мгл.
-не допускается содержание пленки нефтепродуктов жиров и масел.
Наиболее простой технологией приготовления закладочных смесей считается технология с использованием в качестве вяжущего цемента.
Анализ полученных результатов испытаний образцов на прочность на цементном вяжущем с заполнителем из скальной породы и известняка показал что процесс твердения составов закончился практически уже к 28 суткам. К 90 суткам прочность образцов составила с заполнителем из скальной породы - 13 МПа из известняка - 24 МПа при расходе цемента - 200кг на м3 закладки. Следовательно применение составов закладочной смеси с использованием в качестве вяжущего цемента нецелесообразно по показателю его высокого расхода.
Для приготовления закладочных смесей предлагается использовать в качестве вяжущего Режский никелевый шлак активизированный цементом а в качестве заполнителей скальные породы вскрыши Сафьяновского карьера и известняк Хвощевского карьера.
В лабораторных условиях проводился подбор составов закладочных смесей на сложном вяжущем в которых использовались те же заполнители что и в составах на цементном вяжущем а в качестве активизатора никелевого шлака тот же цемент.
На основе выполненных лабораторных исследований для промышленного применения на стадии освоения закладочных работ рекомендуются составы закладочных смесей приведенные в таблице 19.2
Таблица 10.2. – Составы закладочных смесей рекомендованных в проекте.
Нормативная прочность закладки в возрасте 90 сут. МПа
Расход компонентов кгм3
Соотношение шлак: известняк = 40 + 60: 60 + 40 %
Соотношение шлак: Скальная порода = : 60 + 40
Примечание: Первые цифры интервалов соответствуют составам закладочных смесей с соотношением шлак: известняк = 40 : 60 %.
4 Изоляция выработанного пространства
Выработанное пространство в процессе закладки должно быть надежно изолировано. Изоляция выработанного пространства осуществляется путем установки изолирующих перемычек во всех сбитых с ним выработках. Изолирующая перемычка должна выдерживать давление закладочной смеси в процессе ее укладки в выработанное пространство и обеспечивать дренаж избыточной воды из закладки. Тип и конструкция изолирующей перемычки место ее установки определяются проектом закладки камеры. Допустимо применение следующих типов изолирующих перемычек.
-Бетонная перемычка (рисунок 9.1).
Выполняется из монолитного бетона (железобетона). Для обеспечения сцепления перемычки со стенками выработки рекомендуется делать небольшой вруб или по контуру перемычки в короткие шпуры устанавливать анкеры или приурочивать место установки перемычки к неровностям стенок выработок. Для дренажа воды в перемычке устанавливаются дренажные трубки обеспечивающие дренаж воды и препятствующие выносу компонентов закладки (например перфорированная труба обмотанная фильтротканью).
-Деревянная перемычка (рисунок 9.2).
Выполняется из деревянных стоек с затяжкой из досок. Деревянные стойки могут быть усилены подкосами.
-Деревянная перемычка с затяжкой сеткой (рисунок 9.3).
Несущая конструкция представляет собой деревянные стойки (с подкосами или без). По стойкам натягивается проволочная сетка с фильтротканью. На стенки выработки делается напуск сетки в 1-15 м.
-Породная перемычка (рисунок 9.4).
В месте установки перемычки в выработке устраивается навал породы длиной 5-15 м (в зависимости от высоты навала). Этот навал представляет собой нижнюю часть изолирующей перемычки. Он удерживает закладочную смесь в выработанном пространстве обеспечивая эффективный дренаж избыточной воды. На навале возводится верхняя часть перемычки которая может представлять один из перечисленных выше типов перемычки. Низ верхней части перемычки заглубляется в навал на 05-1 м.
Бетонная перемычка с дренажными трубами
-Бетонная перемычка; 2 – перфорированная дренажная труба.
Деревянная перемычка
-стойки; 2 – подкосы; 3 – доски обшивки; 4 – мешковина или фильтроткань
Деревянная перемычка с затяжной сеткой
вид сбоку вид сверху
-подкосы; 2 – прогоны; 3- стойки; 4- проволочная сетка; 5- техническая ткань
-навал крупнокусковой породы; 2 – бетонная или деревянная перемычка
Конкретная конструкция перемычки (толщина бетона расстояния между стойками и т.д.) зависит от площади перекрываемого сечения и давления оказываемого на перемычку закладочной смесью. Давление закладочной смеси на перемычку можно регулировать толщиной слоя закладки укладываемой в камеру за один прием.
5 Трубопроводный транспорт закладочных смесей
Транспорт закладочной смеси с поверхности планируется осуществлять по закладочным трубопроводам проложенным по скважинам до закладочного горизонта расположенного на глубине 170 м.
По условиям прокладки монтажа и обслуживания различают магистральный и участковый трубопроводы. Магистральный трубопровод проложен стационарно с поверхности до закладочного горизонта и далее по закладочному горизонту к месту ведения закладочных работ.
От магистрального трубопровода проложены участковые по которым производится подача смеси в конкретные блоки камеры. Они монтируются по мере подготовки камер к закладке и демонтируются после окончания закладки.
Магистральные трубопроводы оборудуются приборами контроля давления устройствами аварийного выпуска закладочной смеси пневмоврезками с обратным клапаном. Трасса закладочного трубопровода оборудуется телефонами.
Максимальная длина.транспортирования закладочной смеси по горизонту составит - 800м.
Для прокладки трубопроводов можно использовать стальные и полиэтиленовые трубы. Магистральный трубопровод выполняется преимущественно из стальных труб участковые - как из стальных так и полиэтиленовых труб. Целесообразно применять трубы по ГОСТ 8732-78 изготовленные из стали 10 или стали 20.
Количество вертикальных трубопроводов для спуска закладки в шахту должно быть не менее двух (рабочий и резервный).
Производительность закладочного комплекса - 170 тыс. м3 закладочной смеси в год что соответствует производительности закладочного комплекса и соответственно производительности трубопроводного транспорта:
Режим работы закладочного комплекса: - 301 рабочий день в году; в сутки 2 смены по 7 часов.
Внутренний диаметр трубопровода:
Q - производительность по смеси м3с;
v - скорость движения смеси (12 15мс);
Для расчета транспортного трубопровода произведем оценку возможности транспортирования закладочной смеси в режиме самотека для рассматриваемой производительности закладочного комплекса - 40 м3ч и внутренних диаметров трубопровода 100-110 мм .
Давление (Р) необходимое для транспортирования смеси в режиме самотека можно вычислить из уравнения:
P = Δp ( Lmax + H165 + Lпов) (9.4)
где Δp - удельные сопротивления трубопровода МПам;
Н - высота заполнения вертикального става м;
Lпов - суммарное сопротивление на поворотах выраженное через длину горизонтального участка.
Определяющими факторами в оценке возможности транспортирования смеси в режиме самотека являются удельные сопротивления трубопровода и рабочая скорость движения смеси.
Для оценки удельных сопротивлений трубопровода производим их расчет по формуле:
где - структурная вязкость Па с;
v - средняя скорость движения смеси мс;
DBH- внутренний диаметр трубопровода м;
- предельное напряжение сдвига Па.
В связи с тем что отсутствуют реальные характеристики проектируемых смесей за основу примем характеристики смесей применяемых на Учалинском ГОКе установленные ранее проведенными исследованиями ( = 078-137 Па с; = 25-33 Па).
Движение смеси по трубам в режиме самотека возможно при условии когда рабочая скорость (Vраб.) движения смеси больше критической (VKp.) при которой происходит осаждение зерен твердого материала из пульпы .
Рабочая скорость движения смеси рассчитывается по формуле:
Где Q – производительность закладочного комплекса м3ч;
Dвн – внутренний диаметр трубопровода м;
Критическая скорость движения смеси рассчитывается по формуле:
где с - коэффициент учитывающий дисперсность и неоднородность смесей (изменяется в пределах 07-15) для расчета принимаем 11;
а - коэффициент определяемый по формуле:
где γтв γn - плотность твердого и пульпы (несущей среды);
q - ускорение свободного падения мс2;
α =04÷06 для материалов используемых для приготовления закладочных смесей на Учалинском ГОКе.
С уменьшением плотности пульпы коэффициент «α » возрастает что ведет к увеличению расчетной критической скорости. При избыточном количестве воды(выше водоудерживающей способности компонентов смеси) плотность несущей среды снижается.
Результат расчета рабочей скорости для диапазона критических скоростей и для принятых значений внутреннего диаметра и производительности закладочного комплекса приведен в таблице 10.3.
Как видно из таблицы 10.3 для соблюдения условия (Vpaб.) > (VKp.) можно использовать трубопровод с внутренним диаметром 100 мм и 110мм.
Результат расчета удельных сопротивлений для рабочих скоростей при заданной производительности закладочного комплекса приведен в таблице 9.3.
Таблица 9.3 - Рабочая скорость движения смеси по трубопроводу
Производительность закладочного комплекса м3ч
Условный внутренний диаметр мм Критическая скорость мс
Таблица 9.4 -Удельноесопротивлениетрубопроводапри
транспортировании закладочных смесей
Рабочая скорость движения смеси мс Удельное сопротивление трубопровода МПам
Внутренний диаметр трубы (DeH) мм
Анализ полученных расчетов показывает что при транспортировании смеси по трубопроводу с условным внутренним диаметром 100 мм возрастают удельные сопротивления что может снизить максимально возможную длину транспортирования в режиме самотека.
Для проектирования принимаем для горизонтального участка магистрального трубопровода бесшовные горячедеформированные трубы из стали марки 10 с наружным диаметром 127 мм и толщиной стенки 8 мм.
Произведем расчет давления необходимого для транспортирования смеси на расстояние 800 м.в режиме самотека по закладочному горизонту. Для расчета принимаем средние значения удельных сопротивлений 00025 ÷00044 МПам количество поворотов - 4 величина удельного сопротивления эквивалентная повороту трубопровода на 90° -10 метров горизонтального участка.
Р = (00025 ÷ 00044)(800 + 113165 +4 10) = 227 ÷400 МПа
Под вертикальным ставом давлений в 4 МПа достичь невозможно поэтому необходимо применять самотечно-пневматический режим транспортирования смеси.
Для определения диаметра вертикального трубопровода произведен расчет пропускной способности его входного сечения для производительности 40 м3ч в зависимости от высоты заполнения приемной воронки по формуле:
где - коэффициент расхода учитывающий не только вязкость закладочной смеси но и сжатие струи на входе (на основании экспериментов = 057);
f- площадь сечения входного отверстия вертикального става м2;
Н - высота смеси над отверстием м (принимаем 01; 015; 02;м). Результаты расчета представлены в таблице 9.5.
Таблица 9.5 - Пропускная способность трубопровода
Высота заполнения приемной воронки м
Производительность трубопровода м3ч при внутреннем диаметре мм
Из таблицы видно что производительность 40 м3ч обеспечивается трубопроводом с внутренним диаметром 125÷145 мм при высоте заполнения воронки на 015÷01 м соответственно.
Таким образом вертикального става рекомендуется установка труб диаметром 159 мм с толщиной стенки 8 -10 мм
9 х 10 ГОСТ 8732-78 .
6 Контроль за ведением закладочных работ
В подземных условиях надзор закладочного участка ежесменно осуществляет контроль за:
-качеством возведения изолирующих перемычек и их состоянием в период заполнения камеры закладкой на уровне перемычек;
-состоянием рабочих пневмоврезок на трубопроводе;
-давлением в закладочном трубопроводе под вертикальным ставом;
-состоянием закладочных трубопроводов.
Приборы для осуществления контроля должны пройти соответствующую поверку и аттестацию.
Подземные рабочие закладочного участка осуществляют:
-обслуживание закладочного трубопровода в процессе транспортирования контроль процесса транспортирования смеси;
-поддержание трубопровода в исправном состоянии;
-ликвидацию возможных закупорок трубопровода.
Контроль процесса транспортирования производит специально выделенный рабочий. В начале смены он осматривает состояние закладочного трубопровода надежность его крепления.
В процессе транспорта закладки дежурный обходит трассу трубопровода и следит за его целостностью и надежностью крепления.
После окончания подачи закладки дежурный контролирует очистку трубопровода которая осуществляется его промывкой с поверхности или продувкой сжатым воздухом. Прохождение порции воды или сжатого воздуха свидетельствует о том что трубопровод в достаточной степени очищен.
Законченная перемычка принимается по акту руководством закладочного участка. Акт хранится на закладочном участке до полного затвердевания твердеющей смеси или полного обезвоживания уложенной за перемычку гидравлической смеси.
-оценка качества установки перемычки;
-тип и конструкция перемычки;
-эскиз перемычки фактические размеры;
-характеристика и качество строительного материала;
-глубина врубов лунок для стоек и укосин.
Качество изолирующих перемычек контролируется персоналом технического надзора.
Перед началом закладки дежурный должен проверить состояние закладочной перемычки крепление трубопровода наличие телефонной связи с оператором закладочной установки. Затем сообщает о готовности к приему закладочной смеси.
Закладка осуществляется по письменному наряду при этом для контроля за процессом заполнения выработанного пространства назначается специальный дежурный.
Закладка выработанного пространства заключается в поступлении за перемычку твердеющей смеси и ее растекании в выработанном пространстве. В процессе закладки камеры дежурный:
-контролирует уровень закладки за перемычкой;
-контролирует состояние закладочной перемычки в процессе закладки;
-контролирует надежность раскрепления конечного участка трубопровода.
При контроле закладочной перемычки обращается внимание на сохранение жесткости и прочности ее элементов. Поскрипывание прогиб отдельных элементов ослабление раскрепления укосинами свидетельствуют о том что нагрузка на перемычку становится критической. В этом случае дежурный отходит в безопасное место и дает сигнал на прекращение подачи закладки. Возобновление подачи закладки производится через 1-3 смены когда ранее уложенная смесь схватится и потеряет подвижность.
Конечный участок трубопровода испытывает значительные переменные нагрузки от воздействия реактивной силы возникающей при выбросе из него смеси в выработанное пространство. Если будет нарушена жесткость крепления и трубопровод будет испытывать значительные вибрации подача закладки должна быть остановлена и возобновлена после дополнительного раскрепления трубопровода.
Для удобства наблюдения закладочная перемычка и выработка перед ней должны быть хорошо освещены.
При нарушении крепления трубопровода угрозе целостности перемычки заполнении выработанного пространства на заданный уровень или полностью скоплении избыточной воды за перемычкой дежурный дает сигнал оператору закладочной установки о прекращении приготовления и подачи смеси.
1. Краткое описание схемы вентиляции
В соответствии с выбранной схемой вскрытия месторождения -проветривание шахты будет осуществляться по фланговая схеме способ проветривания нагнетательный.
Подогретый в калориферной свежий воздух поступает в шахту по стволу Вентиляционный и распределяется по выработкам. Загрязненный воздух выдается на поверхность по штольне закладочного горизонта.
2. Определение потребного количества воздуха
Исходные данные для расчета вентиляции.
Годовая производительность шахты – 500 тыс.т;
Месячная добыча – 417 тыс.т;
Сменная добыча – 550 т
Число рабочих дней в году – 303;
Количество рабочих смен в сутки – 3.
Производительность погрузочно-доставочной машины Sandv
Производительность бурового станка S
Взрывание зарядов по дроблению негабаритов в течение смены;
Взрывание в подготовительно-нарезных и горно-капитальных забоях должны приурачиваться к между сменным перерывам. Определение общешахтного количества воздуха выполнено по принципу от частного к общему т.е. суммирование отдельных количеств воздуха потребных для обособленного проветривания всех одновременно действующих выработок (очистных буровых нарезных подготовительных и технологических камер) с учетом неравномерности распределения воздуха утечек и определяется из выражения:
Q=[ No×qo+Nбур×qбур+Nнар×qнар+Nпод×qпод+NГКР×qГКР+qп+qкам]×k1×k2 м3с
где: N – количество выработок находящихся в работе;
q – расход воздуха для проветривания одной выработки (соответственно очистной буровой нарезной подготовительной поддерживаемых и технологических камер проветриваемых обособленными струями воздуха);
k1- коэффициент учитывающий неравномерность распределения воздуха при одновременной работе на двух горизонтах принимается 11;
k2- коэффициент учитывающий утечки через выработанное пространство и вентиляционные сооружения в пределах выемочного единицы при системах с закладкой выработанного пространства – 12.
2.1 Определение количества действующих выработок на шахте
2.1.1 Очистные выработки
Число выработок которое должно находится одновременно в стадии очистной выемки для обеспечения плановой добычи шахты равно:
где: Аc – сменная добыча шахты тонн;
α – удельный вес добычи из очистных забоев;
Рo – сменная производительность очистного забоя тсм;
Кp – коэффициент резерва забоев.
2.1.2 Буровые выработки
Число буровых выработок одновременно действующих для разбуривания массива очистного забоя равно:
где: Ас – сменная добыча шахты тонн;
Ро – сменная производительность бурового станка тсм;
Кр – коэффициент резерва забоев;
n – количество буровых станков работающих в буровой выработке.
2.1.3 Подготовительно - нарезные выработки
Число забоев которое должно находиться одновременно в подготовке и нарезке для обеспечения своевременного перевода очистных работ в новые забои равно:
где: Ам– месячная добыча шахты тонн;
– длина нарезных выработок приходящаяся на 1000т добычи;
Рн – скорость проходки нарезных выработок одним забоем ммес.;
Кр – коэффициент резерва забоев (принимаемый в пределах 12÷15); Для дальнейших расчетов принимаем количество горизонтальных выработок – 3 вертикальных – 2.
2.2 Определение потребного количества воздуха для проветривания выработок
Расчет производится по следующим факторам:
По наибольшему количеству людей занятых одновременно на подземных работах;
По условиям выноса рудничной пыли;
По условиям выноса ядовитых газов при ведении буровзрывных работ;
Минимально допустимой скорости движения воздуха.
По условию выноса ядовитых газов при применении самоходного
Расчет сведен в таблицу 10.1.
В таблице 10.1 приведены данные для расчета необходимого количества воздуха на проходку выработок по условию буровзрывных работ.
Количество ВВ на цикл при проходке выработок определено по нормам технологического проектирования для следующих горно-технологических условий проходки:
коэффициент крепости по Протодъяконову - 9;
мелкошпуровое бурение;
тип ВВ – патронированный аммонит №6ЖВ;
уходка за цикл – 2м.
Для подготовительно-нарезных выработок сечением 161 м2 количество ВВ составит:
где : S – сечение выработки м2;
L – длина уходки за цикл м;
g - удельный расход ВВ в проходческом забое кгм3 ;
Для восстающих сечением 12 м2 количество ВВ составит:
Количество воздуха необходимое для проветривания тупиковой выработки по газовому фактору определяется по формуле:
где: Т – время проветривания сек (не более 1800 сек);
А – количество ВВ взрываемого в забое кг;
V - объем выработки подлежащей проветриванию при нагнетательном
способе проветривания принимается равным всему объему выработки м3;
В – фактическая газовость ВВ условной окиси углерода лкг.
Для горизонтальных выработок:
Количество воздуха необходимого для проветривания восстающего:
А – расход ВВ за одно взрывание кг;
V – объем проветриваемого восстающего м3;
Р – коэффициент учитывающий влияние утечек на продолжительность проветривания;
В – фактическая газовость ВВ (условной окиси углерода) лкг.
К1 – коэффициент учитывающий изменение начальной концентрации ядовитых газов в зависимости от высоты восстающего;
К2 – коэффициент учитывающий способ проветривания.
Таблица 10.1 Расчет потребного количества воздуха при проходке
подготовительно-нарезных выработок
Наименование выработок
Площадь поперечного сечения м2
Протяженность выработок м
Расход ВВ на цикл проходки кг
Кол-во воздуха для проветривания одного забоя м2сек
Количество воздуха для проветривания очистных забоев из условия удаления ядовитых газов при вторичном дроблении.
Расчет ведется для одного забоя по формуле:
где: Qн – количество воздуха необходимого для разжижения и удаления ядовитых газов из штрека скреперования м3сек;
T – время проветривания доставочной выработки после взрыва накладного заряда при дроблении негабарита сек;
Vв – объем доставочной выработки м3;
Ау – величина условного заряда ВВ газовыделение которого равно сумме газовыделений из отбитой руды и от заряда при дроблении негабарита кг.
Величина условного заряда определяется по формуле:
где: А1 – заряд для вторичного дробления кг;
А2 – количество ВВ соответствующее газовыделению из отбитой руды за время проветривания кг:
где: - коэффициент учитывающий более интенсивное газовыделение в начальный период выпуска;
Рс – количество руды выпускаемое на доставочную выработку тсутки;
- свободный объем газа в руде;
Т – время проветривания доставочной выработки после взрыва накладного заряда при дроблении негабарита сек;
- объемный вес руды в разрыхленном состоянии тм3;
Тв – время выпуска руды в течение суток сек;
Ва – общее газовыделение 1кг ВВ.
Расчет количества воздуха по минимально допустимой скорости вентиляционной струи.
Потребное количество воздуха подсчитывается по формуле:
Qм = S × Vм м3с (10.9)
где: Qм - минимально допустимый расход воздуха м3с;
S – площадь поперечного сечения выработки в свету м2;
Vм – минимально допустимая скорость вентиляционной струи согласно ЕПБ (ПБ 03-553-03) определяется по формуле:
где: S – площадь поперечного сечения выработки м2;
Р – периметр выработки м.
Для подготовительно-нарезных выработок сечением 1568 м2:
Qм = 161 × 01= 16 м3с
Для восстающих сечением 120 м2:
Qм = 12 × 012= 14 м3с
2.3 Расчет количества воздуха из условия работы самоходного оборудования
Количество воздуха необходимое для проветривания тупиковой выработки при применении самоходного оборудования определяется из условия снижения концентрации вредных продуктов выхлопа до санитарных норм:
где: Nм – мощность двигателя машины л.с.;
q – расход свежего воздуха для снижения концентрации вредных продуктов выхлопа до санитарных норм (для дизельных двигателей - 5 м3мин:);
k – коэффициент одновременности:
2.4 Расход воздуха для проветривания склада ВМ
где: Vк – суммарный объем выработок склада ВМ м3
2.5 Расход воздуха для проветривания камер главного водоотлива и ЦПП
где: Vк – суммарный объем камерной выработки м3
Результаты расчетов потребного количества воздуха подаваемого на подземные работы приведены в таблицу 10.2.
Таблица 10.2 Расчет потребного количества воздуха подаваемого на подземные работы
Количество воздуха м3сек
Доставочные выработки
Итого по очистным работам
Подготовительно-нарезные работы
Горизонтальные выработки
Восстающие выработки
Итого по подготовительно-нарезным работам
Обособленно проветриваемые выработки
Камера главного водоотлива и ЦПП
Итого по обособленно проветриваемым выработкам
Поддерживаемые выработки
Выработки закладочного горизонта
Итого по поддерживаемым выработкам
Горнокапитальные работы
Капитальные штреки автотранспортные съезды
Восстающие лифтовые подъемники
Итого по горнокапитальным работам
Всего с учетом коэффициента учитывающего неравномерность распределения воздуха 11
Всего с учетом коэффициент утечек 12
3. Подсчет депрессии шахтной сети
Расчет депрессии шахтной сети выполнен при достижении проектной производительности шахты 500 тыс.тгод. Величина общешахтной депрессии определяется из выражения:
где: дПа- суммарная депрессия всех выработок:
К = 125 – коэффициент учитывающий местные сопротивления;
he – депрессия естественной тяги;
- аэродинамический коэффициент;
Р – периметр выработки м;
S – площадь поперечного сечения выработки м2;
Q – количество воздуха проходящее по выработке м3с;
L – длина выработки м.
Расчет естественной тяги по летним и зимним средним температурам:
- Лето: Величина естественной тяги определяется по формуле:
he=0.0047×H*(t1ср-t2ср) дПа
где: Н – глубина ствола м
t1ср и t2ср – средние температуры воздуха соответственно в воздухоподающем стволе вентиляционной воздуховыдающей выработке град.
t2ср = tо + *Н град.
где tо – среднесезонная температура на земной поверхности град.
– среднегодовой конвективный градиент (=0005) град.м
Величина естественной тяги:
t2ср =20+001×485=24850
he=0.0047×485× (3-2485)= -498 дПа
ho лето = 2196 + (-498) = 1698 дПа
- Зима: Расчет выполняется аналогично
t2ср = -20+001×485=-15150
hе=0.0047×485× [3-(-1515)]=414 дПа
hо зима = 2196 + 414 = 2610 дПа
Проверочный подсчет депрессии шахтной сети выполнен по чертежу.
Аэродинамическая характеристика шахтного поля
Величина эквивалентного отверстия (А) определяется по формуле:
где: Q – количество воздуха подаваемого в шахту м3сек;
h – депрессия шахты дПа
Величина эквивалентного отверстия:
Из условия эквивалентного отверстия вентиляционная система поля шахты «Сафьяновская» относится к категории легко проветриваемых.
4 Главная вентиляторная установка
4.1 Схема вентиляции и исходные данные для выбора вентиляторов
Проветривание рудника осуществляется по фланговой схеме нагнетательным способом. По этой схеме свежий воздух поступает в подземные горные выработки по стволу "Вентиляционный". Подача свежего воздуха будет осуществляться главной вентиляторно-калориферной установкой которой оснащается вентиляционный ствол.
Отработанный воздух выдается из шахты через штольню закладочного
Расчет необходимого количества воздуха и давления горных выработок выполнен в горной части данного проекта.
Исходные данные для выбора вентилятора главного проветривания:
- максимальный расход воздуха для проветривания шахты м3с 1921
- минимальная депрессия (летний период) даПа 1698
- максимальная депрессия (зимний период) даПа 261
Главная вентиляторная установка располагается на поверхности вблизи
устья вентиляционного ствола. Для обеспечения заданного режима проветривания она установка оборудуется согласно пункту 134 Единых правил безопасности (ПБ 03-553-03) двумя однотипными вентиляторами (один рабочий второй резервный). Для подачи в шахту в холодное время года теплого воздуха при вентиляторной оборудуется калориферная установка.
Выбор вентилятора главного проветривания производился по сводным графикам областей промышленного использования вентиляторов и их индивидуальным характеристикам.
4.2 Определение основных параметров вентилятора и его выбор
Требуемые для проветривания шахты подача и депрессия вентилятора:
Qв = kу Qм = 12 х 1921 = 2305 м3с
Нвmin = kу Нм = 12 х 1698 = 204 даПа
Нвmax = kу Нм = 12 х 261= 312 даПа
где: kу – коэффициент утечек через надшахтные сооружения и вентиляционные каналы.
По техническим и аэродинамическим характеристикам вентиляторов и аэродинамической характеристике вентиляционной сети шахты требуемым
параметрам наиболее удовлетворяют осевые вентиляторы с диаметром рабочего колеса 3 м.
Основные технические характеристики вентиляторов приведены ниже.
Техническая характеристика вентилятора ВОД-30К:
- в рабочей зоне 140 400
Давление статистическое даПа
- в рабочей зоне 120 370
КПД максимальный 087
Мощность приводного электродвигателя кВт 1200
Частота вращения мин-1 750
Вентилятор представляет собой новую разработку серии ВОД.
Реверсирование и регулирование режима вентиляторов выполняется путем поворота лопаток на ходу рабочего колеса в пределах от 15° до 135° при работающем вентиляторе (без остановки двигателя). По глубине и скорости реверсирования и регулирования производительности значительно превосходит известные машины данного класса. Это позволяет снизить в 15-20 раза энергопотребление на вентиляцию при этом компактность вентиляторных агрегатов обеспечивает снижение в 25-30 раза объемы строительных сооружений вентиляторных установок в сравнении с вентиляторами других серий.
На совмещенных характеристиках вентилятора и сети определяем рабочий режим вентилятора при максимальной производительность шахты:
- угол установки лопаток рабочего колеса град 30°
- угол установки лопаток рабочего колеса град 35°
Резерв подачи вентилятора находится в пределах нормативного значения 20 % от требуемой расчетной производительности и обеспечивается при угле установки лопаток рабочего колеса 40-45°.
Аэродинамическая характеристика вентилятора ВО-30К и расчетные характеристики вентиляционной сети приведены на рис. 10.1.
Техническая характеристика вентилятора ВОД-30ВКР
Диаметр рабочего колеса мм 3000
Подача в рабочей зоне м3сек
-максимальная (при n=750мин-1) 420
Давление статистическое в рабочей зоне даПа
-максимальное (при n=750мин-1) 675
КПД максимальный 083
Мощность приводного электродвигателя кВт 1250
Частота вращения не более мин-1 1000
Вентилятор состоит из ротора с одним рабочим колесом корпуса с
поворотными лопатками направляющего и спрямляющего аппаратов трансмиссионного вала коллектора диффузора системы смазки подшипников ротора тормоза.
Вентилятор поставляется с комплектом средств реверсирования и переключения потока который состоит из подвесной двери во всасывающем
канале подвесной двери диффузора и двух лебедок с системами блоков.
На совмещенных характеристиках вентилятора ВОД-30ВКР и сети определены рабочие режимы вентилятора при максимальной производительности шахты:
- угол установки лопаток рабочего колеса град 55°
Резерв подачи вентилятора находится в пределах нормативного значения 20 % от требуемой расчетной производительности и обеспечивается при угле установки лопаток рабочего колеса 60-65°.
Аэродинамическая характеристика вентилятора ВОД-30ВКР и расчетные
характеристики вентиляционной сети приведена на рис. 10.2.
Из вышеизложенного можно сделать вывод что оба вентилятора удовлетворяют потребностям шахты в воздухе имеют высокий кпд в перечисленных режимах работы но вследствие различия конструкций и производителей имеют ряд преимуществ и недостатков
Преимущества ВО-30К:
- высокий кпд установки;
- меньшие транспортные расходы вследствие расположения завода-
изготовителя на территории России;
- современная аэродинамическая схема и конструкция вентилятора;
- регулируемый электропривод и микропроцессорная система управления.
- в настоящее время находится в стадии освоения производства.
Преимущества ВО-30ВКР:
- коррозионно-стойкий ротор вентилятора иностранного производства;
- регулируемый электропривод на базе современных преобразователей
- современная малогабаритная система управления и контроля.
Недостатки ВО-30ВКР:
- существенная удаленность завода-изготовителя от заказчика.
Общий вывод по выбору вентиляторов главного проветривания:
- учитывая что рабочие характеристики рассматриваемых вентиляторов для проектируемой вентиляционной сети практически одинаковы окончательный выбор рекомендуется выполнить проведя более точную технико-экономическую оценку вариантов рассмотрев кроме этого одноступенчатые осевые вентиляторы ведущих мировых фирм: Korfman (Германия) Zitron (Испания) Howden (Германия) а также других производителей
Рис. 10.1 Аэродинамическая характеристика вентилятора ВОД-30К и расчетные характеристики вентиляционной сети
Рис. 10.2 Аэродинамическая характеристика вентилятора ВОД-30ВКР и расчетные характеристики вентиляционной сети
Генеральный план поверхности
В состав поверхностного комплекса проектируемого предприятия входят:
● объекты надшахтного комплекса в составе:
- ствол «Вентиляционный» предназначенный для подачи свежего воздуха и аварийного выхода людей из шахты;
- главная вентиляторная установка;
- калориферная установка;
- компрессорная станция;
- склад противопожарных материалов
● отвальное хозяйство;
● закладочный комплекс производительностью 170 тыс. м3 в составе:
- прирельсовый склад цемента (V – 1 3 тыс. т) расположенный на площадке Хвощевского карьера;
- помольно - смесительное отделение;
- помещение приемных бункеров;
- наклонная конвейерная галерея;
- площадка складирования материалов;
- расходный склад породы шлака цемента:
Для приготовления скальной породы нужной фракции используется существующая дробильно-сортировочная установка типа Lokotrak LT 125 размещенная на существующем отвале.
Цемент транспортируется железнодорожным транспортом на прирельсовый склад (завод-поставщик уточняется Заказчиком).
● склад противопожарных материалов предназначенный для снабжения шахты противопожарными материалами и оборудованием который располагается в непосредственной близости от портала.
● узел пожаротушения;
● объекты энергообеспечения;
● объекты водоснабжения и канализации;
● портал автотранспортного съезда предназначенного для выдачи горной массы спуска-подъема людей спуска материалов и оборудования
Все проектируемые объекты размещены компактно на одной площадке за исключением бытового корпуса и прирельсового склада цемента которые располагаются на существующей промплощадке Хвощевского карьера а также портала автотранспортного съезда местоположение которого определено нормативным уклоном в горной части проекта и склада противопожарных материалов.
Все площадки связаны между собой существующими автомобильными дорогами параметры которых соответствуют типам используемого оборудования и объемам перевозок и реконструкции не подлежат.
Инженерное обеспечение представлено так:
● Электроснабжение осуществляется от ОРУ – 110 кВ пст «Реж»;
- промплощадка ш. Вентиляционная – строительство скважин в районе существующей скважины № 6К;
- промплощадка ш. Вентиляционная – бытовые стоки – в выгреб с последующим вывозом на очистные сооружения по заключенному договору.
- ливневая – закрытой системой через резервуар в шахтный водоотлив;
● Газоснабжение – промплощадки ш. Вентиляционная предусмотрено от существующего газопровода площадки Хвощевского карьера с учетом проектных решений по выносу технологической автодороги по окончании строительства объездной дороги (представлено Заказчиком).
● Связь - производственная АТС размещается в существующем АБК промплощадки Хвощевского карьера. Все проектируемые объекты поверхности и шахты обеспечиваются связью.
За основу решений по вертикальной планировке площадки комплекса были взяты следующие факторы:
● обеспечение минимального объема земляных работ с учетом существующего рельефа;
● создание оптимальных уклонов планируемой поверхности с обеспечением поверхностного водоотвода;
● сбор ливневый и талых вод с территории площадки предусмотрен ливневой канализацией в резервуар V – 100 м3 с дальнейшей подачей в шахтный водоотлив;
● сбор ливневый и талых вод с восточной стороны прилегающей территории предусмотрен водоотводной канавой;
● сбор подотвальных вод (15 м3час) с расширяемой части отвала (S- 3.6 га) предусмотрен с учетом существующей схемы водоотвода действующего отвального хозяйства.
● сбор ливневых и талых вод с прилегающей территории по периметру выемки автотранспортного съезда предусмотрен водоотводной канавой с поверхности проезжей части съезда от дневной поверхности с отм. 196 м до отм. 1830 м и далее- водоотводной канавой к водосборникам подземного главного водоотлива.
На существующей площадке Хвощевского карьера предусмотрено строительство бытового корпуса и склада цемента.
Размещение объектов выполнено с учетом функционального зонирования действующей промплощадки.
Выборочная вертикальная планировка проектируемых объектов выполнена с учетом и сохранением существующего водоотвода ливневых и талых вод.
Проектируемые транспортные коммуникации увязаны с существующей схемой движения на площадке не требующей ее реконструкции.
Горизонтальная планировка основных объектов комплекса выполнена с учетом требований технологии производства строительных санитарных и противопожарных норм.
На промплощадке шахты «Вентиляционная» Сафьяновского подземного рудника намечается строительство следующих зданий и сооружений:
- Надшахтное здание с копром «Север-1»;
- Здание подъёмной машины;
- Объединённое здание главной вентиляторной установки с калориферной установкой и подстанцией ПС 604кВ;
- Здание компрессорной станции;
- Здания и сооружения закладочного комплекса с подстанцией ПС 604кВ;
- Подстанция ПС 1106кВ «Сафьяновка»;
- Кабельная эстакада;
- Высоковольтная линия ВЛ-110кВ;
- Здания и сооружения объектов ВиК
- Здания и сооружения на период проходки которые демонтируются на период эксплуатации шахты «Вентиляционная».

сод.docx

ГЕОЛОГО- ПРОМЫШЛЕННОЕ ХАРАКТЕРИСТИКА . ..7
2.Геологическое строение месторождения 9
3.Морфология рудных тел . 11
4.Вещественный состав и технологические свойства руд .14
5.Гидрогеологические условия месторождения .16
6.Прогноз водопритоков в шахту .17
7.Инженерно-геологические условия разработки месторождения 18
8.Запасы медноколчеданных руд Южного фланга Сафьяновского месторождения 19
СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ ..25
1.Производительность рудника ..25
2.Общая организация работы шахты 29
ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ 33
ГЕОМЕХАНИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ ПРОВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ .36
1.Определение параметров сдвижения массива горных пород и земной поверхности 36
2.Рекомендованные способы управления горным давлением при отработке месторождения подземным способом 37
3. Обоснование параметров системы разработки 38
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ РЕШЕНИЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ ЗАПАСОВ САФЬЯНОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
1.Раскройка рудной залежи 44
2. Порядок отработки рудной залежи ..46
3. Подготовка рудных тел к очистной выемке 47
ОТРАБОТКА ЗАПАСОВ САФЬЯНОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ..50
ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ РУДЫ 59
БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ ..64
ЗАКЛАДОЧНЫЕ РАБОТЫ 70
ПРОВЕТРИВАНИЕ ШАХТЫ ..98
1. Краткое описание схемы вентиляции 98
2. Определение потребного количества воздуха ..98
3. Подсчет депрессии шахтной сети 109
4. Главная вентиляторная установка ..111
ГЕНЕРАЛЬНЫЙ ПЛАН ПОВЕРХНОСТИ ..119
ПОДЗЕМНЫЙ ТРАНСПОРТ .123
ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ И ОСВЕЩЕНИЕ ..127
СТАЦИОНАРНЫЕ УСТАНОВКИ 143
1. Подъемные машины .143
СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ .156
1. Выбор и обоснование системы разработки .. .156
2. Подэтажна-камерная система разработки с высотой подэтажа 10м(спец. раздел) .157
3. Расчет проходки откаточного штрека. .. 170
4 Расчет технико-экономических показателей и себестоимости руды по блоку ..197
ПРОМЫШЛЕННАЯ БЕЗОПАСНОСТЬ И ОХРАНА ТРУДА .. 211
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ .. ..246

начало.docx

Общий объем пояснительной записки дипломного проекта содержит 240 страницу и включает в себя таблиц-35 и 12 иллюстраций. Были использованы более 12 источников литературы. Графическая часть состоит из 8 чертежей формата А1.
Сущность выполненной работы является максимально повысить уровень безопасности ведения горных работ и внедрения новой техники и технологий в производство.
Ключевые слова: орт квершлаг штрек зумпф и т.д.
Горная промышленность - одна из ведущих отраслей хозяйства поставляющая сырье для отраслей на которых основана индустриальная мощь нашей страны.
Проектирование рудника - это творческий процесс состоящий из целой совокупности приемов и методов обеспечивающих получение необходимой информации о будущем руднике. Информация представлена в виде расчетов обоснований описаний чертежей.
При проектировании рудника выбираются и определяются оптимальные параметры предприятия такие как запасы и качество руды в контурах рудничного поля производственная мощность и срок службы способ и схема вскрытия система разработки применяемое горное оборудование технологическая характеристика добываемой рудной массы сроки строительства и достижения проектной мощности.
При определении технологических схем и параметров вскрытия рудного месторождения учитываются факторы: условия залегания рудного тела; рельеф поверхности; производительность рудника и срок сдачи в эксплуатацию; систему разработки глубину разработки.

Ч 3.docx

12. Подземный транспорт
Исходя из технологии работ глубины вскрываемого горизонта кол-во транспортируемой горной массы основным видом подземного транспорта принят самоходный автотранспорт с дизельным приводом.
Транспортировка руды и породы осуществляется автосамосвалами по рабочим горизонтам с выходом их через автотранспортный уклон на поверхность.
Для транспортирования горной массы используется подземные самосвалы Моаз-7405-9586 приспособленные для работы на поверхности.
Грузоподъемность Моаз-7405-9586 до 22т.
Доставка материалов оборудования и ВВ в шахту осуществляется с поверхности на рабочие подэтажи и горизонты осуществляется с помощью специальных самоходных машин по автотранспортному уклону.
Спуск-подъем осуществляется по автотранспортному уклону.
Доставка руды из забоя осуществляется ПДМ Sandvik LH 307-M с грузоподъемностью до 12.
Число рейсов одного самосвала в смену:
где tсм = 7 ч – продолжительность смены; Rэ = 09 – коэффициент использования;
nр - число рейсов одного самосвала в смену
tгр – время груженого хода с
tпор – время порожнего хода с
t Р – время разгрузки (10 с)
tП – время погрузки с
где L – длина пути км
V – скорость самосвала кмч
tП= tцикл 06 мин (12.3)
где nk – количество ковшей ПДМ
tцикл – время полного цикла ПДМ с
Число рейсов одного самосвала – 9.
Требуемое количество рейсов в смену для вывоза рудной массы:
где Qсм=550 тсмену – сменная производительность;
Qt – грузоподъемность самосвала т
Требуемое число самосвалов:
Допуск проходчиков к дистанционному управлению ПДМ разрешается только после предварительного обучения и проверки знаний.
Маршрут движения самоходной техники осуществляется в соответствии с «Технологической схемой погрузки и откатки ГРМ».
Работа на рудном складе.
ПДМ и автосамосвалы на отвале должны разгружаться в местах установленных паспортом и обозначенных четко различимыми знаками за пределами возможной призмы обрушения пород.
Параметры призмы обрушения устанавливаются маркшейдерской службой и должны регулярно доводиться до сведения проходчиков (операторов) ПДМ и автосамосвалов а также машинистов бульдозеров выполняющие работы на отвале.
На отвале по всему фронту разгрузки берма должна иметь поперечный уклон не менее 30 направленный от бровки откоса в глубину отвала продольный уклон допускается не более 001. По всей протяженности бровки откоса отвала должна присутствовать продольная отсыпка (вал) высотой не менее 05 колеса ПДМ или самосвала и шириной не менее 15 м по нижнему основанию. При отсутствии предохранительного вала запрещается подъезжать к бровке разгрузочной площадки ближе чем на 5 метров.
При разгрузке и планировке отвала ПДМ подъезд к бровке откоса разрешается только ковшом вперед.
Движение задним ходом к месту разгрузки должно осуществляться с минимальной скоростью. Предохранительный вал служит ориентиром для водителя.
По окончании разгрузки запрещается движение автосамосвала с поднятым кузовом т.к. это может привести к опрокидыванию машины. Перед началом движения кузов автосамосвала в обязательном порядке должен быть опущен в транспортное положение.
Зона разгрузки на отвале в темное время суток должна быть освещена.
Электроснабжение и освещение
В настоящее время внешнее электроснабжение потребителей Сафьяновского месторождения при отработке открытым способом (карьер) осуществляется по ВЛ-110 кВ от ПС 11035106 кВ «Реж». На площадке рудника эксплуатируется комплектная блочная ПС 1106 кВ с двумя трансформаторами 2х5600 кВА.
Нагрузка при отработке месторождения подземным способом составляет порядка 6835 кВт.
Выполнение электроснабжения потребителей подземного рудника от существующей ПС 1106 кВ потребует установки на ПС в соответствии с расчетом нагрузок трансформаторов 1106 кВ мощностью по 10 МВА каждый реконструкции РУ-6 кВ устройств вторичной коммутации в ОПУ а также фундаментов под оборудование которые находятся в аварийном состоянии.
Кроме того потребители подземного рудника располагаются на расстоянии порядка 16 км от существующей ПС 1106 кВ.
Передача электроэнергии от существующей ПС на напряжение 6 кВ приведет к необходимости строительства 6-8 одноцепных ВЛ-6 кВ до подземного рудника. По условию запуска двигателей вентилятора и шаровой мельницы ВЛ-6 кВ должны быть построены в габаритах 35 кВ с проводом сечением АС-150 АС-185.
В связи с вышесказанным принято решение о демонтаже существующей подстанции и строительстве вместо нее новой комплектно - блочной ПС 1106 кВ на площадке подземного рудника с двумя трансформаторами мощностью 10000 кВА каждый.
Распределение электроэнергии по проектируемым РУ-6 кВ и ПС 604 кВ для подземного рудника предусматривается по кабельным линиям 6 кВ осуществляется от ОРУ – 110 кВ пст «Реж»;
Электроснабжение подземных горных работ с расчетной мощностью потребителей электроэнергии 2732 кВт предусматривается от шин 6 кВ ПС 1106 кВ кабелями марки ААШВ сечением 2(3х95) мм2 прокладываемыми в стволе ш. «Вентиляционная» к центральной подземной подстанции (ЦПП) гор.-270 м. кабелями марки ЦАСпн сечением 2(3х95) мм2.
ЦПП гор. – 270 м расположена в районе руддвора при главной водоотливной установки шахты.
Для распределения электроэнергии по потребителям горных работ горизонтов предусматривается строительство участковых подстанций (УПП) в районе ведения горных работ по две УПП на горизонт.
УПП получают питание от ЦПП гор.-270 м кабелями проложенными в стволе ш. «Вентиляционная» и по горизонтальным выработкам.
В ЦПП и УПП горизонтов устанавливается основное электрооборудование в рудничном исполнении:
- РУ-6 кВ – из ячеек ЗКВЭ-6РН Нижнетуринского электроаппаратного за- вода имеющих сертификат соответствия и разрешение № РРС – 04 - 10073 Госгортехнадзора России.
- Комплектные трансформаторные подстанции во взрывобезопасном исполнении типа КТПВ Донецкого энергозавода
Электроснабжение очистных и подготовительных работ предусматривается от УПП через передвижные ПС 604 кВ кабелями марки КГЭШ.
Потребители 04 кВ вспомогательных механизмов погрузочных установок лифтовых подъемников и камер различного назначения горизонтов питаются от УПП кабелями марки АВБбШнг.
Электроосвещение подземных горных работ
Электроосвещение горно-капитальных выработок камерных выработок очистных и подготовительных работ предусматривается в соответствии с нормами освещенностей ЕПБ при разработке рудных месторождений подземным способом. Напряжение принято:
- в горно-капитальных выработках – 127 В
Освещенности приняты:
- в камерах ЦПП иУПП-75 лк
- в камере склада ВМ – 30 лк
- в камерах аварийного воздухоснабжения (КАВС) – 50 лк.
Питание сетей освещения предусматривается от осветительных агрегатов АОШ - 4 и АОШ – 4 – 38. Осветительная арматура принята типа НСР с лампами накаливания в складе ВМ - взрывозащищенными светильниками СШС. Магистральные сети освещения выполняются в горно-капитальных выработках авто- транспортных съездах кабелем марки АВБбШнг в прочих – КГН; групповые сети 127 В – кабелем ВВГнг сети 36 В – КГН.
Заземление электрооборудования горных работ
Заземлению подлежат все металлические части электрооборудования нормально не находящиеся под напряжением но которые могут оказаться под ним в случае нарушения изоляции.
Главным очагом заземления предусматриваются электроды в водосборнике главной водоотливной установки гор. – 270 м и в зумпфе ствола «Вентиляционный».
Общая сеть заземления осуществляется путем непрерывного электрического соединения всех металлических оболочек кабелей и четвертых жил гибких кабелей и групповой сети освещения 127 В с главным очагом заземления. Кроме того необходимо устраивать местные заземлители в УПП ПУПП заземляющие контуры которых соединяются с главными заземлителями заземляющими проводниками; у каждого стационарного и передвижного распредпункта; у каждого индивидуально установленного выключателя а также у каждой муфты или коробки соединяющей отдельные отрезки кабелей.
Местные заземлители устраиваются в водосточной канавке выработки или для сухих выработок в пробуренный шпур глубиной не менее 14 м.
Общее сопротивление сети заземления по шахте не должно превышать 2 Ома.
Освещение подземных выработок
Согласно нормам освещенности минимальная освещенность составляет: основные откаточные горизонты - 5 лк; восстающие выработки для перемещения людей - 3 лк; забой подготовительных выработок - 15 лк.
Для обеспечения требуемой нормами освещенности при соблюдении остальных светотехнических требований (достаточной равномерности освещения и др.) широко применяется точечный метод расчета.
Освещенность в горизонтальной плоскости:
где С- соотношение светового потока лампы к световому потоку условной лампы
принимаемой 1000 лм;
К - коэффициент запаса учитывающий запыление и загрязнение колпаков ламп равной 12 20;
Ja-сила светы лампы под углом α;
h - высота подъема светильника м.
Заданное расстояние между светильниками d = 6 мвысота светильника h =2м.
Расстояние от светильника до средней точки между ними
tgα=15; α=56°15 cosα=056.
По таблице технических характеристик для светильников РН-200 сила света под углом 56° = 55 кд световой поток составляет 2660 лм С = 2600 1000 = 266 Освещенность создаваемая двумя светильниками: . (13.2)
EГ.об = 2 Eг = 2 · 3.48= 696 лк что удовлетворяет норме 696 лк > 5 лк.
Расстояние между светильниками РН-200 согласно норм освещенности для освещения восстающих выработок 80 м.
Учитывая нормы освещенности и протяженность выработок для освещения очистного блока принимается пять агрегатов АП-4. Для обеспечения годовой производительности в работе находятся два блока в стадии очистных работ и два в стадии подготовительных. Следовательно принимается 18 агрегатов.
Согласно нормам ЕПБ для освещения очистных забоев требуется освещенность 10 лк. Освещение забоев производится при помощи прожекторов установленных на буровых установках и кровле оборонных машинах.При отгрузке горной массы освещение производится фарами ЛДМ. Для освещения транспортных уклонов разгрузочных ниш и камеры самоходного оборудования а также погрузочного заезда принимается люминесцентные светильники типа PBJI-20 мощностью 15 Вт применяемые на руднике.
Требуемое число светильников:
где Р - удельная мощность Втм;
S - освещаемая площадь м2 ;
Рл - мощность лампы Вт.
Суммарная активная мощность люминесцентных светильников:
Рл =nл · Рл = 506 · 15 = 7590 Вт. (13.4)
Суммарная мощность осветительных установок на участках:
с - КПД осветительной сети;
св - КПД люминесцентных светильников;
cosφсв - коэффициент мощности люминесцентных светильников;
Для питания электрического освещения принимаются пять агрегатов АП-4 мощностью по 40 кВА каждый.
Выбор сечения кабелей по допустимому нагреву
Определяем токовую нагрузку магистрального кабеля
где К с – коэффициент спроса учитывающий КПД и степень загрузки электродвигателей;
Рном - установленная суммарная мощность электроприемников;
Рном мах – номинальная мощность самого мощного электродвигателя.
cos ср – средневзвешенный коэффициент мощности
Выбираем сечение жил магистрального кабеля по допустимой токовой нагрузке т.е. исходя из условия
где Iк.доп – допустимая токовая нагрузка.
Для прокладки магистрали выбираем кабель с сечением рабочей жилы 25 мм 2 (Iк.доп=115 А ) марки ААШв 325+110. Для прокладки между шкафами управления и питания отдельных потребителей выбираем кабель с сечением рабочей жилы 10 мм 2 (Iк.доп=65 А ) марки ААШв 310+16.
Проверка кабельной сети по допустимой потере напряжения в рабочем режиме
Для нормальной работы электродвигателей необходимо чтобы напряжение на его зажимах было не менее 0.95Uном: 0.95 * 380 = 361 В. При номинальном вторичном напряжении трансформатора 0.4 кВ допустимые потери напряжения в трансформаторе и кабельной линии составляют 39 В
где Uтр – потери напряжения в трансформаторе.
Uмк Uгк – потери напряжения соответственно в магистральном и гибком кабелях.
Потери напряжения в трансформаторе
Uтр=(Uа*сos 2+Uр* sin 2)
где - коэффициент загрузки трансформатора электроприемниками вентиляторной установки
Uа и Uр – соответственно активная и реактивная составляющая напряжения короткого замыкания трансформатора;
– фазовый сдвиг между током и напряжением во вторичной обмотке 2= ср.
Активная составляющая напряжения
где Рк – мощность потерь короткого замыкания трансформатора
Индуктивная составляющая напряжения короткого замыкания
Коэффициент загрузки трансформатора
Потери напряжения в трансформаторе в абсолютных единицах
Потери напряжения в магистральном кабеле
где IMK – ток в магистральном кабеле;
cosмк – средневзвешенный коэффициент мощности;
Rмк – активное сопротивление магистрального кабеля
- удельное сопротивление материала проводника;
S – сечение кабеля мм;
Х мк – индуктивное сопротивление магистрального кабеля
Х0 – удельное сопротивление 1 км кабеля;
Хмк = 00662 * 02 = 00132 Ом;
Определим потери напряжения в гибком кабеле наиболее мощного и удаленного токоприемника – лебедки: Nдв = 55 кВт lгк= 69 м.
Потери в гибком кабеле рассчитывают по формуле
где соsгк= соsдв – коэффициент мощности двигателя.
Определим сопротивления гибких кабелей
Суммарные потери напряжения в гибких кабелях
Суммарные потери напряжения
38+2.1+3.87=9.35 В 39 В.
В рабочем режиме потери напряжения в кабельной сети и трансформаторе не превышают допустимого значения.
Проверка кабельной сети по условиям пуска
Кабельная сеть должна обеспечивать минимально допустимое напряжения на зажимах наиболее удаленного и мощного электродвигателя при его пуске. Напряжение на зажимах электродвигателя при пуске должно удовлетворять условию:
Мпуск и Мном – номинальный и пусковой моменты двигателей К – коэффициент запаса.
Фактическое напряжение на зажимах электродвигателей при пуске:
где Uр.н. – потери напряжения
Uго – напряжение холостого хода трансформатора;
Uнр – потери напряжения от прочих работающих электродвигателей
I мк – ток в магистральном кабеле от всех двигателей кроме пускаемого;
R и X - суммарное активное и индуктивное сопротивление магистрального кабеля и трансформатора;
cosср - средний коэффициент мощности электродвигателей кроме пускаемого;
n – число электродвигателей пускаемых одновременно;
Rн и Хн – суммарное сопротивление трансформатора и кабеля до пускаемого двигателя соответственно активное и индуктивное;
cosп = 0.5 – коэффициент мощности электродвигателя при пуске;
R тр и X тр – активное и индуктивное сопротивление трансформатора;
R’=Rмк +Rтр= 0.224+0.031 = 0.255 Ом;
Х’=Хмк +Хтр= 0.0132+0.177=0.1902 Ом;
Кабельная сеть обеспечивает на зажимах наиболее мощного и удаленного электродвигателя напряжение необходимое для его пуска.
Расчет токов короткого замыкания
Токи короткого замыкания определяют для проверки коммутационных аппаратов по предельному току отключения и проверки чувствительности максимальной токовой защиты. Ток короткого трехфазного замыкания определяют по формуле
где U20 – напряжение холостого хода трансформатора;
Z – сопротивление цепи до точки к.з.
Ток короткого двухфазного замыкания определяют по формуле
Определим ток короткого замыкания в точке k1
Результаты расчетов токов короткого замыкания в остальных точках кабельной сети сводим в таблицу 2.9.1
Выбор пускозащитной аппаратуры и уставок защиты.
Автоматические выключатели выбирают по номинальному напряжению аппарата - Uном а номинальному току аппарата - I ном а и проверяют по предельному току отключения - I откл. При этом должны быть выполнены следующие условия
Uном а = Uс; Iном а I Ф; I откл 1.2*I (3)кз (13.29)
где: Uс – номинальное напряжение сети;
I Ф – токовая нагрузка защищаемого присоединения;
I (3)кз - расчетный максимальный ток трехфазного короткого замыкания на выводах аппарата.
Магнитные пускатели выбирают по номинальному напряжению аппарата Uном п номинальному току аппарата I ном п и максимальной мощности управляемого пускателем электродвигателя P max п. При этом должны быть выполнены следующие условия
Uном п = Uс; Iном п I ном; Pmax п Pном
где I ном – номинальный ток двигателя;
Pном - номинальная мощность двигателя.
Для защиты электрических цепей от коротких замыканий исходя из условий выбора принимаем автоматические выключатели общепромышленного исполнения типа А3700. Для управления электродвигателями принимаем магнитные пускатели общепромышленного исполнения типа ПМЕ.
Уставку максимальной токовой защиты вводного (Q1) и групповых автоматических выключателей (QF1 QF2 QF3 QF4) вычисляем по формуле
где I п – пусковой ток наиболее мощного двигателя;
Iр ном – сумма номинальных токов всех остальных двигателей.
Уставка максимальной токовой защиты вводного автоматического выключателя (Q1)
I уст = 66 + 2 * 217 + 2 * 502 + 2 * 11 + 2 * 8 + 8+2*515+32 = 1399 А.
Принимаем ток уставки 160 А.
Коэффициент чувствительности защиты:
Уставка максимальной токовой защиты группового автоматического выключателя QF1
I уст = 66 + 2 * 11 = 88 А.
Принимаем ток уставки 100 А.
Коэффициент чувствительности защиты
Аналогично вычисляем токи уставки и проверяем чувствительность защиты остальных групповых автоматических выключателей.
Технико-экономические показатели
Расход активной энергии за расчетный период
где: - годовой расход активной энергии кВтч; -годовая добыча т; - продолжительность использования максимальных активных нагрузок в течение года ч.
Электровооруженность труда- количество энергии потребленной за расчетный период приходящейся на одного человека за единицу времени
где: nсп –списочный состав трудящихся на СУ;
=24. nрд -расчетное время.

представление.docx

Здравствуйте уважаемые члены государственной аттестационной комиссии. Вашему вниманию представляется выпускная квалификационная работа на тему «Проект отработки рудного тела 1.1 Сафьяновского месторождения».
Сафьяновское месторождение медноколчеданных руд расположено на восточном склоне Среднего Урала в границах Режевского района Свердловской области.
Глубина залегания рудного тела 225 м; размер по простиранию – 1400 м; средняя мощность рудных тел 8м.
Крепость руды и пород – 7-9.
Балансовые запасы для отработки подземным способом – 10468 млн тонн.
Проектная мощность шахты – 500 тыс тгод. Расчетный срок службы шахты – 25 лет.
Исходя из особенностей Сафьяновского месторождения горнотехнических условий залегания рудных тел месторождения рельефа поверхности и отработки верхних запасов карьером вскрытие подкарьерных запасов месторождения подземными работами будет осуществлено автотранспортным уклоном воздуховыдающей штольней и Вентиляционным стволом
Автотранспортный уклон проходится с поверхности и предназначен для спуска – подъема людей выдачи из шахты руды и породы спуска материалов и оборудования. Вентиляционный ствол предназначен для подачи свежего воздуха и будет являться запасным выходом. Воздуховыдающая штольня проходится с уступа карьера и предназначена для выдачи грязного воздуха из шахты.
Вскрытие рудных залежей по горизонтам предусматривается вентиляционным квершлагом и откаточными штреками по висячему и лежачему боку месторождения по кольцевой схеме.
Отработка месторождений будет вестись 4-мя этажами высота этажа 80 м.
Основные запасы руды сосредоточены на 2 и 3 этажах по этому в первую очередь будут отрабатывать одновременно 1 и 2 этажи а затем 3 и 4этажи.
Транспортировка руды и породы по горизонтам будет производиться самоходными машинами.
Схема проветривания – фланговая способ проветривания - нагнетательный. Воздухоподающий - ствол Вентиляционный. Воздуховыдающая – штольня закладочного горизонта. Главный водоотливный комплекс заглубленного типа будет црасполагаться на горизонте -270м у Вентиляционного ствола.
Предусмотренная в проекте на шахте вентиляционная система соответствует условиям отработки (в пределах шахтного поля) как отдельных залежей и подэтажей так и месторождения в целом. На основании геологических данных шахта не опасна по выделению ядовитых и горючих газов. В связи с этим газовый режим на шахте не предусмотрен.
Главная Вентиляционная Установка - ВОД-30. Свежая струя по вентиляционному стволу подается на откаточный горизонт -270 м по вентиляционноме квершлагу горизонта -200 м движется на откаточный штрек проходит по очистному блоку и через вентиляционные восстающие и вышележащий горизонт подается на закладочную штольню откуда выходит на поверхность.
Исходя из горно-геологических и горнотехнических характеристик руд и вмещающих пород месторождения а также учитывая опыт отечественных и зарубежных предприятий разрабатывающих месторождения с аналогичными горнотехническими условиями подтверждается экономическая эффективность применения систем разработки с самоходным оборудованием.
Для отработки данного месторождения предлагается применять высокопроизводительные варианты систем разработки с подэтажно-камерной выемкой и закладкой выработанного пространства твердеющей закладкой с применением самоходного горного оборудования.
Специальная часть посвящена системе разработки
Подэтажно-камерная система с расположением камер по простирания рудного тела высота подэтажа 10 м
Подготовка блока к очистной выемке заключается в проходке вентиляционно-ходовых и вентиляционных восстающих рудоспусков породоспусков подэтажного транспортного и вентиляционного штреков погрузочных заездов буровой штрек и автотранспортного заезда. Сечение выработок в системе разработки определены из условия их проходки и размещения в них технологического оборудования и безопасного движения по ним самоходного оборудования.
Камерные запасы будут отрабатываться буровзрывным способом скваженами расположенных веерообразно. Буровой станок Simba L3C.
Транспортировка руды от забоя до рудоспуска осуществляется с помощью пдм Sandvik LH. Из шахты руду вывозят по автотранспортному уклону с помощью автосамосвалов МОАЗ-7405-9586 до усреднительного склада Хвощевского карьера.
После отработки камерных запасов производится ее закладка.
Перед тем как начать процесс закладки выработанное пространство должно быть надежно изолировано. Изоляция выработанного пространства осуществляется путем установки изолирующих перемычек во всех выработках сбитых с ним. Изолирующая перемычка должна выдерживать давление закладочной смеси в процессе ее укладки в выработанное пространство и обеспечивать дренаж избыточной воды из закладки.
Транспорт закладочного материала производится с поверхности по специальным трубопроводам проложенным по скважинам пробуренным с поверхности до закладочного горизонта. Далее по вентиляционно-закладочному горизонту и выработкам закладочный материал транспортируется по трубопроводам к очистным блокам а затем по выработкам очистного блока поступает в подготовленную к закладке камеру.
При проходке выработки сечением 163 м2 была выбрана комбинированная крепь – набрызг-бетон+анкерная. Проходка производится с помощью буровзрывных работ в качестве ВВ выбран Аммонит №6ЖВ тип вруба – вертикально-клиновой данные о шпурах и зарядах показаны на листе; график цикличной организации работ и выходов рабочих – там же. Для проветривания тупиковых забоев при проходке выработки используются вентиляторы ВМЭ-12А.
В состав поверхностного комплекса проектируемого предприятия входят:
● объекты надшахтного комплекса в составе:
- Надшахтное здание с копром «Север-1»;
- Здание подъёмной машины;
- ствол «Вентиляционный»;
- главная вентиляторная установка;
- калориферная установка;
- компрессорная станция;
- склад противопожарных материалов
● отвальное хозяйство;
● закладочный комплекс производительностью 170 тыс.
- для приготовления закладочных смесей используются в качестве вяжущего никелевый шлак Режевского никелевого завода активизированный цементом и скальные породы Сафьяновского карьера.
Технико-экономические показатели.

титул.docx

Министерство образования и науки Российской Федерации
Уральский государственный горный университет
Кафедра горного дела
Выпускная квалификационная работа инженера
Тема: Проект отработки рудного тела 1.1 Сафьяновского месторождения
Заведующий кафедрой
проф. д.т.н.Валиев Н.Г.
проф. к.т.н. Стряпунин В.В.
группы РРМ- 07 Саламатов В.В.

стац.docx

14. Стационарные установки
Исходные данные для расчета:
Годовая производительность Аг- 500 тыс.тгод.
Глубина ствола Нст- 500 м.
Число часов работы подъемной устоновки в сутки t- не более 6ч.
Число рабочих дней в году N- 300 дней.
Коэффициент неравномерности подъема С=13÷15.
Выбор подьемного сосуда.
Подъемные сосуды – одноэтажная клеть типа 1НВ3 с размерами в плане 31 х 137 м (вместимость 18 человек) и противовес. Клетевой подъем обслуживает горизонты -40 м; -120 м (I п.к.) и горизонты -200 м; -270 м (II п.к). Используется бадья БПСМ-20.
Hк=hр+hс+hпер+Rшк=10+ 5 + 4 + 1.5=22.5м (14.1)
где: hр- высота разгрузки сосуда; hс- полная высота сосуда; hпер- высота переподъема; Rшк- радиус копрового шкива.
Копер "Север-1" с которого выполнялась проходка ствола после
выполнения работ по его переоснащению (переустановка копровых шкивов герметизация навеска подъемных сосудов) остается на период постоянной эксплуатации месторождения. Размеры копра в плане на уровне земли 15х15 м высота 30 м.
Выбор подъемного каната.
Концевая масса Мконц=4700 кг
Длина отвеса каната при нахождении сосуда на конечной глубине м
Hо= Hш+ Hк=500+30=530м (14.2)
Расчетная масса 1 м каната кгм
где: - временное сопротивление каната разрыву m- запас прочности каната - фиктивная плотность каната.
Действительный запас прочности принятого каната
Выбор подъемной машины
Требуемый диаметр шкива трения в случае применения отклоняющих шкивов определяется:
Dб > 78·dк мм (14.5)
где dK - диаметр головного каната
Dб > 78 · 30 = 2340 мм.
Требуемая ширина барабана подъемной машины мм
где: - число витков трения; - зазор между канатами; -число слоев навивки.
Максимальное статическое натяжение каната на барабане Н
Sст. мах = (Мконц + pHo)g = (4700+46*530)10 = 147 kH (14.7)
Максимальная разность статических натяжений каната Н
Sст. раз = (Мгр + pH)g = (1500+46*530)10 = 73 kH (14.8)
Выбираем подъемную машину Ц-35×24
Расположение машины относительно ствола шахты
Длина струны каната м
где: С- превышение оси барабана над нулевой отметкой; Е-удаление подъемной машины от ствола шахты.
Угол наклона струны к горизонту определяют по формуле
Нормальный часовой приток 171 м3ч
Максимальный часовой приток 346 м3ч
Глубина водоотливного горизонта шахты 500 м
Качество воды – нейтральная
Плотность воды ρ кгм3
Нормальный часовой водоприток по руднику в период полного развития горных работ с учетом остаточных водопритоков по вертикальным стволам технологических водопритоков от закладки выработанного пространства бурения орошения выработок и т.д. составляет 171 м3час. Максимальный -346 м3 час.
Главная водоотливная установка заглубленного типа расположена на гор. —270 м.
Выбор насосной установки
Требуется расчетная подача насоса:
(14.13) где QHn - нормальный часовой водоприток м3
Геометрический напор:
Нг = 500 + 3 + 1 = 504 м (14.14) Где 3 - ориентировочная геометрическая высота всасывания м
- превышения труб над уровнем земной поверхности
Ориентировочный напор насоса:
Нф=11 · Нг= 11· 504 = 5544 м (14.15)
Предусматривается установка трех насосов ЦНСКА 300-600 имеющих подачу Q = 206 мчас и оптимальный напор Нопт = 555 м. с электродвигателем ВАО2-560LA-4 мощностью 800 кВт каждый U=6000 В обеспечивающих откачку нормального суточного притока за 20 часов. Вода откачивается непосредственно на поверхность по одному из двух трубопроводов диаметром 250 мм проложенным в Вентиляционном стволе.
Необходимое число последовательно соединенных рабочих колес насоса
Напор насоса при нулевой подаче
Н0 = Zk · Нко =6 ·119=714 м. (14.17)
Насос проверяется по условию устойчивости работы
Нг ≤ 095 · Н0 = 095 ·714 = 678 м. (14.18)
Условие устойчивости соблюдается 504 678
Предусматривается оборудование водоотливной установки двумя напорными трубопроводами. Длина подводящего трубопровода 1п = 13 м в его арматуру входят: приемная сетка с клапаном и два колена.
Длина напорного трубопровода 984 м. Его арматура: одна задвижка один обратный клапан два колена и один тройник.
Оптимальный диаметр напорного трубопровода
donт = К · 00131 · Q0476 = 01979 м (14.19)
где К - коэффициент зависящий от числа напорных трубопроводов К = 1 при двух трубопроводах.
По расчетному значению оптимального диаметра принимаются трубы со стандартным наружным диаметром 219 мм. Для определения требуемой толщины стенки принимаем срок службы трубопроводов Т= 10 лет материал труб – сталь 20давление у напорного патрубка р= 6 Мпа.
где Д - наружный диаметр трубы м
р - давление в нижней части колонны труб Мпа
L1 - скорость коррозионного износа наружной поверхности труб (Li = 025 при ведении взрывных работ) ммгод
L2 = 02 - скорость коррозионного износа внутренней поверхности труб
Кс - коэффициент учитывающий минусовой допуск толщены стенки Кс = 15 %
Толщина стенки принимается 5 = 9 мм
Окончательно принимаются для напорного трубопровода трубы бесшовные горячедеформированные (ГОСТ 8732-78) с внутренним диаметром 201 мм и толщиной стенки 9 мм. Для подводящего трубопровода принимаются трубы с наружным диаметром 273 мм и внутренним 255 мм.
Скорость воды в подводящем трубопроводе:
Скорость воды в напорном трубопроводе:
Коэффициент гидравлического трения в подводящем и напорном трубопроводах:
Определяются суммарные потери напора в подводящем трубопроводе:
где Σ - суммарный коэффициент местных сопротивлений в зависимости от арматуры и фасонных частей трубопровода.
Потери напора в напорном трубопроводе:
Суммарные потери в трубопроводе:
Σh = Σhn + Σh = 11 + 639 = 647 м (14.26)
принимается Σh = 65 м.
Н = Нг + Σh = 504 + 65= 569 м. (14.27)
Характеристика трубопровода строится в соответствии с формулой
Где R-постоянная сети трубопровода;
Результаты расчетов для построения характеристики трубопровода.
Q= 337 м3ч; Н = 1028 м; н=075
Режим нахождения на рабочей части характеристики.
КПД трубопровода определяется по формуле:
Проверка высоты всасывания.
Геометрическая высота всасывания ориентировочно принято 3 м. действительная вакуумметрическая высота всасывания составит:
Нв = 3 + hn = 3 + 11 =41 м.
4 Водоотливные установки
В соответствии с данными гидрогеологической части проекта ожидаемый нормальный приток в подземные выработки будет составлять в 171 м3ч максимальный - 346 м3ч.
Откачку притоков подземных вод в период эксплуатации шахты намечается осуществить с помощью главной и зумпфовой водоотливной установок.
Главная водоотливная установка располагается у Вентиляционного ствола ниже гор. -270 м.
В насосной камере предусматривается установка трех центробежных
насосных агрегатов типа ЦНСКА 300-600 с электродвигателем ВАО2-560LA-4 мощностью 800 кВт каждый U=6000 В обеспечивающих откачку нормального суточного притока за 20 часов. Вода откачивается непосредственно на поверхность по одному из двух трубопроводов диаметром 250 мм проложенным в Вентиляционном стволе.
Насосная станция предусмотрена заглубленного типа. Для защиты от
затопления в ходках камер насосных и подстанций предусмотрены
водонепроницаемые перемычки с дверями на давление 01 МПа. Вентиляция
насосной и подстанции при закрытых дверях осуществляется с помощью
специально установленного вентилятора.
Схема коммутации насосов позволяет переключать каждый насос на любой из двух ставов. Для защиты от гидравлического удара насосы и водоотливные ставы оборудованы обратными клапанами.
Для сбора и откачки утечек в насосной станции предусматривается дренажный колодец и дренажные насосы.
Чистка всасывающих коллекторов производится взмучиванием с
последующей откачкой насосами главного водоотлива. Для взмучивания пульпы а также для освобождения нагнетательных ставов от воды при их ремонте ипредусмотрен трубопровод врезанный в вертикальные ставы.
Для монтажа и обслуживания оборудования в насосной камере предусмотрен электрический кран грузоподъемностью 510 т. Доставка оборудования в камеру предусмотрена по горизонтальной монтажной выработке оборудованной электрической талью гп 510 т.
Проектом предусматривается полная автоматизация работы главных
водоотливных установок.
Насосные камеры обеспечены телефонной связью с диспетчером шахты и тместной связью аппаратами ПГС между насосной и подстанцией. Техническая характеристика и основные параметры главных водоотливных и становок по периодам строительства приведены в таблице 14.2.
Зумпфовая водоотливная установка Вентиляционного ствола в каждый из периодов строительства принята бескамерного типа. В зумпфе ствола ниже отметки крепления натяжных канатов размещаются два погружных насоса (1 рабочий 1 резервный) типа ПФ2-65160.132. Вода откачивается на горизонт по которому самотеком по водоотливным канавкам поступает в водосборники главной насосной установки. Спуск и подъем насоса из зумпфа предусмотрен при помощи тали электрической гп 05 т.
Работа зумпфовой установки предусмотрена в автоматическом режиме.
Техническая характеристика насоса ПФ2-65160.132 (Иртыш 30ПФс):
- максимальная высота нагнетания м 20
- мощность электродвигателя кВт 30
Изготовитель: Предприятие "Взлет" ОДО г. Омск.
Таблица 14.2 – Техническая характеристика и основные параметры водоотливных установок.
Наименование параметра
Расчетное значение водопритоков
Геодезическая высота подъема воды
Дополнительный напор
Мощность электродвигателя
Количество установленных насосов
в т.ч.: рабочих резервных в ремонте
Количество водоотливных ставов
Диаметр водоотливных ставов
Расчетный напор насоса
Число рабочих насосов при
суточного водопритока
3 ПНЕВМАТИЧЕСКОЕ ХОЗЯЙСТВО
Производительность компрессоров
Энергия сжатого воздуха применяется для снабжения самоходных буровых установок пневмозарядчиков насосов местного водоотлива установок для возведения набрызг-бетонной крепи пневмцилиндров механизмов околоствольных дворов и др.
Производительность компрессорной станции определяется по формуле:
Vк = Кр · Кo · nп · Vп · Ки + Vут · 1 м3мин (14.30)
где Кр - коэффициент резерва производительности компрессорной станции на не учетные потребители Кр = 11;
Кo - средневзвешенный коэффициент одновременности работы потребителей К0 = 08;
nп - число потребителей энергии сжатого воздуха;
Vп - номинальный расход воздуха одним потребителем м3 мин;
Кн - коэффициент учитывающий увеличение расхода воздуха в связи с износом потребителей Ки= 115-12;
Vут - допустимые утечки через не плотности на километр магистрального трубопровода 5 м мин;
- длина воздухопровода по шахте км.
Основные потребности энергии сжатого воздуха по руднику сведены в таблицу.
Потребители сжатого воздуха
Общее количество воздуха
Проходческие работы:
Горно-капитальные работы:
Приготовление и транспорт закладочного бетона
Механизмы околоствольных дворов и дозаторных
Механизмы надшахтных зданий
Учитывая возможное изменение характеристик компрессоров в процессе эксплуатации а также возможное увеличение числа и мощности потребителей принимаются пять компрессоров К-500-61-1 производительностью 525 м3мин. Конечное абсолютное давление 09 мПа частота вращения мотора 7636 обмин; синхронный двигатель СТД-3200-2 мощностью 3600 кВт с напряжением 6000 В и скоростью вращения 3000 обмин. Из пяти компрессоров три находятся в работе и два в резерве.
Рис. 14.3. Расчет воздухопроводной сети.

промплощадка.dwg

Д. 130404.0000.000 ВКРИ
Ген. план промплощадки
горного дела гр.РPМ-07
Проектирование разработки
системой разработки
Генеральный план промплощадки Сафьяновского месторождения

ТЭП.dwg

130404.0000.001 ВКРИ
Геология месторождения
Проектирование разработки
системой разработки
Д. 130404.0000.000 ВКРИ
горного дела гр.РPМ-07
Технико-экономические
Подэтажно-камерная система разработки с закладкой. Высота подэтажа 10 м
Удельный расход ВВ на 1т
Производительность труда

проходка.dwg

(Verwendungsbereich)
(Modell- oder Gesenk-Nr)
График цикличной организации работ
Настил пешеходного трапа
Устройство водоотливной канавки
Поперечное сечение штрека Sсв=15
Данные о шпурах и зарядах
УГГУ кафедра ГД гр. РРМ-07
График выходов рабочих
Схема расположения шпуров М 1:50
Д. 130404.0000.000 ВКРИ
Очеред- ность взрывания
Квалификация рабочих

геология.dwg

Д. 130404.0000.000 ВКРИ
горного дела гр.РPМ-07
Геология месторождения
Проектирование разработки
системой разработки
- андезит-базальтовый комплекс
их брекчии; 2 - известняки; 3 - риодациты
их лавокластиты с прослоями вулканогенно-осадочных пород; 4 - серпентинизированные
рассланцованные ультрабазиты; 5 - цинковая руда; 6 - медно-цинково-колчеданная руда; 7 - контуры рудоносной зоны
Геологический разрез Сафьяновского медноколчеданного месторождения
Схема размещения главных колчеданных районов на Урале
Геология Сафьяновского месторождения М 1:10000

план горизонта.dwg

Д. 130404.0000.000 ВКРИ
План горизонта -200 м
горного дела гр.РPМ-07
Проектирование разработки
системой разработки

система 10м.dwg

Подэтажный транспортный штрек
УГГУ кафедра ГД гр. РРМ-07
Вентиляционно-ходовой востающий
Подэтажно-камерная система
Д. 130404.0000.000 ВКРИ
Подэтажно-камерная система разработки с закладкой
Вариант расположения камер по простиранию рудного тела и высотой подэтажа 10 м
Проектирование разработки

Вентиляция.dwg

Д. 130404.0000.000 ВКРИ
горного дела гр.РPМ-07
Проектирование разработки
системой разработки
Схема вентиляции на Сафьяновском месторождении М 1:2000

01 Верт.dwg

Водоперепускной восстающий
Автотранспортный съезд
Д. 130404.0000.000 ВКРИ
Вертикальная схема вскрытия
горного дела гр.РPМ-07
Главный водоотливный комплекс
Водоперепускной восстающий -120+48
Водоперепускной восстающий -120+56
Портал закладочного горизонта
Закладочная выработка
Закладочный горизонт
Портал автотранспортного съезда
Ствол "Вентиляционный" (клетевой)
Закладочная скважина
Вертикальная схема вскрытия Сафьяновского месторождения
Проектирование разработки
системой разработки

пнев.docx

14.3. Пневмохозяйство
Сжатый воздух при использовании в шахте импортного самоходного оборудования потребуется:
- для очистки шпуров при бурении воздушно-водяной смесью;
- для присоединения к буровым установкам в случае выхода из строя их компрессора;
- для использования с водяными оросителями в пунктах выпуска для пылеподавления.
Исходя из этого потребность подземной шахты в сжатом воздухе составит с учетом расхода на закладочные работы не более 50 м3мин.
Потребителями сжатого воздуха на поверхности шахты являются подъемная установка (тормозная система) привод противопожарных ляд в копре и закладочный комплекс. Общий расход воздуха потребителями промплощадки Вентиляционного ствола составит ~ 30 м3мин.
Для снабжения всех машин и механизмов рудника сжатым воздухом проектом предусматривается компрессорная станция на поверхности шахты. Она оборудуется двумя винтовыми компрессорами типа GA 500 и двумя ресиверами объемом по 1 м3.
В подземные выработки сжатый воздух подается по трубопроводу диаметром 150 мм проложенному по Вентиляционному стволу. На рабочих горизонтах сжатый воздух поступает к потребителям по трубам диаметром 150 100 мм.
Для потребителей прирельсового склада цемента который размещается на существующей промплощадке Хвощевского карьера проектом предусматривается установка непосредственно на складе цемента одного винтового компрессора типа GA 7.
Потребителями сжатого воздуха при проходке вскрывающих выработок являются следующие механизмы расположенные в проходческом забое ствола "Вентиляционный": породопогрузочная машина КС-3М перфораторы бурильная установка забойный насос Н-1М.
Требуемый расход воздуха с учетом одновременности использования механизмов составит ~70 м3мин. Для снабжения сжатым воздухом потребителей в стволе принята модульная компрессорная станцию GA 500 фирмы Атлас Копко которая в дальнейшем может быть использована при отработке месторождения. Компрессорная установка располагается на площадке ствола в помещении сблокированном с проходческой вентиляторно-калориферной установкой. Воздух от компрессорной станции подается в ствол по трубопроводу диаметром 150 мм проложенному по стволу до проходческого полка.
Техническая характеристика компрессора GA 500:
- тип компрессорамаслозаполненный винтовой
Изготовитель – Атлас Копко Швеция