Месторождение "Хайдаркен"

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ КЫРГЫЗСКОЙ РЕСПУБЛИКИ

КЫРГЫЗСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ им. И.Раззакова

ИНСТИТУТ ГОРНОГО ДЕЛА И ГОРНЫХ ТЕХНОЛОГИЙ

им. академика У.А.Асаналиева

Кафедра «ПРМПИ»

ОТЧЕТ

по второй производственной практике

месторождение «Хайдаркен»

Выполнили: студенты гр. Р-1-12

Принял: доцент Жетигенов Б.

Бишкек 2016

1. Характеристика района и месторождения

Ртутно-сурьмяные месторождения Хайдарканского рудного поля расположены на территории Кадамжайского района Баткенской области Кыргызской Республики.

Ближайшим пунктом на железной дороге является областной центр Узбекистана, город Фергана, который отстоит от месторождения в 80км. Автодорога, которая соединяет эти пункты, имеет хорошее гудроно- асфальтовое покрытие и открыта для движения круглый год. И лишь на подступах к месторождению, в районе перевала Метин-Бель (абсолютная отметка -2166м) она иногда заноситься снегом. До областного центра- города Баткен -82км по хорошей с асфальтовым и гудроновым покрытием дороге.

Хайдарканское рудное поле расположено на северном борту одноименной долины, вытянутой в широком направлении. Ширина долины от 3-6км. Северный борт Хайдарканской долины сложен грядой Ишме-Тау, южные склоны которой расчленены сухими саями меридиального направления. Южный борт долины образует горы Тескей и Курук-Тау, прорезанные меридиальными ущельями рек Алаудин, Гавян, Уру-Сай и др. Их воды быстро поглощаются мощными галечниками долины. Поверхность рудного поля резко расчленена и характеризуются крутыми известковыми обрывами и безводными саями. Источники воды с небольшим дебитом приуроченных лишь к зонам разломов.

Абсолютные отметки отдельных участков колеблются от 1360м до 2350м. Относительные превышения их над Хайдарканской долиной достигает 400м.

Отметки рудничного поселка около 2000м над уровнем моря.

Климат в Хайдарканской долине умеренно-континентальный. Среднегодовая температура + 6,6 градусов по Цельсию, наибольшая отмечается в июле и августе и составляет +28 градусов по Цельсию, а наименьшая в январе - 20 градусов по Цельсию. Безморозный период составляет 180 дней.

Средне годовое количество осадков равняется 415мм, в том числе в виде снега - 130мм. Максимум осадков приходиться на апрель-май, минимальное количество - на август-сентябрь. Обильные снегопады отмечаются в феврале-марте. Преобладающее направление ветров - западное, реже восточное.

2. Геологическое строение участка

месторождение геологический горный столбовой

В строении Хайдарканского рудного поля, по данным Г. А. Поршнякова, А. И. Гончарова и других геологов, принимают участие толщи известняково- доломитового (алайский тип), и известнякового разрезов (актурский тип).

Известняковые толщи актурского типа слагают Ишметаускую моноклиналь. Кремнисто-известково-терригенные отложения - Шорбулак-ская структура, протягивается вдоль основания северного подножия хребта Ишме-Тау. Кроме того, они обнажаются в положении аллохтона в Центральном синклинальном прогибе и в виде небольших тектонических остатков отмечаются на толубайских сланцах алайского типа разрезов, слагающего Хайдарканскую антиклиналь. Эта антиклиналь занимает центральную часть Карабулак-Карадаванской структуры и осложнена Южной и Северной антиклиналями третьего порядка.

Силурийская система, нижний отдел, ландаверийский ярус (S₁L_n).

Углисто-глинистые сланцы слагают тектонический останец при водораздельной части хребта Кара-арча. Мощность их по данным бурения 150м.

Нижний отдел, венлокский ярус, верхний под ярус, верхний отдел, лудловский ярус, нижний под ярус, Пулъгонская свита (S_1-2p).

Глинистые сланцы и алевролиты с прослоями зеленовато серых полимиктовых песчаников обнажаются у подножья западной части хребта Ишме-Тау. Мощность 300-350м.

Выходы сланцев пульгонской свиты вдоль южных и северных склонов

хребта Кара-Арча, Медной горы, Северной Плавиковой горы надвинуты на толщи разрезов алайского типа и слагают основание кремнисто-известково-

терригенного разреза.

Здесь сланцы преимущественно глинистые, реже углисто и песчано- глинистые с линзами битуминнозных известняков. Неполная мощность 350-

400м.

Верхневенлокский-нижнелудновский возраст обоснован многочислен-ными сборами грантолитов.

Силурийская система, верхний отдел, лудловский ярус-девонская система, нижний отдел, нерасчлененные

Ишметауская (S₁l) и матчайская (S₂-B₁m) свиты

Характеризуются известняками, слагающими актурского типа разрезов. Возраст свит подтвержден многочисленными сборами брахиопод и караллов. Общая мощность свит более 700м.

Девонская система, нижний отдел

Джидалинская свита (D₁d) представлена глинистыми и песчано- глинистыми сланцами. Среди сланцев отмечаются прослои полимиктовых песчаников, гравелитов, конгломератов криноидных известняков. Стратиграфическая граница с пульгонской свитой в связи с литологическим

сходством, нечеткая. Мощность 300-500м, изредка более 800м.

Нижний - средний отделы нерасчлененные

Араванская свита (D_1-2av). Сложены диабазами, диабазовыми порфиритами, спилитами, вариолитами и их туфами. Мощность 200-300м.

Нижний - средний отделы, эйфелъский ярус

Актурская свита (D_1-2at).Известняк светло-серый, небольшой мощности.

Средний отдел. Охнинская свита (D₂O). Состоит из трех пачек.

§ Нижняя пачка (D₂O₃) представлена доломитами и доломитизированными известняками мощностью до 200м.

§ Средняя пачка (D₂O₂), сложена известняками и доломитами тонкослоистыми, мощностью 250м.

§ Верхняя пачка (D₂O₃), выполнена амфипоровыми известняками мощностью до 300 м.

Девонская система, верхний отдел - каменноугольная система, нижний отдел, визейский ярус, нерасчленненые (D_3-C_1v).

Характеризуются известняками светлыми тонкослоистыми, темно- серыми оолитовыми, псевдоолитовыми, форамилиферовыми, конгломера-товыми. Общая мощность 500-600м.

Каменноугольная система, нижний отдел. Визейский ярус (C_1v)

Массивные серые известняки имеют широкое распространение. Наиболее полно отложения представлены в алайском типе разрезов, где мощность их более 500м.

Нижний отдел, визейския ярус-средний отдел, багикирский ярус, нерасчлененные (C_1-v - C_2-b)

Выполнены известняками серыми с прослоями и линзами кремней. Мощность 50-100м.

Нижний -- средний отделы нерасчлененные

Сиютская свита (C_1-2st). Сложена известняками средне слоистыми, с прослоями кремния. Мощность 120-150м.

Развита в северной Хайдарканской структуре. Она представлена средне- и тонко слоистыми известняками. Мощность от 50 до 300м.

На правом борту Зархара газские известняки с подорванными контактами залегают на слащах джидалийской свиты. Мощность их здесь от 80м.

Средний отдел, башкирский ярус. Туюкданчинская свита (С₂td)

Характеризуется пятнистыми известняками. Мощность их в основном

массиве алайского типа разреза до 80м, а в надвинутой чешуе сокращенного

разреза Южной структуры 0-10м.

Московский ярус. Пыркафская свита (C₂p)

Известняки свиты включают карбонатную часть алайского типа разрезов и распространенны широко. Встречается множество остатков фузулинида, определяющих возраст свиты, как нижне московский. Мощность 25-35м, в Северной структуре - иногда более 100м.

Известняки пыркафской свиты являются основным рудовмещающим горизонтом для ртутного оруденения. В случае, когда их мощность увеличивается до 100м, рудоносной является лишь верхняя часть известняков, составляющая 30-35м. В сокращенных разрезах мощность не превышает 15м.

Толубайская свита (С₂tl).

Представлена терригенными отложениями, перекрывающие пыркафские известняки. Они образуют экран для гидротермальных растворов, являясь тем самым, одним из определяющих факторов для рудообразования. В пределах Южной антиклинали толубайская свита представлена песчано-глинистыми сланцами с редкими прослоями известняковых полимиктовых песчаников, конгломератов и гравелитов, мощностью 150-300м.

В Северной антиклинали свита разделяется на 3 пачки. Наиболее выдержанная нижняя пачка (C₂tl A), сложена конгломератовидными известняками и известковыми конгломератами с прослоями алевролитов. Мощность пачки до 100м. Известняки в зонах разломов обычно кальцитизированы, окварцованы и являются рудовмещающими для ртутно-

сурьмяно-флюоритового оруденения.

Изверженные породы в пределах Хайдарканского рудного поля представлены диабазовыми порфиритами, кварцевыми альбитофирами и сиенит - монцонитами.

Дайки диабазовых порфиритов приурочены к крутопадающим меридиональным трещинам разрывов. Они секут обычно породы карбона, но

встречаются и среди более древних отложений.

Мощность даек довольно постоянная 1-1,5м, а длина по простиранию до 200-300м. Дайки зарудные: в гидротермально-измененных разностях их установлена киноварь.

Кварцевые альбитофиры обнаружены в северной части рудного поля, вблизи зон Ишметауского надвига среди сланцев силура. Тело кварцевого альбитофира имеет пастообразную форму и широтное простирание. Мощность от 1 до 5м. Протяженность 150м.

3. Горно-геологические условия

Угол падения рудного тела - 10-45°.

Мощность рудного тела - 10м.

Форма рудного тела - гнездообразная залежь, состоящая из джаспероидно-роговиковых брекчий (крепостью f=12 - 15).

Висячий и лежачий бок представлен известняками (крепость f = 12 - 15).

Объемный вес руды - 2,6 т/м³.

Потери П - 20 %

Коэффициент потерь Кп - 0,8.

Разубоживание - 15%

Коэффициент разубоживания Кр - 0,85.

Руда не склонна к слеживанию, самовозгоранию.

Приток воды (нормальный) составляет 150 м³/ч.

4. Горнотехническая характеристика месторождения

Горнотехнические условия эксплуатации месторождения сложные, что обусловлено морфологией рудных тел, небольшим их размером, высокой крепостью рудовмещающих пород, хрупкостью рудных минералов, резкими изменениями положения вмещающих пород (от почти горизонтального до крутонаклонного). Наблюдается частое чередование вмещающих пород от известняков и сланцев до джаспероидов и роговиков. Коэффициент крепости

их по шкале профессора Протодьяконова М.М.:

- сланцы 7-9, известняки 10-12

- джаспероиды и роговики 14-18

Гидрогеологические условия месторождения на различных участках различны. Уровень подземных вод в восточной части месторождения находится на отметке 1600 - 1700м, из-за чего горные выработки, расположенные выше этой отметки, практически сухие. Приток воды по ним

ожидается в количестве 5-10 м³/час.

Западный фланг месторождения расположен ниже уровня грунтовых вод, приток воды здесь значительный и колеблется от 100 м³/час до 300 м³/ч.

5. Физико-механические свойства горных пород

Таблица 1

Порода	Объемный вес, г, кг/см3	Предел прочности при одноосном сжатии, усж, кг/см2	Предел прочности на разрыв упр, кг/см2	Модуль упругости Ест*10-5 кг/см2	Коэффициент Пуассона	усж/ ур
Песчаники серые	2,56	1170	43	4,8-5,3	0,21-0,28	27,2
Песчаники окремненные	2,60	1572	60	4,3-9,1	0,19-0,28	26,2
Плотные углистые сланцы	2,66	798	111	4,7-6,8	0,33-0,34	30,7
Руда антимонитовая	2,83	714	32	1,8-2,1	0,22-0,10	22,3
Плотные окремненные известняки	2,60	1633	81	6,1-4,8	0,13-0,33	14,1
Плотные сильно окремненные известняки (джаспероиды)	2,60	2160	163	11,9-7,9	0,28-0,28	20,1
Роговиковая брекчия на кварцевом цементе	2,60	1662	93	4,7-6,4	0,18-0,19	24,1
Известняки светло-серые местами окремненные	2,68	1003	69	6,8-8,0	0,33-0,28	14,5
Известняки, кальцитовая брекчия	2,61	735	35	4,8-5,8	0,28-0,22	27,2
Известняки светло-серые кальцитизированные	2,64	1090	40	3,6-6,8	0,24-0,33	27,3
Арагониты	2,62	767	24	3,1-6,3	0,26-0,31	31,9
Сланцево-кальцитовая брекчия	2,72	867	63	3,8-5,8	0,33-0,20	12,7
Дробленные углистые сланцы (окремненные, брекчированные)	2,69	1794	72	6,9-7,5	0,24-0,21	24,9
Роговиково-кварцево-антимонитовая брекчия	2,75	1525	101	5,0-8,4	0,38-0,28	54,5
Крупнозернистые песчаники-конгломераты	2,53			4,5	0,24
Кварц	2,59			6,0	0,26
Массивные известняки с антимонитом и киноварью	2,72			6,0	0,33	34,7

6. Рентабельность разработки месторождения

Исходные данные

- содержание ртути в руде - Ар = 0,3%

Коэффициент извлечения при добыче Ug:

Извлечение конечного продукта при металлургическом переделе:

Оптовая цена 1т ртути

Ц_р = 800000 сом.

Балансовые и промышленные запасы месторождения.

1. Балансовые запасы месторождения:

где L - длина рудного тела по простиранию 800м.

Н - длина по падению 420м.

Мn - средняя мощность рудного тела 10м.

Y -- объемный вес руды 2.6 т\м³.

Z_б =800*420* 10*2.6=8736000 т.

2. Промышленные запасы месторождения:

тыс.т.

где Потери руды П = 20%

Разубоживание Р == 15%

3. Расчет годовой производительности рудника:

где: U -- среднее годовое понижение очистной выемки 10,25м;

К₁ -- поправочный коэффициент на угол падения рудного тела;

К₂ -- поправочный коэффициент на мощность рудного тела;

S - горизонтальная площадь рудного тела;

S =800* 10= 8000м²;

Y -- плотность руды в массиве;

К_п -- коэффициент потерь

К_р -- коэффициент разубоживания

т.

принимаем А_r == 200 тыс. т/год.

4. Месячная производительность рудника:

т. (2.6)

5. Суточная производительность:

т.

6. Сменная производительность:

т. (2.8)

7. Определение расчетного срока существования рудника.

(2.9)

8. Полный срок существования рудника. лет

где t₁ и t₂ -соответственно срок освоения и затухания подземных горных работ.

7. Вскрытие месторождения

Выбор способа вскрытия месторождения сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий месторождения, уровня развития техники и экономических показателей.

При проектировании горнорудных предприятий способ вскрытия месторождения выбирают методом вариантов на основе технико-экономического сравнения их в следующем порядке:

- из намеченных вариантов оставляют два-три лучших;

- по отобранным вариантам определяют объем горно-капитальных работ;

- по укрупненным показателям подсчитывают капитальные затраты и эксплуатационные расходы, зависящие от способа вскрытия, при этом одинаковые затраты и расходы исключают из расчета;

- если варианты экономически равноценны, то окончательный выбор способа

вскрытия производят с учетом технических факторов.

При технико-экономическом сравнении вариантов по укрупненным показателям место заложения вскрывающих выработок, высота этажа или ширина панели, потери и разубоживание руды принимаются ориентировочно на основе горно-геологической характеристики месторождения и практики разработки аналогичных месторождений, ориентировочными являются и принимаемые стоимостные показатели.

К эксплуатационным расходам, учитываемых при сравнении вариантов, относят расходы на поддержание и ремонт капитальных выработок, транспортирование полезного ископаемого на поверхность, водоотлив, вентиляцию и др.

Наиболее экономичным вариантом вскрытия считается тот, при котором удельные суммарные приведенные затраты будут минимальными.

Район Хайдарканского месторождения расположен в гористой местности, но шахтное поле рудника находится в долине исходя из горно-геологических условий (угла падения, мощности и глубины залегания) целесообразно вскрывать месторождение вертикальными стволами. Для технико-экономического сравнения рассматриваем два варианта:

I - вариант

Вскрытие вертикальными стволами, когда все горизонты являются

основными

II - вариант

Вскрытие вертикальными стволами, когда каждый второй горизонт -

концентрационный.

Технико-экономические расчеты

I - вариант

1. Капитальные затраты на проведение околоствольных дворов:

, сом (2.10)

где К_прод - затраты на проходку околоствольных дворов, сом/м³,

V_прод - объем околоствольных дворов, м³;

n - число этажей;

n₁ - число этажей при вскрытии групповыми квершлагами.

cом

Эксплуатационные затраты на поддержание околоствольных дворов

составляет 5-8 % от капитальных затрат:

2. Эксплуатационные расходы на откатку горной массы.

, сом/год (2.11)

где: А_год- годовая производительность рудника т/год;

L_кв - длина квершлагов, км;

С_от - стоимость сом/т на 1000м;

, сом/год.

3. На подъем руды

, сом/год (2.12)

Н_ст - глубина ствола, м;

С_под - стоимость подъема руды сом/100м;

, сом/год.

II - вариант

Капитальные затраты на проведение околоствольных дворов:

, сом (2.13)

, сом

Капитальных рудоспусков

, сом (2.14)

где К_прр- стоимость прохода рудоспуска, сом/м³;

S_р- сечение рудоспуска, м²;

L_р - длины рудоспуска, м;

, сом.

Квершлагов промежуточных горизонтов

, сом (2.15)

где К_пркв - стоимость проведения квершлагов, сом/м³

S_кв - сечение квершлага, м;

L_кв - длина квершлага, м.

, сом

Эксплуатационные затраты на поддержание околоствольных дворов

, сом

Капитальных рудоспусков

, сом (2.16)

где К_подр - стоимость поддержания одного метра, сом/м;

сом

Квершлаги промежуточных горизонтов

, сом (2.17)

где К_подкв - стоимость поддержания 1м квершлага, сом/м;

L_кв -длина квершлага, м;

, сом

Эксплуатационные расходы на:

откатку руды

, сом (2.18)

сом

Подъем руды

, сом (2.19)

, сом

Полученные результаты 1-го и 2-го варианта сведены в таблицу:

Таблица 2. Сравнение вариантов вскрытия.

Наименование затрат	Показатели
	I-го	II-го
Капитальные затраты на проведение:
- околоствольных дворов	54324000	27162000
- капитальных рудоспусков	-	3840000
- квершлагов промежуточных горизонтов	-	26208000
Итого	54324000	57210000

Таблица 3. Эксплутационные расходы.

Наименование затрат	Показатели
	I-го	II-го
Капитальные затраты на поддержание:
- околоствольных дворов	2716200	1358100
- капитальных рудоспусков	-	24000
- квершлагов промежуточных горизонтов	-	180000
- на откатку руды	1920000	960000
- на подъем руды	8120000	8120000
Итого	12756200	10642100

Удельные суммарные затраты, сом/ т

1.вариант , сом/т.

2. вариант , сом/т.

Варианты можно считать экономически равноценными, если

 (а₂>а₁)

Сравнивая полученные данные

Таким образом, по результатам сравнения принимаем I- вариант.

8. Выбор системы разработки

Выбор системы разработки осуществляется в две стадии:

I. По постоянным и переменным факторам.

II. Сравнение системы разработки по критерию максимизации дохода от разработки месторождения.

I. При выборе системы разработки первоначально отбирают все системы технически приемлемых в рассматриваемых случаях, затем из этих систем, по логическим соображениям, отбирают конкурентоспособные, т.е. системы, которые по сравнению с другими заведомо лучше по каким-то показателям.

В итоге остаются две-три системы, сравнение которых требует численных оценок (табл. 3.1).

Таблица 4. Сравнение систем разработки.

Факторы	С естественным поддержанием очистного пространства	С обрушением руды и вмещающих пород	С искусственным поддержанием очистного пространства
Постоянные: 1. Устойчивые руды и породы 2. Мощность - 8 м. 3. Угол падения - 10 градусов. Переменные: Руда средней ценности несамовозгорающийся и не слеживающийся Сохранение поверхности не обязательно.	Все Камерно-столбовая и сплошная система разработки.	Все, кроме принудительного обрушения.	Все Горизонтальные слои с закладкой, наклонные слои с закладкой.

Остаются: камерно-столбовая система разработки и сплошная система разработки.

Проведем экономическое сравнение конкурентоспособности систем разработки по формуле:

, (3.1)

где Ц_о - отпускная цена, сом/т;

А_к - содержание руды в концентрате, %;

С_пер - затраты на обогащение, сом/т;

С_д, С_тр - затраты на добычу и транспортировку, сом/т;

П, Р - соответственно потери и разубоживания;

А_р - содержание полезного компонента в руде, %;

Z_пер - коэффициент извлечения металла в концентрате;

Э - удельный доход, сом/т.

Камерно-столбовая система разработки:

Сплошная система разработки:

Таким образом, технико-экономическая оценка свидетельствует о целесообразности применения в рассматриваемых условиях варианта камерно-столбовой системы разработки. Поэтому принимаем её в проект в качестве основной системы.

Камерно столбовую систему разработки применяем в пологих и наклонных залежах малой и средней мощности система разработки с естественным поддержанием очистного пространства, при которой выемку ведут камерами, доставляют руду по камерам механизированным способом, а кровля поддерживается целиками. Руда и вмещающие породы должны быть устойчивыми. Камерно-столбовая система отличается от сплошной тем, что с целью увеличения числа забоев в панели или оставление сплошных опорных целиков (что повышает их прочность, облегчает последующую выемку) панель отрабатывают камерами. Камеры имеют прямоугольную в плане форму, вытянуты по ширине панели и параллельны между собой. Между камерами оставляют для поддержания кровли опорные целики, сплошные или в виде столбов.

По границам панелей оставляют панельные целики. Все целики, междукамерные и панельные, могут быть как постоянными, так и временными. Постоянные междукамерные целики между камерами по возможности оставляют изолированные или сплошные, последние - главным образом при относительно малоценных полезных ископаемых.

Условия применения камерно-столбовой системы:

Камерно столбовую систему разработки применяем в пологих и наклонных залежах малой и средней мощности система разработки с естественным поддержанием очистного пространства, при устойчивых или средне устойчивых руде и вмещающих породах.

Предпочтение камерно-столбовой системы разработки отдают при следующих условиях:

1) менее устойчивые руды и вмещающие породы, повышенное горное давление, в связи, с чем опорные целики должны быть ленточными;

2) наклонные залегание рудных тел, при котором камерная выемка облегчает использование самоходного оборудования расположением камер по простиранию залежи или дает возможность взрывной доставки руды при расположении камер по восстанию;

3) необходимость иметь забои одновременно в разных частях панели для усреднения качества рудной массы;

4) использование на очистных работах горных комбайнов проходческого типа;

5) более ценная руда, так как камерно-столбовая система имеет варианты с частичной или полной выемкой целиков.

Параметры камерно-столбовой системы и подготовка

Ширина панели составляет от 80-150м до 400-600м, ширина камер 8-20м, расстояние между целиками и поперечные их размеры выбирают по условию прочности целиков и кровли при минимальной площади целиков. Ширина панельных целиков составляет от 10-15 до 30-40м при большой глубине разработки, расстояние между опорными целиками 8-20м, поперечный размер целиков 3-6м при высоте до 12-15м и до 9-10м при большой высоте.

Подготовка в пологих залежах проходят от ствола главные штреки и нарезают шахтное поле панельными штреками на панели. При скреперной доставке руды главные и панельные штреки для электровозной откатки нарезают в подстилающих породах, а в рудном теле проходят панельные штреки для сообщения, которые соединяют рудоспусками и ходками с откаточными штреками. Горизонтальных и наклонных залежах проходят штреки только по руде. Крепкие и средней крепости руду отбивают в большинстве случаев шпурами, бурят их перфораторами, доставка скреперная лебедками мощностью 50-100 кВт. Применяют трех барабанные скреперные лебедки, что позволяет убирать руду по всей ширине камеры.

9.Охрана труда

Основные внимания уделяется предупреждению внезапных вывалов из кровли и целиков. Решающее значение имеют правильный выбор расположение целиков, тщательное оформление целиков и кровли, борьба с сейсмикой, своевременное закрепление кровли штангами, если оно предусмотрено проектом. Необходимы ежесменный осмотр и оборка кровли перед началом работ. При высоте очистного пространства более 3-4 м кровля должна освещаться прожекторами и должны использоваться самоходные площадки для осмотра и оборки кровли. Передвижение людей должно осуществляться только вдоль линии целиков и забоев. В удароопасных участках месторождения должны тщательно соблюдаться все предусмотренные проектом меры прогнозирования и профилактики горных ударов. Скорость движения воздуха в камерах для проветривания должна быть не менее 0,15 м/с.

10. Расчет параметров системы разработки

Расчетные параметры оказывают непосредственное влияние на обеспечение безопасных условий ведения горных работ. Допустимые параметры добычных участков по условию безопасности работ обеспечивают, как правило, наибольшую эффективность системы разработки.

Определим допустимую ширину камер. Для наших условий ширину камеры принимаем равной 20м для равномерного поддерживания кровли камер целики располагаем по сетке 20-20м определяем размеры целиков круглого сечения по формуле:

; (3.2)

Таким образом:

где А и В - длина и ширина кровли поддерживаемый рудным целиком, м;

₁ - плотность налегающих пород, т/м;

₂ - плотность руды, т/м³,

m - высота целика, м;

Н - мощность налегающих пород, м;

R - запас прочности целика.

2. Подсчет объема подготовительно-нарезных работ, а также распределение балансовых запасов по элементам камеры и стадиям работ (табл. 3.2.).

Таблица 5. Распределение балансовых запасов по элементам камеры и стадиям работ

Выработки	Число	L, м	S, м2	Объем, м3	Баланс запасы
				общ	по руде	m	%
Откаточный штрек	1	90	5,8	513	-	-	-
Восстающий	1	14	4	56	40	104
Рудоспуски	2	10	4	40	-
Полевой наклонный восстающий	1	80	5,7	456	-
Буровые штреки	4	360	5,7	2052	720	1872
Выпускные дучки	4	80	5,7	450	-
Ходки через гориз.	8	16	4	64	-
Скреперирования	4	16	4	64	-
Наклонная буровая выработка	1	80	5,7	456	388	1008,8
Итого: ПНР	-	789		4329	1148	2894,8
Очистные работы
Камеры				13774	35734,4		85,9
Целики круглые					113,2	2943,1	7,1
Всего					16000	41600	100

Объем подготовительно-нарезных работ составляет Ку=7%. Коэффициент подготовки К нарезки на 1000 т подготовительных запасов определен с учетом того, что штрек (90м) пройден для подготовки трех камер:

Таблица 6. Показатели извлечения руды по стадиям работ

Стадии работ	Балансовые запасы руды	Коэф. извлечения, доли ед.	Коэф. разубоживания, доли ед.	Извл. запасы, т	К-во добыт рудн. массы, т	Доля добычи, %
Подгот. нарезные	2984,4	1	0,15	2984,8	3512	7,0
Очист. работы	35734,4	0,95	0,15	33947	39938	85,9
Целики	2943,2	-	-	-	-	-
Всего	41600	0,93	0,15	38688	44491	100

Средний коэффициент извлечения руды:

Средний коэффициент разубоживания:

.

Таблица 3.4 Расчет первоочередной подготовки и нарезки камеры

Выработки	Шифр	Длина выр-ки	Норма выр-ки	Трудо-ёмкость	Макс. число вых., с	Прод. работ, сутки	Применяемое обоудова ние
Откаточный штрек	0-1	90	0,65	138,4	9	15,37	ПК-60
Восстающий	1-5	14	0,7	20	8	2,5	ПТ-45
Рудоспуски	1-2	10	0,7	14,2	8	4,76	ВГ-1,2
Полев накл. восстающий	0-3	10	0,6	133	9	14,6
Буровой штрек	2-5	90	0,65	138,4	9	15,3
Скрепер штрек	3-4	20	0,65	30,7	9	3,41
Выпуск дучки	3-4	20	0,05	30,7	9	3,41
Ходок по горизонту	4-6	16	1,4	11,42	6	1,9
Скрепление		4	1,0	4	4	1
Выработки	5-7	80	0,6	133	8	16,8
Всего		399		623		62,4

Продолжительность работ по направлениям:

1) 0-1-5-7=15,7+2,5+16,6=34,8

2) 0-1-2-5-7=15,7+1,76+15,3+16,6=49,46

3) 0-3-4-6-7=14,6+1,9+1,6=20,91

Наибольшая продолжительность (В_пр=49,46) приходится по направлениям работ 2, которые принимаются за критический путь.

Максимальный ход проходческой бригады в сутки определяется по формуле:

(3.4)

Принимаем h_max =12 срок выполнения работ, тогда:

сут. (3.5)

Расчет очистной выемки

Отбойка руды шпуровая.

Площадь забоя при ширине камеры 20м и мощность рудного тела 8 м равна:

S=20*8=160 м²

При площади забоя на 1 шпур, равной 0,8м² число шпуров в забое:

n_ш=160/0,8=200

Приняв глубину шпуров l_ш=3 м, находим общую длину шпуров в забое:

L_ш=3*200=600 м

Для бурения шпуров в забое используем две шахтные бурильные установки СБУ-4 со сменной производительностью 150 м шпуров в смену каждая. Тогда продолжительность обуривания забоя составит:

t_б=600/(150*2)=2смены

Подготовка забоя к взрыванию t_пз=0,5 смены.

При среднем расходе ВВ q=0,7 кг, общий расход ВВ на комплект шпуров на забое составит:

Q=qL_ш=0,7*600=420 кг (3.6)

Шпуры заряжают пневмозарядчиком ПЗ-1, заряжание и взрывание шпуров, а также проветривание забоя после взрыва производят между сменами.

Количество рудной массы, добываемой в забое за один цикл, определим по формуле:

, (3.7)

где S - площадь забоя, м²;

l_ш- глубина шпура, м; - КИШ; - плотность руды, кг/м³; k_и.р - коэффициент извлечения руды; р- коэффициент разубоживания.

D_сл⁼160*3*0,95*2,6*0,93/(1-0,15) ⁼ 1296 т.

Расход ВВ на 1т отбитой рудной массы определяем по формуле:

q_ф=Q/D_сл=420/1296=0,32 кг/т. (3.8)

Для уборки отбитой руды используем скреперные установки с производительностью D_с=92 т/см.

Продолжительность доставки руды при двух одновременно работающих скреперных установках:

, см (3.9)

Трудоемкость при скреперной доставке:

чел/см (3.10)

Трудоемкость на доставке руды на 1000 т отбитой рудной массы:

, см (3.11)

Среднесуточная производительность камеры:

, т. (3.12)

где D_сл - количество рудной массы, добываемой в забое за один цикл, т;

t_цк - продолжительность цикла;

, т.

Продолжительность очистной выемки камеры:

, сут. (3.13)

Число камер в одновременной очистной выемке, обеспечивающее годовую производительность рудника А=200000 т определяем по формуле:

, камер (3.14)

где 0,859 - доля участия камер в добыче рудной массы;

260 - число рабочих дней в году;

1,2 - коэффициент резерва;

Технико - экономические показатели при выемке камеры

Расход ВВ 1т добытой рудной массы q_ф=0,32 кг/т.

Трудоемкость работ на 1 цикл:

- бурильщиков 12 чел/смену.

- Зарядчиков 1 чел/смену.

- Скреперист 14 чел/смену.

Итого 27 чел/смену

Производительность труда рабочих:

, т/чел см.

Таблица 7

Профессия	Т/чел см.
Бурильщик	108
Скреперист	92,5
Рабочий по камере	48

Количество рудной массы, добываемой в забое за один цикл.

, т.

Производительность труда бурильщика:

, т/чел см

Производительность труда скрепериста:

, т/чел см

Рабочего по камере:

, т/чел см

Определение технико-экономических показателей на систему разработки:

Таблица 8 Затраты по заработной плате

Наименование профессии	Разряд	Кол-во смены	Тариф. ставки	Фонд зар.платы, сом
Бурильщик	6	3	185	475
Скреперист	4	2	100	200
Взрывник	5	1	115	115
Машинист погрузочной машины	5	1	115	115
Итого				905

Премиальные 30 % - 271,5

Поясной коэффициент 30 % - 271,5

Дополнительная зарплата 20 % - 181,0

Начисления на зарплату 7 % - 63,3

Всего 1692,3

Таким образом , сут

Материалы:

Таблица 9

Наименование материала	Ед. изм	Потреб. На 1 т. Руд	Стоимость ед. оборуд., сом	Сумма ?, сом/т.
Сталь буровая	Кг	0,424	6-00	1-60
Твердые	Кг	0,0015	110-00	6-30
Лесоматериал	М3	0,009	450-00	4-05
Капсюль детонатор	шт	0,01	0-33	0,033
Огнепр. шнур	м	0,57	3-10	1-60
Детонир. Шнур	м	0,25	1-90	0-50
ВВ	кг	0,25	2-30	10-80
Итого				28-04

Неучтенные мат.: 10 % - 2-80

Всего: 30 - 84

Погашение подготовительно нарезных выработок:

, сом/т. (3.15)

Энергия (табл. 3.8):

Таблица 3.8

Вид энергии	Ед. изм.	Кол-во на 1 т. руды	Стоимость, сом	Сумма ?, сом/т.
Сжатый воздух	м3	40	0,04	1,60
Электроэнергия	кВт.ч	13	0,51	8-00

Амортизация (табл. 3.9):

Таблица 3.9

Наименование материала	Кол-во	Стоим. ед. изм	Общая стоимость, сом	Сумма аморт., сом/год	Годовой фонд с учетом НДС
Перфоратор ПТ-29	3	1200	3600	1080	1142
Перфоратор ПТ-60	3	2600	7500	3900	4485
Станок СБУ-4	2	3400	6800	3400	3910
Скреперная лебедка	4	7150	2860	11400	13156
Зарядная машина	1	10000	10000	3000	3456

Итого 26143

Неучтенное оборудование: 10% = 2614-30

Всего: 28757-30

На 1 т. руды:

,сом /т.

Таблица 3.10 Статьи затрат

№ п/п	Статьи затрат	Затраты на 1т.
1.	Заработная плата	19,07
2.	Материал	30,84
3.	Энергия	11,50
4.	Амортизация	22,4
5.	Погашение подготовительных нарезных работ	27,79
6.	Итого	111,6

Таким образом, затраты на 1т руды составляют 111,6 сомов

Таблица 3.11 Технико-энергетические показатели.

Наименование показателей	Количество
Распределение добычи рудной массы по статьям работ %	7
Подготовительно-нарезные очистные работы	85,9
Кол-во подготовительно-нарезных выработок на 1000 т. готовой выемки запас. руды, т.	20,3
Среднесуточная производительность камеры	300
Продолжительность очистной выемки камеры сут.	120
Расход ВВ на 1 т. очистной выемки кг/т.	0,32
Производительность труда на очистных работах, т/смену
- бурильщик	108
- скреперист	92,5
- рабочие на камере	48
Число камер в одновременной очистной выемке	4
- коэффициент извлечения руды %	0,93
- разубоживание %	0,15
Себестоимость 1 т. руды, сом	116

11. Меры безопасности по системе разработки

При камерно-столбовой разработке система разработки бурильщики может работать независимо от скреперования руды, так как они бурят скважины из специально пройденных выработок. Решающее значение имеют правильный выбор расположения и размеров целиков, необходим ежемесячный осмотр и оборка кровли перед началом работ. Передвижения людей должно осуществляться только вдоль линии забоев и целиков.

Запрещается пребывание людей в отработанной части камеры. Выработки, ведущие туда, должны быть перекрыты. Вертикальные и круто наклонные ходки должны быть перекрыты, а рудоспуски решетками. Рудо- приемные воронки должны быть заполнены отбитой рудой во избежание внезапного выпадения кусков в доставочные и откаточные штреки.

Если какая-либо выпускная воронка окажется пустой, необходимо заполнить ее рудой, путем взрывания в ней небольшого заряда. А при значительном объеме отработанной системы камеры достаточно надежно закрыть отверстие неработающих выпускных выработок. Скорость движения воздуха в камерах для проветривания должна быть не менее 0,15 м/с.

Основные параметры наносятся на вентиляционные планы. Замеры расхода воздуха производятся в исходящих струях очистных и подготовительных выработках участков. Периодичность контроля воздуха не реже одного раза в месяц. Вентиляторные установки должны осматриваться не реже одного раза в месяц.

12. Генплан поверхностного комплекса

Состав зданий и сооружений представляет единую комплексную систему, позволяющую вести добычу руды и извлечение золота.

Проектируемый коплекс размещается на территории земельного отвода лицензионной площади (лист №7). Весь коплекс разделен на две части:

- добывающую - система для подземной отработки рудных тел и отвалы пустой породы;

- перерабатывающую - обогатительная фабрика (ОФ), вспомогательные здания и сооружения, обеспечивающие работу ОФ.

Основные факторы, определившие расположение площадок и хвостохранилищ следующие:

- рельефные и инженерно-геологические условия;

- стремление к возможному минимальному отрицательному влиянию на окружающую среду;

- степень лавиноопасности и селеопасности;

- выполнение нормативных требований;

- экономическая целесообразность.

Архитектурно-планировочным решением генплана обеспечивается функциональное зонирование территории с минимальной протяженностью автодорог и инженерных сетей.

Для складирования “хвостов” ОФ предусматривается устройство хвостохранилища вместимосью 40000м³.

Отвод земель

Горный и земельный отводы: координаты диктующих точек и площади даны на генплане.

Суммарный отвод земли составляет - 20га земли несельскохозяйствен-ного назначения.

Размещено на Allbest.ru

...