Обоснование схемы вскрытия и подготовки маломощных золотоносных рудных тел

Размещено на http://www.allbest.ru/

Республика Узбекистан

Навоийский горно-металлургический комбинат

Навоийский государственный горный институт

Обоснование схемы вскрытия и подготовки маломощных золотоносных рудных тел

научно-исследовательская работа, выполненная в рамках выпускной квалификационной работы по направлению 5540200 - «Горное дело»

Хамидов Хусниддин Файзуллаевич

Навои 2011

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ДОБЫЧИ МАЛОМОЩНЫХ ЗОЛОТОНОСНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

1.1 Особенности подземной разработки маломощных полезных ископаемых

1.2 Особенности строительства вертикальных вскрывающих выработок

1.3 Влияние подземных горных выработок на напряженно-деформированное состояние массива

ГЛАВА 2. ОБОСНОВАНИЕ СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ И ПОДГОТОВКИ МАЛОМОЩНЫХ РУДНЫХ ТЕЛ

2.1 Факторы, влияющие на выбор схемы подготовки

2.2 Обоснование вскрытия рудника и подготовка шахтного поля

2.3 Технология проведения наклонного транспортного съезда

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

ВВЕДЕНИЕ

В основных направлениях экономического развития Республики Узбекистан, предусматривающих подъём экономики страны, особое место отводится ускорению научно-технического прогресса в горнодобывающей промышленности.

Горнодобывающая промышленность - из ведущих отраслей породного хозяйства, поставляющая сырьё для цветной и чёрной металлургии, химической промышленности и промышленности строительных материалов.

В настоящее время основным способом добычи руд является открытая разработка месторождений, посредством которой из недр извлекается около 2/3 общего объёма добычи всех полезных ископаемых. Это наиболее дешёвый способ разработки, позволяющий применять мощное высокопроизводительное оборудование.

С переходом на более глубокие горизонты открытый способ разработки становится все менее выгодным. Кроме того, при открытом способе и большой глубине разработки земная поверхность нарушается на длительное время на очень большой площади, как в результате самих работ, так и в связи с размещением пустых пород. С учётом условий разведанных месторождений можно считать, что в перспективе удельный вес подземного способа будет постепенно возрастать.

На подземных рудниках в настоящее время уже используется сотни различных типов машин с современными средствами контроля, управления и связи. Расширяется применение новейших технических средств, основанных на последних достижениях в области физики. Имеется широкая сеть сигнализации и связи.

Основные производственные процессы механизированы полностью, за исключением отдельных вспомогательных операций, и частично механизированы вспомогательные производственные процессы.

В дальнейшем на подземных рудниках, наряду с улучшением условий труда, должна быть значительно повышена производительность труда, увеличена интенсивность разработки месторождений, обеспечено наиболее рациональное использование недр в части полноты извлечения запасов минерального сырья и сохранения земной поверхности.

В связи с этим, в ближайшие годы на подземных рудниках должны быть решены крупные научно-технические проблемы: рациональное использование земли и её недр; коронное усовершенствование технологии добычи руд в части методов работ, параметров, способов механизации и т.п.; завершение механизации вспомогательных производственных процессов; автоматизация основных производственных процессов.

Цель работы состоит в обосновании оптимальных параметров схемы вскрытия и подготовки маломощных, сложноструктурных месторождений зависящийся от горно-геологических условий месторождений.

Для достижения поставленной цели в научно-исследовательской работе решаются следующие основные задачи:

1. Определение технологических особенностей подземной разработки маломощных полезных ископаемых.

2. Обоснование технологии проходки вскрывающих выработок.

3. Определение факторов, влияющих на выбор схемы подготовки.

4. Обоснование схемы вскрытия рудника и подготовка шахтного поля. Объектом исследования является технология подземной разработки маломощное, сложноструктурное месторождения «Зармитан».

Научная новизна выполненных исследований заключается в разработке методики выбора параметров вскрытия и подготовки зависимости от горно-геологических условий месторождений.

Практическое значение работы состоит в определении способов схемы вскрытия и подготовки при подземной разработке маломощных сложно-структурных месторождений.

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ДОБЫЧИ МАЛОМОЩНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

1.1 Особенности подземной разработки маломощных полезных ископаемых

Одной из самых специфических областей сырьевого комплекса является разработка жильных месторождений, значимость которых особенно велика в добыче тяжёлых, цветных, редких и драгоценных металлов. Среди особенностей геологического строения этих месторождений, оказывающих

Наиболее существенно влияние на показатели их разработки, являются:

- малая величина и высокая изменчивость мощности рудных тел (средняя мощность 1,8м; коэффициент вариации -58%);

- преобладание крутых углов падения жил со средним градиентом изменения ±5⁰ на 1м линии падения жилы;

- наличие на многих жильных месторождениях участков или отдельных рудных тел большой мощности (до 30м);

- сложная конфигурация рудных тел;

- высокая содержание полезного компонента в рудах, 2,5-5 раз превышающее качество руд других геологических типов месторождений;

- крайне неравномерное распределение полезного компонента по площади жил со средним коэффициентом рудоносности 25-28 %.

И, как в следствии - наличие на каждом месторождении большого количества забалансовых руд, запасы металла в которых иногда в 2-3 раза превосходят его запасы в балансовых рудах.

Сложность геологического строения жильных месторождений выражается не только в изменчивости элементов залегания и характеристик качество руды, но и исключительном разнообразии генерального состава руд. Более 80% жильных месторождений представлены рудными телами, содержащими, кроме основного, от 2 до 8 полезных компонентов с промышленным содержанием. И только 20 % случаев эти компоненты извлекаются.

Рассматривая вытекающие из этих особенностей геологии возможности комплексного освоения жильных месторождений, можно отметить, что совместное использование открытого и подземного способов разработки является на этих предприятиях широко распространённым приёмом повышения эффективности разработки жильных месторождений. В большинстве случаев карьером отрабатывается верхняя часть месторождений, имеющих выходы рудных тел на земную поверхность. При этом открытые разработки замещены во времени с подземными разработками, но ведутся только в период строительства подземного рудника. Это позволяет сократить период освоения месторождения и в более короткие сроки дать первую промышленную продукцию. Производительность карьеров при этом не превышает 300 тыс. т руды в год, коэффициент вскрыши колеблется от 1,5 до 5 мі/т. Разубоживание руды 50-60 %. По мере наращивания объёмов добычи руды подземным способом масштаба открытых работ, как правило, сокращаются.

Более характерно для условий разработки жильных месторождений одновременно использование таких рудных технологий, как выемка жил со шпуровой отбойкой и камерная выемка мощных рудных зон с отбойкой руды скважинами. Так как положение мощных рудных зон обычно контролируются рудными жилами, то выемка запасов ведется одновременно с некоторым опережением одной части. Это позволяет в среднем на 25-30 % увеличит добычи руды и снизить затраты на добычи при этом металл более, чем на 18%.

Забалансовые руды жильных месторождений в большинстве случаев являются резервом, из которого, по мере развития технического прогресса в области разработки месторождений, могут пополнять их балансовые запасы. Поэтому при изучении количества, условии залегания и качества забалансовых руд особое внимание уделяется выявлению причин отнесения тех или иных запасов к этой категории.

Исходя из характера затрат, предстоящих с связи с возможным освоением забалансовых запасов и переводом их в категорию балансовых, целесообразно рассмотреть отдельных забалансовых руды, имеющиеся на эксплуатируемых месторождениях, и целые месторождения, считающиеся в данный момент забалансовыми. Во влечение разработку забалансовых руд на действующих предприятиях, как правило, не связано со значительными капитальными вложениями. Оно происходит в основном за счёт совершенствования эффективности применяемой технологии добычи руды, при реконструкции и расширении горных и обогатительных предприятий. Промышленное освоение забалансовых месторождений, кроме решений технологических вопросов добычи и обогащения руд, связано с большими капитальными затратами на строительство предприятий, дорог и создания инфраструктуры в районе месторождения. Поэтому значительно расширяется и видоизменяется круг причин, по которым обнаруженное месторождение относится к категории забалансовых.

Практически все жильные месторождения располагают запасами забалансовых руд, отнесённых к этой категории по самым различным причинам. Общие запасы металлов забалансовых запасов эксплуатируемых месторождений обычно соизмеримы с запасами их в балансовых рудах.

Использование этих запасов является основным резервом повышения полноты использования разведанных запасов без существенного увеличения капитальных затрат. Сложность геологического строения и разработки жильных месторождений предопределила многообразие причин отнесения запасов к категории забалансовых, анализ которых открывает реальные перспективы вовлечения этих запасов в промышленное производство. Из этих запасов, по величине содержания полезного компонента в рудном теле, здесь можно выделить две группы:

маломощный золотоносный вскрытие

- забалансовые запасы, представленные жилами или участками с содержанием металла выше установленного промминимума;

- забалансовые запасы жил или их участков с содержанием металла в рудном теле ниже промминимума.

Каждая из этих групп разделяется, в свою очередь, на несколько видов, по причинам отнесения участка жилы в забаланс. Первая группа забалансовых руд включает в себя следующие виды:

- жилы малой мощности, выемка которых с помощью применяемой на предприятии технологии требует значительной прирезки вмещающих пород, и их запасы по величине процента относятся к забалансовым;

- жилы сложного строения, сближенные, ветвящиеся, валовая выемка которых также сопровождается сильным разубоживанием и даёт после отбойки некондиционную руду.

С точки зрения вовлечения в разработку, наибольший интерес представляет первая группа. По данным различных исследований, доля этой группы рудных тел составляет от 10 до 25 % от общего количества забалансовых руд. На современном уровне развития горной техники и технологии эффективная выемка таких жил становится вполне возможной.

Высокопроизводительное буровое оборудование проходческо-очистных комплексов с монорельсовым перемещением (КПВ-6, КОВ-25 и ПВ-1000), комплексная механизация работ и высокая производительность труда на проходке восстающих, а также возможность новых машин работать при примененных углах падения рудных тел может сделать эффективным применение для выемки тонких жил давно известной системы селективной отбойки из сближенных восстающих. Разубоживание руды при проходке восстающих может быть сведено к минимуму путем переизмельчения взрывом жилы и более крупного дробления вмещающих пород с последующим отделением мелкой товарной руды в подземных или поверхностных виброгрохотах.

Вторая группа забалансовых руд на эксплуатируемых жильных месторождениях: руды, имеющие средние содержания ниже установленного промминимума - представлены двумя видами:

- жилы, имеющие равномерное распределение полезного компонента и низкое его содержание;

- жилы с неравномерным оруденением, низкое среднее содержание в которых связано с невысоким коэффициентом рудоносности.

В первом из проведенных выше случаев промышленное использование забалансовых запасов возможно либо путем пересмотра в меньшую сторону постоянных кондиций (при внедрении, например, более эффективной технологии добычи руды), либо путем использования эксплуатационных кондиций при одновременной разработке балансовых и забалансовых участков рудных тел.

Использование забалансовых, по среднему содержанию, запасов второго вида возможно на базе создания и применения технологии добычи руды, позволяющей либо раздельно вынимать рудные и безрудные участки в пределах очистного блока, либо вести избирательную выемку только рудных участков. В этом случае появляется возможность без пересмотра кондиций получать товарную руду при разработке забалансовых участков.

Один из путей решения этой задачи наметился при проведении исследований и промышленных экспериментов по созданию технологии выемки прирезками по простиранию с помощью монорельсовых очистных комплексов. Полученные результаты показали, что применение созданной методики определения контуров рудных тел в пределах вынимаемых прирезок позволяет с достаточной достоверностью определять как границы орудинения, как и положение и размеры безрудных участков, часть из которых остается после отбойки руды в очистном пространстве в виде целиков. Продолжение и углубление исследований в этом направлении даст возможность расширения сырьевой базы жильных месторождений за счет промышленного использования забалансовых жил и участков с низкими значениями коэффициента рудоносности.

Оценивая общие перспективы возможности промышленного освоения забалансовых руд жильных месторождений, можно отметить, что в условиях эксплуатируемых месторождений большие возможности в этом направлении появляются в связи с созданием технологии выемки жил по простиранию с применением монорельсовых комплексов. Значительное повышение общей эффективности добычи руды при её применении позволит пересмотреть постоянные кондиции и отрабатывать более бедные руды.

Развития идей сложенных созданной технологии направлений обеспечения селективной отбойки тонких жил и избирательной выемки рудных участков в жилах (блоках) с неравномерным оруденением позволит создать технологическую основу для вовлечения промышленной разработки значительной части запасов забалансовых руд.

Одно из важнейших проблем комплексного освоения жильных месторождений является проблема сокращения потерь высококачественных руд. Если при этом потеря отбитой руды могут быть значительно сокращены путем проведения специальных мероприятий, то потери не отбитой руды различного рода целиках на жильных месторождениях являются безвозвратными. В этих условиях индивидуальный доступ каждому блоку для выемки из него оставленной руды практически невозможен, так как требует восстановление огромного количества горных выработок, опыт строительной артели, которая работает в настоящее время на штольневых горизонтах месторождения, показывает, что выпуск отбитой руды из старых блоков, а также отбойка между блоковых целиков связаны с такими трудностями и настолько опасны, что вести их подавляющем большинстве случаев нерационально. В настоящее время артель ведет добычу руды, в основном, из крупных охранных целиков вертикального ствола.

Таким образом, оценивая потери балансовых запасов в условиях разработки жильных месторождений, можно сделать следующие выводы:

1. Вследствие относительно небольших запасов единичного месторождения, общее количество оставляемого в недрах полезного ископаемого при существующем уровне эксплуатационных потерь в подавляющем большинстве случаев недостаточно для обоснования повторной разработки списанного месторождения или его участка.

2. Потерянная в виде целиков и рудной мелочи на лежачем боку блока руда распределена на очень больших площадях отработанных жил, поэтому для организации выемки этих потерь необходимо выполнение большого объёма трудоёмких и опасных работ по восстановлению или перепроходке старых горных выработок.

3. Учитывая практическую безвозвратность потерь на жильных месторождениях и высокое качество добываемых руд, при разработке этих месторождений полнота извлечения должна, видимо, стать основным критерием оценки деятельности предприятия и играть ведущую роль при выборе систем и технологии разработки.

Рассматривая проблему утилизации отходов горного производства при разработке жильных месторождений, можно выделить ряд особенностей, характерных для этого типа месторождений.

Удельный объём добываемой пустой породы, в исчислении на тысячу тонн добытой руды, при выемке жил в 2-3 раза выше, чем при разработке мощных месторождений. При этом от 20 до 40 % объёма породных отвалов формируется за счёт горной массы от проходки горизонтальных (частично и вертикальных) выработок сечением обычно 6-10 мІ по балансовым жилам небольшой мощности или с невысоким содержанием полезного компонента, то есть близких по своему качеству к нижней границе кондиций. Разработка и внедрение технологии проходки, позволяющей каким-то образом отделять жильную массу от породы при проходческих работах, позволит избежать этих потерь балансовых запасов.

Породные отвалы жильных месторождений могут служить источниками строительных материалов, щебня и гравия, если физико-механические свойства пород удовлетворяют существующим требованиям.

Учитывая значительную удаленность многих жильных месторождений от крупных транспортных магистралей и слабое развитие инфраструктуры в районе этих месторождений, потребности на щебень и гравий будут, чаще всего, ограничиваться только местными нуждами.

Отвалы пород на месторождениях, представленных хрупкими минералами (сульфиды цветных металлов), могут без значительных капитальных вложений могут послужить дополнительным источником товарной руды и металла при внедрении повторного грохочения отвальных пород.

Наиболее простым и удобным способом утилизации отвалов пустых пород в условиях горного рельефа может быть отсыпка искусственных строительных площадок под здания и сооружения поверхности рудника. Такая возможность должна учитываться на стадии проектных работ.

Приведённые материалы наглядно показывают, что жильные месторождения являются не только одним из самых сложных для разработки геологических объектов, но и требует специфического подхода к решению традиционных вопросов комплексного освоения их запасов. Причем многие из этих вопросов тесно смыкаются с экологическими и социальными проблемами локального и общего масштаба.

1.2 Особенности строительства вертикальных вскрывающих выработок

С помощью буровзрывных работ (БВР) разрушают горные породы в пределах проектного сечения ствола вчерне на заданную глубину заходки методом шпуровых зарядов.

БВР проводят с соблюдением Правил безопасности шахт (ПБ), Правил технической эксплуатации (ПТЭ), Единых правил безопасности при взрывных работах (ЕПБ).

Для производства работ начальник участка (проходки) составляет по установленной форме паспорт БВР, который проверяют опытным путем и доводят до необходимых требований, а затем утверждают главным инженером строительного управления. Для проходки ствола на всю глубину утверждают два-три паспорта БВР - для пород средней крепости, крепких и очень крепких.

Паспорт БВР состоит из схемы расположения шпуров в трех проекциях с указанием их нумерации и расстояния между ними; схемы конструкции заряда; таблицы к схеме, которая содержит данные о длинах и углах наклона шпуров, массе заряда в каждом шпуре и очерёдности их взрывания; таблицы технико-экономических показателей с указанием сечения выработки, крепости породы; наименования и числа бурильных машин, типы и расхода взрывчатых веществ и др.

Разработку паспорта БВР производят в следующей последовательности.

Обосновывают и выбирают тип ВВ, средств инициирования (СИ) и способ инициирования, принимают или рассчитывают удельный расход ВВ, определяют число шпуров, выбирают тип вруба, длину шпуров в комплекте, определяют общий расход ВВ, массу зарядов в каждом шпуре, фактический расход ВВ и суммарную длину шпуров и др.

Рассчитывают интервалы замедления и взрывную сеть.

Рассчитывают технико-экономические показатели БВР.

Составляют схему проветривания забоя и мероприятия безопасного ведения БВР.

К паспорту прилагается акт его практической проверки с зарисовкой положения забоя после каждой серии взрывов и указанием расстояний от обнаженной плоскости до шпуров следующей очереди взрывания. Акт проверки подписывают взрывник, начальник участка, начальник вентиляции и инженер по технике безопасности.

После оформления паспорта по одному экземпляру он находится у начальника вентиляции, начальника участка, на складе ВВ и у горного мастера (этот экземпляр передают по смене). С паспортом под расписку знакомят проходчиков, представителей технического и вентиляционного надзора горного участка, взрывников, заведующего складом взрывчатых материалов и их раздатчиков.

На схеме расположения шпуров (в плане, поперечном и продольном сечениях) указывают номера шпуров, их длину, расстояние между устьями и забоями соседних шпуров.

На схеме проветривания указывают место установки вентилятора, подающего свежий воздух в забой; направление движения воздуха; количество воздуха, проходящего мимо всоса вентилятора и поступающего в забой; подачу вентилятора; места выставления постов, места замера газа и укрытия для взрывника.

В мероприятия безопасного ведения буровзрывных работ указывают способы защиты бурильщиков от поражений механизмами и кусками падающей породы и угля; профилактику заболевания силикозом; состояния забоя, когда разрешается заряжание шпуров; места, куда убирают механизмы, инструменты и материалы; местонахождение людей, не связанных со взрывными работами; лиц, учитывающих в заряжании и взрывании шпуров; способы проверки состояния забоя (наличие метана, осланцивание); результаты осмотра забоя после взрывных работ.

Следует ориентироваться на глубину шпуров, приведенных в таблице №1. Глубина врубовых шпуров должна быть на 10-20 % больше глубины остальных.

Выбор взрывчатых материалов производят согласно Единым правилам безопасности при взрывных работах, перечню рекомендуемых ВМ и журнальным постановлениям Госгортехнадзоров с учетом пылегазового режима шахты, крепости и водообильности пород.

Таблица 1

Коэффициент крепости пород по школе проф. М.М. Протодьяконова	Глубина шпуров, м
1,5	2-3
1,5-9	2-3
10-20	1,5-2

В стволах, не опасных по пыли и газу, в крепких породах (с 12) применяют скальный аммонит № 1, скальный аммонал № 3 и детонит М. Применение этих ВВ повышает коэффициент использования шпуров и степень дробления горной массы, но эти ВВ имеют высокую стоимость. В породах средней крепости применяют аммонит 6ЖВ.

В стволах, опасных по газу или пыли, нашли применение углениты Э-6, 12 ЦБ, аммониты АП-5ЖВ, ПЖВ-20 и Т-19.

При проходке стволов шахт взрывание разрешается производить только с поверхности или с действующего горизонта электрическим способом или детонирующим шпуром, а в сухих и влажных забоях также и электроогневым способом с применением для взрывания переменного и постоянного тока.

При электрическом способе взрывания допускаются к применению электродетонаторы мгновенного, короткозамедленного и замедленного действия диаметром 7,2-7,7 мм и длиной 72 мм. Электродетонаторы мгновенного действия применяют для взрывания врубовых шпуров, короткозамедленного действия - при взрывании отбойных и переферийных шпуров.

В шахтах, опасных по газу или пыли, электродетонаторы замедленного действия разрешается применять при условии непрерывного проветривания, если в забое отсутствуют угольные пласты и нет выделение метана.

Число шпуров в комплекте при отработке паспортов буровзрывных работ

где - q - удельный расход ВВ (расход на 1 м³ взорванной породы), кг/м³ ; S - площадь сечения выработки в проходке, м² ; k - коэффициент использования шпуров (среднее значение 0,8); - коэффициент заполнения шпуров; d - диаметр патрона ВВ, см; - гравиметрическая плотность ВВ в патронах, г/см³ . Значения q находят по таблице № 2, а по таблице № 3.

Таблица 2

Площадь поперечного сечения выработки в проходке, м2	Удельный расход ВВ, кг, на 1 м3 взорванной породы в массиве при коэффициенте крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова.
	1,5	2-3	4-6	7-9	10-14	15-18	19-20
Диаметр патронов ВВ 32-36 мм
10-20	1,24	1,7	2	2,35	2,8	3,3	3,65
20-40	0,91	1,15	1,4	1,75	2,2	2,7	3,05
40	0,53	0,9	1,2	1,5	1,95	2,45	2,75
Диаметр патронов ВВ 40-45 мм
10-20	1	1,36	1,6	1,88	2,24	2,64	2,92
20-40	0,73	0,92	1,12	1,4	1,76	2,16	2,44
40	0,42	0,72	0,96	1,2	1,56	1,96	2,2

Таблица 3

ВВ	Гравиметрическая плотность г/см3
Аммонит скальный № 1	0,95-1,1
Аммонит 6ЖВ	1-1,2
Динафталит - 200	1-1,15
Аммонит АП-5ЖВ	1-1,15
Аммонит ПЖВ - 20	1-1,15

Коэффициент заполнения шпуров (отношение длины заряда к длине шпура) при взрывных работах в шахтах, не опасных по газу или пыли, в породах с f=2-9 и диаметре патронов ВВ 32; 36, а также 45 мм, равен соответственно 0,6-0,7 и 0,35-0,45, а в породах с f=10-20 и тех же диаметрах патронов ВВ соответственно 0,7-0,75 и 0,45-0,5.

Диаметр окружности вспомогательных шпуров можно определять по формулам:

при размещении комплекта шпуров в забое по трем окружностям

при размещении комплекта шпуров в забое по четырем окружностям

где D _{всп ,}D _вр - диаметры окружностей вспомогательных и врубовых шпуров; D _пр - диаметр ствола в проходке.

При размещении шпуров в забое по пяти окружностям диаметр первой (после окружности врубовых шпуров) окружности вспомогательных шпуров

диаметр второй окружности вспомогательных шпуров

диаметр третьей окружности вспомогательных шпуров



Масса заряда каждого врубового шпура Q_вр должна быть на 20-25 % больше средней массы заряда на шпур.

Число патронов ВВ в заряде (шпуре) определяется делением массы заряда на массу одного патрона.

Составить паспорт буровзрывных работ при проходке вертикального ствола для условии рудника «Зармитан» со следующими данными:

Диаметр ствола в проходке D_пр , м 6,3

Площадь сечения ствола в проходке, м² 31,25

Коэффициент крепости пород 10

Категория шахты по газу Негазовая

Залегание пород Горизонтальное

Приток воды, м³/ч 10

Длина антенных проводов, м 25

Сопротивление магистрали, Ом 0,4

Схема соединения электровзрывной сети Параллельно-ступенчатая

Число одновременно работающих Перфораторов ПР-30 ЛС 11 и 8 резервных

Диаметр буровой коронки, мм 52

Число коронок в забое, шт 40 (по 3 коронки на каждый работающий перфоратор и 7 запасных)

Диаметр патронов ВВ, мм 45

Тип вруба Воронкообразный

Решение. В качестве взрывчатого вещества принимаем аммонит скальный № 1, а из средств инициирования - электродетонаторы ЭДКЗ - ОП и замедленного действия ЭДКЗ - П с интервалами замедления 50 и 75 мс.

Удельный расход ВВ q=1,76 кг/м³ (по таблице № 1)

Коэффициент заполнения шпуров принимаем равным 0,5

Гравитационная плотность ВВ =1 г/см³ (таблица № 2)

Число шпуров

шт

Число окружностей расположения шпуров - три (по таблице № 3), диаметр окружности врубовых шпуров 2,2 м, число врубовых шпуров n_вр=6.

Число шпуров по окружностям:

Вспомогательные

0,34(N-n_вр)=0,34(39-6)=11,22

Оконтуривающие

0,66(N-n_вр)=0,66(39-6)=22

Диаметр окружности оконтуривающих шпуров 5,9 м.

Диаметр окружности вспомогательных шпуров

Глубина шпуров по условиям организации работ должна быть равна примерно 2 м. (по таблице № 1)

Число патронов ВВ в шпуре проверяем по формуле



где L - глубина заходки, м; l - длина патрона ВВ, м.

Принимаем 5 патронов и уточняем глубину заходки

м.

Глубину врубовых шпуров принимаем равной

L_вр=1,2*2,2=2,42 м.

Количество ВВ на заходку Q_зах и распределение по шпурам

кг;

кг.

Число патронов ВВ в одном врубовом шпуре при массе патрона 0,5 кг равно 2,5/0,5=5 шт.

Масса заряда каждого из остальных шпуров комплекта

кг.

Число патронов в каждом из остальных шпуров комплекта равно 2,46/0,5=4,9. Принимаем 5 патронов.

Фактический расход ВВ 39*5*0,5=97,5 кг.

Коэффициент заполнения для врубовых шпуров



а для остальных шпуров 0,9/2,2=0,4

Площадь сечения антенных проводов (алюминиевых) при числе электродетонаторов n=39 и сопротивления мостика каждого электродетонатора r_в=4,2 Ом

мм²

Для удобства монтажа антенны принимаем S_а=6 мм².

Суммарное сопротивление взрывного R_к и магистрального R_м кабелей составляет при напряжении источника тока U=380 В, число электродетонаторов n=39 и величине гарантийного тока i=1 А.

R_к=6,4-0,4=6 Ом

Полученные данные заносим в паспорт буровзрывных работ.

1.3 Влияние подземных горных выработок на напряженно- деформированное состояние массива

При проведении горизонтальных горных выработок особое место занимает вопрос о поддержании кровли сразу после раскрытия забоя и в момент возведения временной крепи, поскольку до окончания ее возведения проходит от 5 до 20 часов, а в отдельных случаях может быть и больше. При этом следует учитывать, что в таких выработках сразу после взрыва формируется значительная площадь обнажения не только по периметру выработки, но еще и по глубине, поскольку длина заходки составляет, как правило, 3--4 м.

Необходимо, следовательно, либо применять временную ограждающую крепь в виде громоздких конструкций из опалубки и чернового бетона, либо вести работы, связанные с приведением забоя в безопасное состояние, погрузкой породы и возведением временной крепи в зоне повышенной опасности, что в конечном итоге повышает трудоемкость этих процессов и снижает темпы самой проходки.

Таким образом, вопрос об обеспечении устойчивости породного обнажения, а также надежности конструкции временной крепи при проходке выработок является главным и для его решения большое значение имеет знание о напряженно-деформированном состоянии (НДС) породного массива, поскольку именно оно является причиной всех механических процессов, происходящих в окружающем массиве и на контуре выработки (потеря устойчивости, вывалы, обрушения, горные удары, выбросы и т.д.).

Следует отметить, что напряженно-деформированное состояние породного массива, по всей видимости, является доминирующим фактором и в определении величины нагрузки на крепь подземного сооружения. Отсюда корректность расчета ее конструкции во многом зависит от правильного представления о напряженно-деформированном состоянии породного массива и механических процессах, протекающих в окрестности выработки.

Существует большое количество гипотез, претендующих на объяснение этих явлений и решение главного вопроса этой проблемы: расчет нагрузки на крепь и, как следствие, определение ее конструктивных параметров (2).

Условно все научные работы, посвященные напряженно-деформированному состоянию породного массива, можно разделить на два направления: работы, в основу которых положены «гипотезы сил», и работы, в основу которых положены «гипотезы деформаций».

Приверженцами первого направления являются такие ученые, как А.Н. Динник, М.М. Протодьяконов, П.М. Цимбаревич, В.Д. Слесарев, Е.Т. Проявкин и многие другие.

К недостаткам работ этого направления можно отнести то, что в их расчетах отсутствуют деформационные процессы, происходящие в примыкающем к выработке породном массиве. В работах данного направления нагрузка на крепь формируется исключительно силами гравитации, т.е. массой толщи вмещающих пород (полной или частичной). Расчет нагрузки ведется в статической постановке задачи без учета взаимодействия породного массива с крепью.

Такой подход не учитывает величины смещения на контуре выработки. Таким образом, расчет конструкции крепи выработки ведется аналогично расчету конструкции наземного сооружения по заданным нагрузкам. Гипотезы этой группы на современном этапе развития механики горных пород можно считать частными случаями полной картины взаимодействия крепи и породного массива.

Дальнейшее развитие представлений о механике горных пород привело к следующему важному выводу: вопрос определения внешних нагрузок на крепь не может быть решен без учета совместного взаимодействия крепи и массива и совместного их деформирования, от которого в конечном зависит величина нагрузки на крепь, причем последнее нельзя рассматривать при расчете вне массива, что является принципиальным. Вот это положение и лежит в основе работ, отнесенных ко второму направлению -- «гипотезы деформаций».

Однако эти идеи не были подкреплены практическим опытом и, как следствие, не получили в то время признания в области расчета крепи.

Первая практическая польза от данного направления отнесена к заслуге Ф.А. Белаенко, который впервые предложил уравнение совместности деформаций крепи и пород (6):



U_?(p) = U₀+U_к(p), (2.1)

где U_? (p) -- смещение породного контура к моменту установления статического равновесия в системе крепь-массив; Uo -- начальное смещение породного контура, соответствующее промежутку времени от обнажения участка породного контура до момента ввода крепи в работу; U_k(p) -- смещение внешнего контура крепи к моменту установления статического равновесия в системе крепь-массив.

Впоследствии это уравнение стало основным уравнением теории взаимовлияющей деформации.

В последующих работах этого направления было доказано наличие существенного влияния касательных напряжений, возникающих на контакте крепи с массивом, и, как следствие, влияния последних на напряженно-деформированное состояние самой крепи (2). Таким образом, теоретической базой гипотез второго направления является рассмотрение массива горных пород с точки зрения механики сплошной среды.

Однако классические теории упругости и пластичности не в состоянии полностью описать особенности деформирования горных пород в заданных условиях. Установлено, что характер проявления их напряженно-деформированного состояния отличается как от идеально-пластических, так и от идеально-хрупких материалов.

Деформирование пород за пределом прочности сопровождается постепенной потерей несущей способности (5). Это можно видеть на полных диаграммах «напряжение-деформирование» в виде ниспадающей ветви. Именно эта особенность служит базой для создания и разработки теории запредельного Деформирования, которая является дополнением к классической теории предельного состояния, содержит научно-обоснованное представление о процессе разупрочнения материалов и дает новую формулировку критериев прочности [6].

В связи с образованием горной выработки, как уже было отмечено, в массиве происходит нарушение начального напряженно-деформированного состояния, т.е. происходит перераспределение напряжений и деформаций. В приконтурной зоне выработки: практически образуется новое поле напряжений, характеризуемое концентрацией напряжений по заданному контуру выработки.

Установлено, что на величину этой концентрации напряжений влияет прежде всего форма и поперечные размеры выработки, а также пространственная ориентация выработки относительно поверхности земли (выработка вертикальная, горизонтальная, наклонная). Имеет также существенное влияние на проявление деформаций «крепь-массив» расстояние до забоя до выработки.

Существенным образом на концентрацию напряжений влияют деформационные характеристики пород и распределение их в массиве (анизотропия и неоднородность массива), а также способ производства работ (буровзрывной, комбайновый, гидравлический и Др.). При этом максимальная концентрация напряжений имеет место на контуре выработки или может быть смещена вглубь массива, если породы в окрестности выработки имеют повышенную деформируемость. Размеры распространения областей концентраций напряжений зависят от механических свойств горных пород, складывающих массив, и параметров сечения выработки (2).

Следствием концентрации напряжений вокруг выработки является образование зоны неупругих деформаций. Эти деформации развиваются во времени и распространяются вглубь массива. Процесс деформаций пород в зоне неупругого деформирования порождает смещения контура выработки. В свою очередь смещения породного контура выработки создают нагрузку на крепь. Если крепь жесткая, а нагрузка превышает ее несущую способность, то крепь может быть разрушена.

Крепь, которая имеет податливость, «уходит» от давления и, таким образом, позволяет образоваться вокруг выработки зоне неупругих деформаций. В этой зоне за счет реализации смещений происходит уменьшение напряжения, что позволяет зону пониженных напряжений в сочетании с крепью использовать как несущую конструкцию, таким образом, она выполняет роль подпорной стенки для пород этой неупругой зоны.

Следовательно, для обоснованного выбора конструкции и режима работы крепи необходимо знать условия, в которых она будет работать, и соответственно выбирать ее параметры, т.е. податливость и несущую способность. Принятая конструкция крепи должна выдерживать расчетную нагрузку.

Поэтому самым важным фактором повышения устойчивости выработок большого сечения, кроме выбора типа крепи, ее грузонесущей способности и схемы взаимодействия с окружающим массивом, является правильный выбор технологии производства работ. По всей видимости, разумное сочетание выбора конструкции крепи и технологии производства работ по сооружению выработки есть оптимальное решение проблемы проведения и поддержания выработки при минимальных затратах. Процесс увязки технологии строительства с реализуемыми механическими процессами пошел по двум направлениям (14).

Согласно первому направлению предлагается проходить выработку такого сечения, которое после реализации величины ожидаемых смещений, устанавливаемых аналитическими или другими методами, будет соответствовать проектному сечению. Этот метод на сегодняшний день широко используется в мировой практике строительства подземных выработок. В качестве временной крепи используют податливые крепи из спецпрофиля, а после стабилизации смещений -- арки из спецпрофиля замоноличивают бетоном.

Однако при проектировании выработок большого сечения возникает вопрос: зачем нужно поддерживать деформированные и разрушенные породы, если исследования на стадии проектирования, с помощью которых мы определяем смещения, так же надежны, как и исходные данные, которыми мы оперируем? Кроме того, при такой технологии строительства получаются значительные переборы пород (особенно для выработок большого сечения), и ненадежность исходных данных свидетельствует о том, что этот способ является не совсем Удачным (14).

Второе направление, существующее на сегодняшний день, известно под названием метода двойной проходки. Суть этого метода состоит в том, что выработка проходится в два этапа, что позволяет снизить, а в некоторых случаях и свести до нуля смещения проектного контура выработки.

Для этого вначале проводят передовую выработку с учетом сохранения проектного контура выработки и действия на нем минимальных напряжений. После образования вокруг пилот-выработки зоны неупругих деформаций производится расширение ее до проектного контура и возводится постоянная крепь. Опережающую выработку либо крепят податливой крепью, либо, если позволяют породы, не крепят вообще. При этом основные смещения в пределах проектного контура выработки реализуются под защитой породной оболочки (зона неупругих деформаций).

Если правильно подобрать размеры передовой выработки, а также время доработки забоя до проектного сечения, то можно достичь полной реализации смещений породного массива.

Поэтапный метод раскрытия забоя большепролетной выработки, причем со смещением каждого участка забоя вдоль оси выработки и креплением его боковой поверхности облегченной податливой крепью, позволяет предотвратить разуплотнение пород в целом на проектном контуре выработки, развивающееся в результате проявления горного давления.

На этом же принципе основан метод, предложенный еще в 1948 году Л. Рабцевичем и получивший название «новый австрийский тоннельный метод», который широко распространен во многих странах мира.

Суть этого метода состоит в максимальном сохранении и использовании несущей способности приконтурного массива за счет реализации строго контролируемых деформаций благодаря применению податливой или полуподатливой крепи, при этом плотно контактирующей с массивом. В качестве такой крепи обычно применяют анкеры в сочетании с набрызг-бетоном, устанавливаемые в несколько этапов, при этом каждая последующая партия устанавливается по мере исчерпания податливости предыдущей. Таким образом, установленная крепь демпфирует деформации породы и в конечном счете обеспечивает их стабильность к моменту возведения постоянной обделки либо сама играет ее роль.

Учитывая специфику технологии строительства рассматриваемых в данной работе объектов, таких, как подземные атомные электростанции (ПАЭС), подземные гидроэлектростанции (ПГЭС), гидроаккумулирующие электростанции (ГАЭС), комплексы для размещения запасов нефти и газа, а также подземные сооружения для захоронения радиоактивных отходов (РАО) и в особенности камерные выработки, следует отметить, что управление напряженно-деформированным состоянием породного массива в момент раскрытия подсводовой части камер является особенно сложным процессом.

Сложность процесса прежде всего состоит в том, что в относительно небольшом объеме горного массива находится большое количество выработок разного типа (вертикальных, горизонтальных, наклонных) с различной ориентацией относительно друг друга, причем большинство выработок сопряжено друг с другом и фактически испытывает взаимовлияние как на стадии проходки, так и после нее. Причем усугубляющим обстоятельством является тот факт, что каждая последующая выработка проходится в измененном напряженном состоянии массива.

Более того, практическое применение «точных» решений в замкнутом виде весьма ограниченно ввиду слишком большого отрыва крайне идеализированных расчетных схем от реальных условий возникновения и развития напряженно-деформированного состояния породного массива в окрестности выработки. Кроме того, даже при небольших отклонениях расчетной схемы от простейшей (круглое отверстие в сплошной, однородной изотропной упругой, упруго-пластической или идеально-пластической среде при равномерном одноосном загружении) предложенные формулы часто значительно усложняются и становятся неудобными для непосредственного использования в инженерных расчетах. Поэтому аналитические методы обычно применяют в сочетании с так называемыми обсервационными методами или эмпирическим, с использованием результатов натурных измерений или модельных исследований.

В современной практике проектирования подземных сооружений аналитические методы почти полностью уступили место так называемым численным методам, связанным с использованием ЭВМ. Среди большого многообразия численных методов в области геомеханики получили распространение метод конечных элементов, метод конечных разностей, метод граничных интегральных уравнений и др.

При расчете методом конечных элементов (МКЭ) выполняют анализ уравнений, связывающих напряжения и перемещения элементов, вводят граничные условия и решают уравнения относительно перемещений, по которым затем вычисляют деформации , а затем напряжения. Преимущество метода заключается в быстроте решения и достаточно хорошем учете физических и структурных свойств материалов. Недостатком метода являются трудности учета больших деформаций или геометрической нелинейности, фактора времени, в частности переменных нагрузок.

Метод конечных разностей (МКР) в трактовке Кандела сводится к решению законов движения частиц. Преимущество такого метода состоит в лучшем, по сравнению с другими методами, учете крупных деформаций и в возможности решения нелинейных (пластических) задач, а также в возможности учета фактора времени. К недостаткам метода относится учет конструктивных особенностей выработки (сооружения).

Интенсивное развитие в последние годы численных методов открывает большие возможности для исследования пространственного напряженно-деформированного состояния практически любой сложности. Так, например, метод граничных интегральных уравнений (МГИУ) по универсальности значительно уступает МКЭ (существенный его недостаток -- возможность получения решения только для однородных тел), но в ряде случаев дает высокую эффективность с точки зрения стоимости расчетов,

Решающим преимуществом МГИУ по сравнению с МКЭ и МКР является значительное сокращение числа рассматриваемых элементов дискредитации пространства в результате разбиения только граничной поверхности.

Известно достаточно большое число работ, посвященных изучению напряженно-деформированного состояния массива пород вокруг выработок.

Последующие исследования напряженно-деформированного состояния пород в процессе строительства крупномасштабных камер, используя численные методы, позволили установить закономерности формирования полей напряжений и распределения нормальных тангенциальных напряжений на контуре сводовой части выработки «грибовидной» и овальной форм сечения в процессе их строительства. В частности, было установлено, что опускание (осадка) свода происходит только в процессе раскрытия подсводового пространства. Причем существует линейная (обратная) зависимость опускания центральной части свода от коэффициента бокового давления пород в массиве (7). И, что особенно важно, при дальнейшем раскрытии сечения камеры (а она разрабатывается уступным способом) вертикальные смещения поверхности свода либо отсутствуют (в гравитационном поле начальных напряжений), либо наблюдается обратное перемещение свода вверх в тектоническом поле напряжений.

Таким образом, эти исследования подтвердили изначальные предположения, что самым ответственным моментом в процессе строительства крупных камер является проходка их подсводовой части.

Применение способа бокового уступа при раскрытии свода с одновременной организацией работ во всех забоях облегчает решение этой задачи. Однако при этом необходимо вести учет влияния вторичного (наведенного) поля напряжений, вызванного опережающим забоем, на напряженно-деформированное состояние пород в момент до раскрытия забоя до проектного очертания. Поэтому метод прогнозирования устойчивости большепролетных выработок, сооружаемых способом бокового уступа в сочетании с принципом многозабойной организации работ, расчета и выбора параметров сечения опережающего и отстающего забоев с учетом вторичного поля напряжений, вызванного выработанным пространством, позволит лучше обеспечить устойчивость проектного сечения выработки как в момент раскрытия, так и в момент возведения крепи.

ГЛАВА 2. ОБОСНОВАНИЕ СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ И ПОДГОТОВКИ МАЛОМОЩНЫХ РУДНЫХ ТЕЛ

2.1 Факторы, влияющие на выбор схемы подготовки

Способы подготовки горизонтов и блоков к эксплуатации обычно делят в зависимости от расположения горно-подготовительных выработок относительно рудного тела на полевые, рудные и комбинированные--рудно-полевые, а в зависимости от назначения и взаимного расположения подготовительных выработок на штрековые, кольцевые и тупиковые.

В зависимости от расположения и назначения выработок способы и схемы подготовки этажей делят на классы (табл. 2).

При проектировании первоначальной ступени вскрытия (шага вскрытия) необходимо принимать ее величину такой, чтобы вскрытые запасы были достаточными для нормальной работы рудника в течение периода, необходимого для проектирования и проходки вскрывающих выработок, обеспечивающих выполнение выбывающих мощностей (осуществление следующего шага вскрытия). При проектировании важно учитывать современные тенденции развития способов вскрытия и подготовки, чтобы выбирать наиболее эффективные и перспективные варианты.

Учитывая постоянный рост затрат на добычу полезных ископаемых и снижение содержания металлов в добываемой рудной массе практически на всех рудниках, наиболее перспективны способы вскрытия и подготовки, обеспечивающие более полное использование запасов. Различные способы вскрытия месторождений и технологии разработки требуют разных площадей для размещения промышленных объектов, отвалов и хвостохранилищ. В результате ущерб окружающей среде будет разным.

Анализ опыта рудников и выполненные исследования свидетельствуют, что в настоящее время в вопросах вскрытия и подготовки наметились вполне определенные тенденции на применение схем поэтапного вскрытия в две и более ступени, на более широкое использование концентрационных горизонтов с увеличенным шагом вскрытия, большим числом промежуточных горизонтов и созданием достаточных по объему аккумулирующих добытое полезное ископаемое (руду) емкостей, обеспечивающих стабильность качества и бесперебойность работы рудника. В ряде случаев перспективной может оказаться схема вскрытия группами этажей при отработке их в группах снизу вверх. По мере углубления горных работ эффективность этих направлений совершенствования вскрытия будет расти и область применения их будет увеличиваться.

Таблица 4

Классификация способов подготовки рудных месторождений

Классы	Подклассы	Виды способов подготовки
1. Рудная подготовка	1.1. Рудными штреками и восстающими 1.2.Рудными штреками, ортами и восстающими 1.3.Рудными штреками, ортами и спиральными или наклонными заездами	1.1.1.Рудная подготовка штреком и восстающими 1.1.2.Рудная подготовка штреком у лежачего бока и восстающими 1.1.3.Рудная подготовка штреками у висячего бока и восстающими 1.1.4.Рудная подготовка штреками у висячего и лежачего боков и восстающими 1.2.1.Рудная подготовка штреками с тупиковыми заездами и восстающими 1.2.2.Рудная подготовка штреками, ортами и восстающими с кольцевой схемой откатки 1.3.1.Рудная подготовка штреками, ортами и наклонными заездами 1.3.2.Рудная подготовка штреками, ортами и спиральными заездами
2. Полевая подготовка	2.1. Полевыми штреками и восстающими 2.2. Полевыми штреками и спиральными съездами	2.1.1.Полевая подготовка штреками и восстающими с тупиковыми заездами 2.1.2.Полевая подготовка штреками и восстающими с кольцевыми заездами 2.2.1. Полевая подготовка штреками и спиральными съездами (рампой)
3. Рудно-полевая подготовка	3.1. По левыми штреками и восстающими по руде 3.2. Полевыми штреками, ортами и восстающими по руде 3.3. Полевыми штреками, ортами и спиральными съездами и заездами 3.4.Полевыми штреками, ортами, восстающими по руде и спиральными съездами и заездами по руде	3.1.1. Полевыми штреками и восстающими по руде с тупиковой схемой заездов 3.2.1. Полевыми штреками, ортами и восстающими по руде с тупиковой схемой заездов 3.2.2. Полевыми штреками, ортами и восстающими по руде с кольцевой схемой заездов 3.3.1. Полевыми штреками и спиральными съездами с кольцевой схемой заездов 3.4.1. Полевыми штреками, восстающими и спиральными съездами с кольцевой схемой заездов

Традиционные способы подготовки горизонтов к эксплуатации, когда проходят откаточные штреки и с их уровня начинают подготавливать днища блоков, проходят восстающие, из которых нарезают блоковые орты и штреки, вентиляционные сбойки и т.д., требуют больших затрат времени на подготовку и поэтому постепенно уступают способам подготовки горизонтов и блоков с помощью транспортных съездов (рампой), а также ярусным способам подготовки.

...