Выбор и расчет системы разработки

Выбор и расчет системы разработки

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Аграрно-Технический колледж

Курсовая работа

По дисциплине: «Горное дело и БВР»

Тема: Выбор и расчет системы разработки

спец. 1905002

Манвайлер А.А.

Проверил: ст. преподаватель

Морозов А.Н.

г. Зыряновск 2011 г.

Содержание

разработка блок руда очистная геологическая

1.  Описание принятой системы разработки

2.       Расчет параметров систем разработки, определить геологические запасы руды блока, камеры

.        Построение календарного графика первоочередной подготовки и нарезки блока

.        Расчет параметров отбойки руды

.        Построение календарного графика очистных работ

.        Достоинства и недостатки системы разработки

.        Охрана труда и техника безопасности

.        Список используемой литературы

1.Описание принятой системы разработки

Системы разработки с магазинированием руды

При системах разработки с магазинированием руды в блоке отбивают послойно в восходящем порядке и оставляют на длительный срок в очистном пространстве. Ввиду того, что она занимает больший объем, чем в массиве, необходимо до 30% руды по мере отбойки выпускать, оставляя под кровлей свободное пространство высотой около 2 м. Отбитая руда препятствует отслаиванию вмещающих пород в процессе выемки блока и служит основанием (платформой) для рабочих очистного пространства.

После окончания полной отбойки в блоке производят общий выпуск руды, выработанное пространство остается открытым, его заполняют закладкой или подвергают обрушению.

Основным условием применения систем разработки является устойчивость рудного массива и вмещающих пород. Руда не должна слеживаться, окисляться и самовозгораться. Угол падения рудной залежи должен быть не менее 550.

Система разработки с магазинированием руды блоками.

Сущность системы разработки состоит в том, что рудную залежь, подготовленную этажным способом, разделяют на отдельные выемочные блоки, запасы руды в которых отрабатывают в восходящем порядке с потолкоуступным забоем со шпуровой отбойкой, а управление кровлей осуществляют магазинированием руды.

Условия применения. Систему применяют при отработке крутопадающих (не менее 550) маломощных рудных залежей (0,6-3,0 м) с устойчивой рудой и весьма устойчивыми боковыми породами.

Параметры системы. Этаж высотой 50-60 м по простиранию разделяют на выемочные блоки длиной 40-60 м. Восстающие через 4-6 м сбивают с очистными камерами ходками. Расстояние между выпускными выработками днища (дучками) не превышают 5-6 м, толщина потолочины составляет в среднем 3-4 м.

Подготовительно-нарезные работы. Подготовка блока включает проведение откаточного и вентиляционного штреков, материально-ходовых восстающих, блокового рудоспуска. Нарезка - проведение подсечного штрека, выпускных выработок днища (дучек, разворонок дучек), отрезных восстающих.

Очистная выемка. Очистную выемку ведут потолкоуступным забоем с длиной уступа 10-12 м и высотой 1,5-2,0 м или сплошным забоем по всей длине блока. Цикл очистной выемки включает обуривание с поверхности магазинированной руды горизонтальных и восходящих шпуров и их взрывание, проветривание, выпуск излишков руды и оборку кровли. Количество выпускаемой руды зависит от ее разрыхления. При достижении очистной выемкой границы подштрекового целика (потолочины) начинают выпуск из блока всей замагазинированной руды. Выпущенную руду до блокового рудоспуска доставляют скреперными лебедками. Подштрековый целик (потолочину) отрабатывают перед окончательным выпуском руды из блока. При необходимости сохранения штрека потолочину не отрабатывают.

Технико-экономические показатели: потери руды 5-8%; разубоживание руды 5-10%; производительность труда забойного рабочего 8-12 т/смену; удельный расход подготовительно-нарезных выработок на 1000 т руды 6-8 м; удельный расход ВВ на отбойку 0,500-0,750 кг/т.

Система разработки с магазинированием руды и скважинной отбойкой

Сущность системы разработки состоит в. том, что рудную залежь, подготовленную этажным способом, разбивают на отдельные выемочные блоки, запасы руды в которых отрабатывают в восходящем порядке комплектом глубоких скважин, а управление кровлей осуществляют магазинированием руды.

Условия применения. Систему применяют при отработке крутопадающих мощных и весьма мощных рудных залежей со средней ценностью руды. Рудный массив и вмещающие породы должны быть устойчивыми (допускается средняя устойчивость вмещающих пород).

Параметры системы. Высота этажа 60-80 м, длина блока 60-80 м, ширина блока равна мощности рудной залежи. Расстояние между скреперными ортами принимают 10-12 м, толщина потолочины (подштрекового целика) не менее 8-10 м; толщина отбиваемого слоя - 3-5 м.

Подготовительно-нарезные работы. Подготовка включает проведение откаточных штреков, соединительных ортов на откаточном горизонте, блоковых восстающих. Нарезка состоит в проведении скреперных штреков, буровых камер и ходков из восстающих, выпускных выработок днища (дучек, разворонок дучек), подсечного штрека и отрезного восстающего.

Очистная выемка. Очистные работы в блоке начинают с расширения отрезного восстающего пройденного из подсечного штрека, в отрезную щель. Производят послойную отбойку руды горизонтальными или слабонаклонными веерами скважин. При этом, после отбойки первого слоя, руду из камеры выпускают полностью, а при отбойке второго - магазинируют, выпуская только излишки - 30-40%. Выпуск руды до выпускных воронок днища осуществляется под действием собственного веса. Выпущенную руду по скреперному орту доставляют до погрузочных полков, где осуществляют погрузку в откаточные сосуды (вагонетки).

Технико-экономические показатели: потери руды 15-16%; разубоживание руды 15-20%; производительность труда забойного рабочего - 60-80 т/смену; расход подготовительно-нарезных выработок на 1000 т руды 4-6 м; удельный расход ВВ на отбойку - 0,350-0,450 кг/т.

Принимаем систему разработки с магазинированием руды с мелкошпуровой отбойкой очистного пространства. Ширина блока 3м, длина 50м, высота 50м. Камера после выемки руды заполняется закладкой.

2.Расчет параметров систем разработки, определить геологические запасы руды блока, камеры

Определить геологические запасы руды блока, камеры.

Vr=m * L * h * γp (Т)

Где: m - истинная мощность рудного тела,

L - длина камеры (м)- наклонная высота рудного тела,

γp - плотность руды (м3/т)

Vr=20м*50м*50м*3.9м3/т=19500т

Извлекаемые запасы определяются по формуле:

Vизв=Vr*kизв

Где: kизв - коэффициент извлечения руды,

kизв=1-(П/100)

П - потери руды (%)

По заданию потери руды составляют 5-8 %

kизв=1-(8/100)=0,92

Vизв=19500*0,92=17940т

3.Построение календарного графика первоочередной подготовки и нарезки блока

Для построения графика первоочередной подготовки нам нужно узнать количество и объём подготовительных выработок.

Рассчитываем количество суток затраченных на подготовку блока.

На основание табличных данных строим календарный график

На основании графика делаем вывод, что на подготовку блока потребуется примерно 21 сутки.

.Расчет параметров отбойки руды

Расчет ВВ на проектную величину подвигания забоя за цикл определяется по формуле:

, кг,

Q=0,73 * 150 * 4 * 0,9=394 кг

где - удельный расход ВВ, кг/м3;

- проектная площадь сечения забоя, м2;

- объем взорванной породы в массиве за цикл, м3;

- глубина шпуров, м;

- коэффициент использования шпуров (КИШ).

Коэффициент использования шпуров определяется по формуле:

,

где - уходка забоя за один цикл, м.

Удельный расход ВВ определяется по формуле Н.М. Покровского:

, кг/м3,

q=0,9 * 0,9 * 1,1 * 0,89=0,73

где - удельный заряд условного ВВ, кг/м3;

 - коэффициент зажима породы;

 - коэффициент структуры породы;

 - коэффициент относительной работоспособности ВВ.

Значения удельного заряда условного ВВ определяется из таблицы 1.

Таблица 1 - Удельный заряд условного ВВ в зависимости от крепости пород

Значения удельного заряда условного ВВ принимаем равным 1.1

Значение коэффициента зажима  определяют по формуле:

Sпр=3м*50м=150м2

Коэффициент структуры породы  определяется в зависимости от свойств массива:

вязкие пористые породы = 2;

дислоцированные, с неправильным залеганием, мелкой трещиноватостью = 1,4;

сланцевые, с меняющейся крепостью и напластованием, перпендикулярным направлению шпура = 1,3;

массивно хрупкие = 1,1;

мелкопористые, неплотные = 0,8.

Принимаем значение = 1,1

Коэффициент относительной работоспособности ВВ определяется по данным таблицы 2.

Взрывчатое вещество - гранулит АС - 8

Таблица 2 - Расчетные коэффициенты эквивалентных зарядов ВВ по идеальной работе взрыва (эталон - аммонит № 6ЖВ)

Число шпуров на забой определяется по формуле Н.М. Покровского:

,

где  - весовое количество ВВ, приходящееся на единицу длины шпура, кг/м;

- коэффициент заполнения шпура;

- удельный расход ВВ, кг/м3;

- проектная площадь сечения забоя, м2;

- величина КИШ.

Для гранулированных ВВ вместимость 1 м шпура определяется по таблице 3.

Диаметр шпура 42мм

Таблица 3 - Расчетная вместимость 1 м шпура для гранулированных ВВ

Значения коэффициента заполнения шпура принимают равным 0,7-0,85 в зависимости от крепости горных пород. Меньшие значения а принимать для пород слабых и средней крепости (f≤10), большие значения - для крепких и очень крепких пород (f>10).

Значения линий наименьшего сопротивления (ЛНС) для отбойки шпуров диаметром 42 мм с учетом крепости пород и типа ВВ рекомендуется принимать по таблице 4

Таблица 4 - Линии наименьшего сопротивления (ЛНС) для отбойки шпуров диаметром 42 мм

При моих условиях значение ЛНС равняется: W=0,82

Взрывание забоя выработки выполняется в соответствии с паспортом буровзрывных работ, в котором указываются: породы, число, диаметр и глубина шпуров, тип вруба, тип ВВ, величина зарядов, схема взрывания, ожидаемые результаты взрыва. При изменении свойств пород паспорт должен уточняться, он также периодически уточняется с учетом результатов взрыва.

Объем отбитой горной массы в забое при известных ЛНС и мощности залежи находим из выражения

,

где  - мощность залежи, м;

-число взрываемых рядов шпуров; Nр=102/2=51

- уход забоя за цикл, м;

 - длина шпура, м;

 - коэффициент использования шпура;

 - угол наклона шпура.

С учетом вышеприведенного выражения для  получим

,

Vотб=0,82*1.4*51*4*0,9*Sin=168 м3

Число шпуров в ряду (округляется до целого)

Мощность залежи 3м

Угол =750

,

Nш=(1.4-2*0,2)/0,7+1=1шп

где = 0,2-0,03 м - расстояние от стенок очистного пространства до оконтуриваюших шпуров.

Общая длина шпуров

, м

Lш=1*4*51=204 м

Длина шпуров на 1м3 отбойки руды

, м

 м

Выход руды

, м3/м

 м3/м

Общий расход ВВ на отбойку

, кг

Qвв=1,478*204*0,72=217.08 кг

где - масса заряда ВВ на 1м шпура, кг/м.

=0,8-0,9 - плотность заряжания;

 - коэффициент заполнения шпура(0,6-0,72);.

Масса заряда ВВ, приходящаяся на 1 м при различных диаметрах шпура

, мм 32 34 36 38 40 42 44

, кг/м 0,658 0,968 1,086 1,21 1,34 1,478 1,622

Удельный расход ВВ на отбойку (реальный для принятых условий)

, кг/м3.

q=217.08/204=1,06 кг/м3

По заданию камера после отработки закладывается закладкой. Производительность закладочного комплекса 300м3/сут. Объём камеры 7500м3

Количество суток на закладку:

/300=25суток

При построении календарного графика отработки камеры берём за основу нормы выработки на очистные работы, приведённые в таблице.

Таблица 5 - Нормы выработки на очистные работы при отработке блока

Продолжительность бурения скважин одного слоя

Тбур=Lшп/(nбур * Нвыр) =204/(2*15)=6.8 смен

Где : Lшп - общая длина шпуров

nбур - количество буровых машин

Продолжительность заряжания шпуров одним зарядчиком

T3 = L3 = 293,97 = 3,1 смен

п3, * Нвыр 1*92

Где: L3 - общая длина заряда ВВ на слой, - 293,76м- количество зарядчиков, n3 -= 1

Hвыр - норма выработки на заряжание скважин,

Нр.з = 92м/чел*см

Принимаем продолжительность проветривания после взрыва tnp = 1 смен

Продолжительность доставки руды электровозным транспортом.

Число отрабатываемых слоев в камере

N сл =Hк / Hо.с =50м/3,8м=13

Где: Нк - высота камеры

Но.с - высота слоя

Тогда продолжительность обуривания камеры

Тбур.к.= t6 * Nсл.кам. = 6.8*13 = 88,4 смен

Продолжительность заряжания скважин

Т3.к. - tз * Nсл.кам = 3,1 * 13 = 40 смен

Продолжительность проветривания после взрыва слоев в камере

Тдк = t3 * Nсл.кам = 1 * 13= 13смен

Количество закладочного материала, необходимо для закладки камеры

з=Vk*КЗ* У*(1+В )м3

где Vк -объем камеры, м 3

к = Вк * Нк * Lk

где Вк -ширина камеры Вк = 3 м (ширина камеры равна горизонтальной мощности рудного тела)

Нк - высота камеры, Нк = 50м- длина камеры, Lk =50м

КЗ -коэффициент полноты закладки КЗ = 0,75 - 0,8

У - коэффициент, учитывающий усадку закладки У= 1,06

В - коэффициент выноса закладочного материала водой = 0,5

Тогда Q3 = 7500 * 0,8 * 1,06 * (1 + 0,5) = 9540 м3

Продолжительность закладки камеры составит

Тзак.к. = Qз / Рз.к = 9540 / 300 = 31

где Рз.к -производительность закладочного комплекса, м3/смену

Рз.к = 300м3/см. (при числе рабочих дней в году 305)

6.Достоинства и недостатки системы разработки

Достоинства: небольшой объем подготовительно-нарезных выработок; благоприятные условия для работы забойных рабочих и высокая эффективность буровзрывных работ; минимальный объем работ по креплению очистного пространства; высокая интенсивность разработки месторождения.

Недостатки: довольно ограниченные условия применения (угол падения не менее 550, отсутствие резких раздувов и пережимов, недопустимость слеживания, возгорания и окисления руды); невозможность выдачи руды из блока по сортам; значительное разубоживание руды отслаивающих вмещающимися породами, в особенности при отработке тонких (до 1,0 м) рудных залежей.

. Охрана труда и техника безопасности

Проект выполнен в соответствии с требованиями действующих правил безопасности, правил эксплуатации, строительных норм и инструкций.

При ведении горных работ в местах интенсивного пылеобразования (разгрузочные, погрузочные камеры, дозаторные) предусматривается установка пыле отсасывающих систем, подавление пыли с помощью воды.

В днищах выемочных блоков предусмотрено создание из твердеющей закладки временных предохранительных целиков, обеспечивающих безопасность ведения очистных работ в блоках нижерасположенных горизонтов.

На рабочих горизонтах предусмотрено устройство противопожарных дверей, противопожарных складов, оборудованных соответственно нормам.

Горные работы должны вестись в соответствии с принятой проектом технологией выемки руды и проходки выработок, с соблюдением требований нормативных документов.

Горные работы на руднике предусматривается производить в соответствии с действующей отраслевой нормативно-технической документацией: правилами безопасности и технической эксплуатации, инструкциями на выполнение отдельных видов работ, нормами и правилами, руководствами, методическими указаниями, рекомендациями и др.

Зарядку шнуров и скважин предусматривается осуществлять зарядчиками типа Ульба-С 1 А, Ульба-400, ЗП -25.ЗГТ -5, ЗП -2;доставку ВМ в забой -специальной машиной.

Массовые взрывы в камерах блоков предусматривается производить в конце рабочей недели: взрывы в проходческих и слоевых очистных забоях - в конце рабочей смены. В принятых конструкциях систем разработки с бетонной закладкой часть запасов руды блоков предусматривается отрабатывать в условиях одностороннего и двухстороннего контакта с закладкой. Для безопасной и эффективной отработки запасов руды камер при одностороннем контакте с закладкой предусматривается:

проходку бурового орта, как правило, производить на границе рудного закладочного массива;

временное оставление рудной корки мощностью 1,5 - 2,0 метра на контакте с закладкой;

ограничение одновременно взрываемого количества ВВ.

1.       Основы горного дела. Егоров П.В., Бобер Е.А., Кузнецов Ю.М., и др. Издательство Московского государственного горного университета.2000 г. 408с.

2.       Мельников Н.И. Проведения и крепление горных выработок. Недра 1988г. 336с.

.        Справочник по горному делу. Под редакцией В.А. Гребенюка, Я.С. Пыжьянова, И.Е. Ерофеева. Недра 1983г. 816с.