Обоснование схемы вскрытия и подготовки маломощных золотоносных рудных тел

При подготовке горизонтов к эксплуатации с помощью транспортных наклонных и спиральных съездов время на подготовку горизонта к эксплуатации значительно сокращается, так как нет необходимости готовить весь горизонт. Готовить блоки можно из съездов на различном уровне и одновременно с двух смежных горизонтов, расстояние между которыми может быть увеличено. К тому же, применение самоходного оборудования позволяет значительно увеличить скорость проходки не только наклонных съездов, но и горизонтальных блоковых выработок, а также основных штреков, рудоспусков и вентиляционных восстающих.

Ярусный способ подготовки горизонтов предусматривает вскрытие и подготовку наклонных и крутопадающих залежей с использованием как традиционных способов подготовки, так и подготовки транспортными съездами. Основной горизонт при этом подготавливается полевыми штреками и ортами, из которых проходят восстающие для приема руды с верхних ярусов. Каждый этаж повышенной высоты делится рудоспусками на блоки длиной 50--70 м, а по падению -- вспомогательными горизонтами на ярусы высотой 40--50 м, которые разделяются на подэтажи. Ярусная схема позволяет иметь широкий фронт работ при одновременной подготовке довольно значительных объемов запасов.

На рудниках значительной производственной мощности с большим числом подъемных и вспомогательных стволов необходимо стремиться обеспечить компактное их расположение, чтобы уменьшить количество околоствольных дворов (рис. 2.1).

Как уже отмечалось, вопрос об определении размеров рудничного (шахтного) поля решается очень просто -- они принимаются в соответствии с параметрами месторождения. На месторождениях с выдержанной мощностью на больших площадях оптимальные размеры шахтного поля могут быть определены аналитически по методу академика Л.Д. Шевякова. Суть метода в том, что себестоимость добычи выражается в виде функции от длины шахтного поля и количества этажей (ширины поля).

В качестве критериев могут быть приняты такие показатели, как приведенные затраты, прибыль и др. На рудниках и других не-пластовых месторождениях задача решается методом вариантов аналогично тому, как это делается при определении производственной мощности рудника.

Сущность метода вариантов состоит в том, что при нескольких значениях размеров рудничного поля определяются все зависящие от них капитальные и эксплуатационные затраты (на проходку стволов, штолен, вертикальных, наклонных, спиральных выработок, околоствольных дворов, квершлагов, рудоспусков, спиральных и петлевых съездов, штреков, на вентиляцию, водоотлив, на транспортировку и подъем руды, поддержание выработок и др.). Затем при каждом варианте размеров шахтного поля определяется величина приведенных затрат, приходящихся на 1 т руды.

Рис. 2.1. Принципиальная схема вскрытия, подготовки и отработки группы этажей снизу вверх: I--III -- последовательность проходки концентрационных горизонтов; а--в -- последовательность подготовки и отработки этажей; 1 -- главный ствол; 2 -- действующий концентрационный горизонт; 3 -- промежуточный действующий горизонт; 4 -- промежуточный нарезаемый горизонт; 5 -- вентиляционно-ходовой (лифто-подъемный) участковый восстающий; 6 -- верхний в группе этажей вентиляционный горизонт; 7 -- участковые этажные спирали; 8 -- основные перепускники; 9 -- трасса рудной спирали

Сравнением устанавливается вариант, обеспечивающий минимум затрат. При этом целесообразно размер рудничного поля по падению представить как общую наклонную высоту количества этажей. Высота этажей в зависимости от горно-геологических условий и систем разработки может быть принята по нормам технологического проектирования или на основе предварительных расчетов. Однако в настоящее время ни себестоимость добычи, ни приведенные затраты не могут быть использованы в качестве критериев экономической оценки.

В основу оценки вариантов разных размеров рудничного (шахтного поля), как и при решении других задач вскрытия и подготовки месторождений должен быть положен критерий суммы дисконтированной прибыли за вычетом капитальных затрат с учетом фактора времени и банковской ставки на кредит. При этом также целесообразно размер рудничного поля по падению представить как общую наклонную высоту определенного количества этажей, а высоту этажей в зависимости от горно-геологических условий и систем разработки принять по нормам технологического проектирования или на основе предварительных расчетов.

В зависимости от размеров рудничного поля могут существенно изменяться очень многие показатели, характеризующие эффективность разработки месторождений.

Переход на более высокие блоки в соответствующих условиях позволит получить еще большую экономию, которая возможна и в случае, если перейти на упрощенные схемы подготовки блоков с торцевым выпуском и внедрить скоростные методы проходки горизонтальных и вертикальных выработок: например, вдвое ускорить проходку выработок и, соответственно, вдвое сократить время подготовки, что равноценно увеличению вдвое извлекаемых запасов блока. Однако в каждом конкретном случае необходимо точно установить по данной методике величину эффекта от применения технологии разработки с повышенной высотой блоков. Высота блоков (этажей), при которой будет обеспечена максимальная прибыль, может быть принята за оптимальный вариант. Больше этой высоты увеличивать этаж будет целесообразно только при существенном изменении применяемой техники и технологии горных работ.

Обоснование оптимальных схем и способов подготовки горизонтов

Выбор схемы подготовки горизонтов должен осуществляться одновременно с определением высоты этажа. В настоящее время используются полевая и рудная подготовки. На большинстве рудников, разрабатывающих жильные месторождения, применяется рудная подготовка, которая в этих условиях имеет определенные преимущества, состоящие прежде всего в том, что при этом способе подготовки меньше объемы проходческих работ. Кроме того, одновременно с проходкой штрека осуществляются разведка рудного тела на уровне горизонта и попутная добыча руды, благодаря чему окупается часть затрат на проходческие работы. Рудная подготовка блоков позволяет достаточно полно изучить параметры и характер жилы на уровне откаточного горизонта.

Однако во время эксплуатации сложных рудных месторождений при очистных работах непосредственно в блоках и особенно при транспортировке руды по основным откаточным штрекам рудная подготовка имеет существенные недостатки, что приводит к весьма нежелательным последствиям. Чтобы поддержать рудные штреки, над ними и под ними оставляют рудные целики, выемка которых либо не осуществляется, либо ведется с большими потерями. Потери в над- и подштрековых целиках на рудниках, разрабатывающих жильные месторождения, достигают 10--12 %, составляя в среднем 4--8 %. Не менее важно и то, что при рудной подготовке и камерных системах разработки обеспечивается очень плохое проветривание блоков и рудника в целом из-за невозможности надежной изоляции штреков от очистного пространства. Изменчивость направления жил на горизонтах определяет соответствующую изменчивость рудных откаточных штреков, что затрудняет и удорожает проходку. Доставка руды по таким штрекам затруднена, поэтому она малопроизводительна и дорогостояща. Из-за этого ограничиваются производственные мощности рудников.

Полевая подготовка позволяет повысить полноту использования недр, улучшить безопасные условия работы, увеличить интенсивность подготовки и отработки блоков при снижении затрат, что создает реальные предпосылки для значительного увеличения производственной мощности рудника в целом. Часто при полевой подготовке уменьшается длина штреков и обеспечиваются значительно большие скорости подготовки этажей и блоков к эксплуатации, чем при рудной. К тому же, при полевой подготовке в процессе эксплуатации снижаются затраты на транспортировку, вентиляцию и др. Обеспечивается более высокая интенсивность работы блоков и транспорта по прямым и устойчивым выработкам.

В ряде случаев целесообразно даже после отработки блоков с рудной подготовкой проходить дополнительные полевые выработки и вынимать оставленные надштрековые целики. Благодаря этому снижаются не только потери руды, но и затраты на подготовку новых горизонтов.

Разные варианты полевой и рудной подготовки с тупиковой или кольцевой схемами отличаются по объему и скорости выполнения проходческих работ, затратам на проходку и поддержание выработок, по величине потерь и разубоживания руды, по условиям проветривания (полевая и рудная), а также по производительности блоков и, соответственно, могут обеспечить разные производственную мощность рудника и величину годовой прибыли.

При оценке вариантов подготовки горизонтов к эксплуатации должны быть учтены такие важные обстоятельства, как изменение производственной мощности предприятия в разные периоды эксплуатации месторождения, в частности, из-за разного числа блоков в подготовке и очистной выемке, а также из-за оставления охранных целиков у подготовительных выработок, вследствие чего изменятся условно-постоянные затраты и себестоимость добычи и переработки.

Именно поэтому в качестве критерия оценки должна быть принята величина суммы дисконтированной прибыли рудника за расчетный период, в частности, за весь период эксплуатации горизонта или группы этажей, за вычетом капитальных затрат (с учетом процентной ставки за кредит и времени выполнения капитальных работ) на проектирование, строительство горного предприятия и создание необходимых для нормальной работы рудника вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов в разные периоды времени.

Если учесть, что при полевой подготовке и кольцевой схеме (по сравнению с рудной подготовкой и тупиковой схемой) на месторождениях средней и большой мощности или при полевой подготовке (по сравнению с рудной) на жильных месторождениях (особенно сложного строения с невыдержанными элементами залегания) производительность блоков в очистной выемке может значительно вырасти, то и соотношение числа блоков в подготовке и очистной выемке будет иным.

Обоснование числа этажей в группе

Наиболее правильно определять число этажей в группе (на один концентрационный горизонт) и высоту этажа одновременно с выбором остальных параметров и схем вскрытия и подготовки, приняв при разных вариантах вскрытия разную высоту этажа. В этом случае одновременно решается вопрос о целесообразности применения концентрационных горизонтов, где обычно оборудуют капитальные околоствольные дворы, устраивают подземные дробильные установки. На остальных этажных горизонтах масштабы этих работ обычно значительно меньше, так как они выполняют роль промежуточных. Обычно на один концентрационный горизонт принимают от одного до четырех промежуточных с доведением расстояния между концентрационными горизонтами до 150--250 м. В зарубежной практике имеются случаи, когда на один концентрационный приходится до девяти промежуточных горизонтов (450-- 500 м на медно-цинковом руднике Квемонт в Канаде мощностью 1,5 млн. т/год).

2.2 Обоснование вскрытия рудника и подготовка шахтного поля

Вскрытием месторождения или шахтного поля называется комплекс работ по проведению выработок, открывающих доступ с поверхности по всему рудному телу или его части и обеспечивающих возможность поведения подготовительных выработок.

Требования к вскрытию месторождений:

1. Сохранность вскрывающих выработок в течении всего срока разработки месторождения. Для этого при разработки месторождений вскрывающих выработок располагают за пределами зоны сдвижения пород, образующиеся при извлечении полезного ископаемого.

2. Достаточный резерв подъёмных механизмов.

3. Достаточное количество вскрытых запасов, дающее возможность в последующем своевременно вскрыть и подготовить запасы руды.

4. Максимальная экономичность всех работ по вскрытию месторождения и эксплуатации вскрывающих выработок.

Особенностью месторождения Зармитан является существования карьера и при вскрытии месторождения подземным способом необходимо учесть открытый рудник.

Схема вскрытия, как и есть комплекс работ по вскрытию, зависит от природных и технологических факторов, в частности, от рельефа местности, промышленных запасов руды месторождения; горизонтальной эксплуатационной площади рудных тел, глубины залегания месторождения от поверхности.

Выбор схемы вскрытия.

Схему вскрытия месторождения выбирают сопоставляя технико-экономические характеристики нескольких вариантов:

1. Производят компоновку всех схем вскрытия, подлежащих экономическому сравнению, и по чертежам определяют длину капитальных горных выработок.

2. Определяют капитальные затраты на провидение горных выработок, строительство поверхностных сооружений и приобретение оборудования.

3. По каждому варианту составляют календарный план строительства и приводят капитальные затраты к сроку окончания строительства.

4. Определяют эксплуатационные затраты по подъёму, водоотливу, транспортированию руды и поддержанию выработок.

5. Определяют сумму капитальных затрат, отнесённую к объёму извлекаемых запасов (приведённых капитальных затрат), и эксплуатационных расходов на 1т. руды.

6. Вариант, при котором сумма приведённых капитальных затрат и эксплуатационных расходов будет минимальной, принимают в качестве основного.

Годовая производительность и срок существования рудника определяет и основные размеры в скрывающих выработок. По размерам площади поперечных сечений и длина стволов шахт, околоствольных дворов и околоствольных выработок капитальных квершлагов, штреков, восстающих устанавливает сроки вскрытия и подготовки этажа.

При экономическом сравнении учитываем только те статьи эксплуатационных расходов и капитальных затрат, которые различны в сравниваемых вариантах и оказывают существенное влияние на их стоимость. Помимо экономической оценки при выборе варианта учитывают сроки вскрытия, удобству эксплуатации месторождения, технические и организационные затруднения и другие обстоятельства, способные повлиять на приемлемость того или другого варианта.

Выбор варианта вскрытия связан с выбором типа подъёма, вида подземного транспорта, типа и ёмкости вагонеток, схем проветривания, обеспечивающей нормальную вентиляцию рудника, расположения водоотливных устройств.

Вместе с тем расчёт вентиляции рудничного транспорта и водоотлива зависит от принятого способа вскрытия.

Вопрос о месте заложения вскрывающих выработок решаем в такой последовательности.

Сначала намечаем расположение рудовыдачных выработок, удобное в отношении топографических условий местности, подхода подземного и поверхностного транспорта. Если возникает вопрос об оставлении околошахтного охранного целика руды, определяем его размеры по устойчивым углам сдвижения горных пород и подсчитываем оставляемые в нём запасы руды и полезных компонентов. На основании подсчётов решаем вопрос об оставлении охранного целика или о заложении вскрывающих выработок за пределами зоны сдвижения.

Места расположения вспомогательных вскрывающих выработок определяем в соответствии с их назначением.

Месторождение Зармитан вскрыто до горизонта 720 м.

Ствол «Главный», как основной выдачной при существующей схеме вскрытия в условиях расширения рудника может обеспечить производительность по руде 500 тыс. т/год при отработке горизонтов 840 и 780м. Для отработки гор. 720м и нижележащих горизонтов рассматривались варианты схем вскрытия, максимально использующие существующий горнотехнический комплекс рудника, учитывающие конфигурацию рудного поля на всех горизонтах и распределение запасов по рудным телам, а также не допускающие остановок действующего рудника в период реконструкции.

Вариант 1 - углубка существующих стволов Главного до гор. 740м и разведочного №10 до гор. 780м, а также строительство нового ствола Вспомогательный - 2 от поверхности до гор. 740м в районе существующего ствола Вспомогательный.

Выдача горной массы:

- золотосодержащих руд (кварцевых) - через ствол Главный;

- золотосеребряных руд (упорных, сульфидных) через ствол №10

- пустой породы через ствол Вспомогательный-2.

Для спуска - подъёма людей, материалов и оборудования используется ствол Вспомогательный - 2.

Способ проветривания - нагнетательный, схема проветривания - фланговая. Подача свежего воздуха через ствол Главный, у устья которого строится новая вентиляторная главного проветривания.

Вариант 2 - строительство нового ствола Главный 2 и углубка ствола Главный до гор. 740 м, на флангах в районе ствола Вспомогательный - строительство вентиляционных восстающих, а в районе ствола №10 - вентиляционно-мефтовых восстающих с мефтами ГПЛК.

Ствол Главный-2 служит для выдачи всей горной массы. Ствол Главный выполняет функции вспомогательного ствола и служит для спуска-подъёма людей, материалов и оборудования.

Способ и схема проветривания аналогичны варианту 1 эти два варианта вскрытия рассмотрены на техническом совещании при главном инженере ПО «Узбекзолото». Протокол от 17.09.90г.

В вариантах вскрытия 1 и 2 требуется проведение на каждом горизонте протяженных (от 520 до 750 м) двух путевых (сечение вчерне 11,2; 12мІ) квершлагов в ТЭО рассмотрен третий вариант вскрытия.

Вариант 3 - повторяет схему вскрытия по варианту 1 и отличается углубкой ствола Главный до гор. 780 м и строительством слепого ствола с гор. 480 м. до гор. 240 м. Слепой ствол приближен к рудным типам 1, 1а, 11, 17 и проходится квершлага ствола Главный на гор. 780 м.

Заложение слепого ствола с гор. 780 м обусловлено, тем что, начиная с этого горизонта, рудная зона меняет конфигурацию в плане от площадкой, разбросанной до вытянутой в широтном направлении полосы, представленной рудными телами 1, 1а, 11, 17.

Вариант 4 - строительство наклонного транспортного съезда (НТС) производится для своевременного обеспечения подземного рудника вскрытыми запасами и проведения ремонтно-восстановительных работ в действующих вертикальных стволах «Главный» и «Вспомогательный» без остановки добычи руды. НТС проходится до гор. 720м в центральной части месторождения с учетом дальнейшего его использования для вскрытия нижележащих горизонтов и рассчитан на выдачу по нему на поверхность 650,0 тыс. т руды подземными автосамосвалами.

В связи с критическим положением со вскрытыми запасами руды и большим увеличением производительности подземного рудника в ППР предусматривается скоростная (до 215 м/мес.) проходка НТС с использованием на основных операциях проходческого цикла производительного импортного горно-шахтного оборудования фирмы Atlas Copco (Швеция).

Расчёт приведенных годовых затрат показывает, что наиболее экономичным является четвертый вариант вскрытия. Кроме того, второй вариант вскрытия имеет следующие дополнительные преимущества:

- содержание одного выделенного ствола вместо трёх по первому и третьему вариантам;

- концентрация грузового и вспомогательного подъёмов на одной промплощадке вместо трёх по другим вариантам;

- упрощается схема транспорта, материалов, людей и оборудования.

Кроме того золото-серебряные руды с точки зрения подземной откатки, не транспортируют только к стволу №10.

Учитывая перечисленные выше преимущества, принимается четвертый вариант вскрытия месторождения Зармитан.

Зона влияния горных работ на поверхности.

Зона опасного влияния горных разработок при системах отработки с естественным поддержанием очистного пространства отстроена от нижней границы балансовых запасов принятых к отработке. Углы сдвижения горных пород определены на основе «Временных правил охрана сооружений природных объектов от вредного влияния подземных горных выработок на месторождениях руд редких металлов» ВНИМИ, 1981 и составляют:

- со стороны висячего бока в₁=70є;

- со стороны лежачего бока в=70є;

- по простиранию д=70є.

Все вновь проектируемые здания и сооружения размещены вне зоны сдвижения горных пород.

Существующие здания и сооружения также расположены вне зоны сдвижения пород, за исключением поселка Тажиковул, который на восточном фланге месторождения частично попадает в зону сдвижения пород при отработке рудное тело15 и26. В связи с этим блоки 15-34-37- С1; 15-38, 39-С2; 15-44-17- С1, 15-48- С2; 15а-1,2- С1, 15а-3- С2, 26-1+4- С1, 26-5- С2, отрабатываются системой с закладкой выработанного пространства. Запасы этих блоков относятся к классу мощности до 3-х метров и составляют 3% от всех эксплуатационных запасов. Руды этих блоков относятся к золотосеребряному (сульфидному) типу.

Подготовка шахтного поля.

Подготовка шахтного поля называют определенный порядок проведения выработок, осуществляемый после вскрытия шахтного поля и обеспечивающий возможность подготовки выемочных полей.

Основные факторы, влияющие на выбор способа подготовки: угол падения, нарушенность месторождения, газоносность, водоносность, а также размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания и др.

Основное требование к подготовке месторождения - выбрать такие способы подготовки и систему разработки, чтобы число подготовительных и нарезных выработок было минимальным. В лучшем случае оно равно 2-3 м на 1000 т добытой руды, в худшем - до 10-15м.

Подготовка и нарезка месторождения должны быть произведены так, чтобы обеспечивалось хорошее проветривание очистных выработок, соблюдались правила безопасного ведения горных работ, затраты на подготовку были минимальными, обеспечивалось благоприятные условия для доставки оборудования, материалов и людей.

При разработке крутых и крутонаклонных залежей шахтное поле делят на этажи, а этажи - блоки.

Подготовка рудных месторождений включает подготовку горизонтов (этажей или панелей) и подготовку отдельных очистных блоков.

Подготовка горизонтов заключается в разделении шахтного поля на участки, в пределах которых затем проводят подготовительно-нарезные выработки и ведут очистную выемку.

Крутые наклонные залежи горизонтальными подготовительными выработками (штреками и ортами) разделяют на этажи, длина которых соответствует длине шахтного поля по простиранию. Горизонты, на которых расположены эти выработки, называются этажными.

Расстояние по вертикали между штреками, ограничивающими этаж, называется высотой этажа. Она колеблется от 30-40 до 80-100 м, а иногда достигает 200-250м.

Высота этажа зависит от горно-геологических факторов. Если месторождение имеет выдержанные элементы залегания (форму, размеры, угол падения), то высоту этажа принимают большой; если эти элементы резко меняются - высоту этажа принимают минимальной.

За этот промежуток времени, в течении которого отрабатывают один этаж, нужно подготовить новый.

Учитывая выше перечисленное для месторождения Зармитан необходимо применить этажный способ подготовки. Высота этажа при этом должна быть 45м.

Расчет безопасной толщины барьерного целика приближенно может быть рассчитан по формуле, предложенной В.Д. Слесаревым:

h=гlІ/(2у_р)

где, г - удельный вес пород, Н/мі; l - пролет камеры, м; у_р - предел прочности пород на растяжение, Па.

Для условий месторождения Зармитан толщина барьерного целика составит h=75м.

Этажи, как правило, разрабатывают сверху вниз, т.е. первым отрабатывают тот, который ближе к поверхности, затем следующий за ним.

В целях обеспечения независимой одновременной работы доставки и транспортирования руды необходимо использование так называемых концентрационных горизонтов, на которые перепускается руда с вышерасположенных промежуточных горизонтов. При этом транспорт руды к шахтному стволу производится только по концентрационным горизонтам конвейерами, а расположенные между ними промежуточные этажные горизонты служат для подготовки очистных блоков, вспомогательного транспорта (для перевозки людей, материалов и оборудования), проветривания и прокладки кабелей и трубопроводов. Транспортный концентрационный горизонт обычно обслуживает 2-4, а иногда и больше этажей. Срок службы его значительный, что дает возможность оборудовать горизонт капитально.

Рудоспуски, ведущие на концентрационный горизонт, проходят по рудному телу или в непосредственной близости от него. Один рудоспуск может обслуживать часть блока (например, одну или две доставочные выработки), весь блок или группу блоков. Обычно они не крепятся и могут иметь ответвления, чтобы сократить длину механизированной доставки. Рудоспуски служат бункерной емкостью между процессами доставки и транспортирования, в них происходит дополнительное измельчение рудной массы и усреднения ее качества.

Этаж по длине с помощью восстающих разбивают на выемочные очистные блоки. Восстающие обеспечивают доступ к расположенным на разных уровнях по высоте подготовительно-нарезных и очистным выработкам блока.

Границы между выемочными блоками смежных этажей бывают горизонтальными или наклонными. Расположены они несколько выше соответствующих этажных горизонтов, так как днище блока (временный целик) обычно отрабатывают вместе с запасами блока нижележащего этажа.



2.3 Технология проведения наклонного транспортного съезда

Географическое положение и природные условия.

В географическом отношении площадка наклонного транспортного съезда (ствола) находится в Кошрабадском районе Самаркандской области республики Узбекистан и расположена в пределах Чармитанского месторождения. Ближайшим крупным населённым пунктом является г. Джизак, расположенный в 104км юго-восточнее района работ.

Ближайшая железнодорожная станция Ката-Курган, находящаяся в 80км, связана с районом строительства автомобильной дорогой, проходящей через посёлки Митан и Иштыхан. Обзорная схема показана на рисунке 1.

Рельеф местности характеризуется мягкими, пологими, слабо расчлененными формами, с общим уклоном на юго-восток. Климат района резко-континентальный, характерный для аридных зон Средней Азии. Среднегодовая температура воздуха - плюс 15єС, абсолютный минимум - минус 30єС, абсолютный максимум - плюс 45єС. Ветревой режим характеризуется сезонным постоянством, преобладающими являются ветры северо-восточного направления. Среднегодовое количество осадков 300-400мм. В геоморфологическом отношении площадка наклонного транспортного съезда находится на южном склоне центральной части хребта Северный Нуратау. Грунтово-геологические условия осваиваемой площадки в верхней части разреза представлены супесями, суглинками и дресвяно-щебенистыми грунтами.

Подземные воды, имеющие регионально распространение, залегают в породах верхнего эоцена на глубине 27,5м и более. В пролювиальных крупнообломочных отложениях русел, относительно крупных саев, возможно существование подземных вод локального распространения типа «верховодки», образованных за счёт всевозможных техногенных утечек, которые неизбежны на промышленных площадках. Уровень таких подземных вод может быть встречен на глубине 6-8м. Гидрографическая сеть представлена руслами водотоков периодического действия (саями), сток по которым формируется за счёт выпадения дождей значительной интенсивности.

Сейсмичность площадки строительства - 7 баллов.

Состав предприятия и размещение сооружений.

Площадка поверхностного комплекса наклонного транспортного съезда (ствола) расположена в 0,5км севернее штольни «Капитальная», имеет в плане неправильную форму и ориентирована длинной стороной с северо-востока на юго-запад. Ситуационная схема размещения площадки поверхностного комплекса и подъездных автомобильных дорог показана на чертеже инв. №П-251175/изм.1. В состав поверхностного комплекса наклонного транспортного съезда (ствола) при его строительстве, входят следующие здания, сооружения и коммуникации:

- боксы для хранения и обслуживания колесной техники;

- вентиляторная установка с вентилятором ВЦП-16;

- контейнер сервисный передвижной (мастерская для перфораторов);

- диспетчерская (вагончик);

- раскомандировочная (вагончик);

- открытая площадка хранения гравийно-песчаной смеси;

- склад цемента и металла;

- ТП-1 6/0,4КВ;

- противопожарные резервуары 2х100мі;

- резервуар технической воды 100мі;

- насосная станция;

- уборная на 1 очко;

- подъездные автодороги на площадку поверхностного комплекса и на отвал;

- инженерные сети.

Размещение проектируемых зданий и сооружений площадки поверхностного комплекса наклонного транспортного съезда (ствола) и плановое положение подъездных автомобильных дорог приведено на чертеже ДСП-20718-ГТ/изм.1.

В структурном плане площадь заложения наклонного автосъезда находится в полосе шириной 1км, между двумя региональными разломами - Центральным с северо-запада и Промежуточным с юго-востока. На трассах проектируемого наклонного автосъезда распространены в основном граносиениты. В граносиенитах возможна встреча других оперяющих мелких разломов типа Контактового. В целом граносиениты являются устойчивыми породами. Они обладают преимущественно крупноглыбовой трещиноватостью, которая обусловлена как трещинами кливажа, так и тектоническими трещинами, в массиве которых встречаются дайки гранитойдов (граносиениты, сиениты) более позднего возраста. На участках повышенной тектонической трещиноватости (зон разломов) крутого падения возможны обрушения пород. Физико-механические свойства пород приведены в таблице 5.

Таблица 5

Физико-механические свойства пород

Физико-механические показатели	Граносиениты	Сиениты	Сланцы, роговики
Плотность, т/мі Предел прочности, МПа * на сжатие в сухом состоянии * на сжатие в водонасыщенном состоянии * на сжатие в зонах тектонических нарушений Коэф. Крепости по шкале Протодьяконова Пористость, % Водопоглащение, % Коэффициент разрыхления	2,62-2,68 84,6-132,5 47,4-88,3 29,9-34,5 8-19 0,51-1,0 0,19-0,37 1,5	2,62-2,67 87,1-112,5 59,6-79,8 18,4-32,3 7-10 1,13-1,66 0,43-0,63 1,5	2,62-2,70 75,4-147,0 44,1-73,5 15,9-16,8 8-10 0,78-3,1 0,20-1,47 1,6

Гидрогеологические условия вскрываемого съездом месторождения, как установлено исследованиями объединения «Узбекгеология» следует считать простыми. По расчётам вышеупомянутой организации ожидаемый средний водоприток в горные выработки горизонта 840м составит 150мі/ч, на горизонт 780м-200-220мі/ч. Наклонным транспортным съездом предусматривается вскрытие запасов горизонта 780м с возможностью выдачи по нему горной массы подземными автосамосвалами.

Угол наклона транспортного автосъезда - 8є (0,141), сечение 17,6мІ в свету разработано под автосамосвал грузоподъёмностью 28,0т. В дальнейшем съезд будет углубляться с целью выдачи горной массы с нижележащих горизонтов. Место заложения наклонного автосъезда - участок выхода скальных пород на поверхность между стволами шахт «Главная» и №3, отметка устья - 915м, азимут - 20є.

Наклонный съезд проходится под углом 8є параллельно Контактовому разлому в 25-30м от него, не пересекая разлом. Для погрузки горной массы с горизонта 780м в шахтные самосвалы в конце автосъезда проходятся выработки погрузочного узла. Длина наклонного съезда до погрузочного узла составляет 1080м.

Технологическая схема проходки наклонного транспортного съезда (ствола)

Транспортный наклонный съезд (НТС) является основной вскрывающей выработкой гор. 720м и предназначен для выдачи на поверхность горной массы в объёме до 800,0тыс. т/год. Сечение съезда 17,6мІ в свету, максимальный угол наклона 8є. Горная масса по съезду выдаётся шахтными автосамосвалами МТ-431В фирмы Atlas Copco. Грузоподъёмность самосвала 28,0т, максимальная скорость передвижения 12км/ч, количество одновременно находящихся в съезде машин - до 5 единиц.

Для разминовки самосвалов по трассе съезда через 140ч170м запроектированы заезды - разминовки под углом 45є - тип I и под углом 90є - тип II (Т-образный заезд), которые используются при строительстве съезда для временного размещения проходческого и водоотливного оборудования. Рабочая документация по НТС выдана полностью, см. лист общих данных черт П-242905. Проведение наклонного транспортного съезда(НТС) запроектировано с применением самоходного бурового, погрузочно-доставочного и транспортного оборудования с дизельным двигателем фирмы Atlas Copco, Швеция. Это оборудование (буровая установка Boomer 282, погрузочно-доставочная машина ST 710 и шахтный автосамосвал МТ-431В) механизирует основные трудоёмкие операции проходческого цикла: бурение шпуров; доставку и транспортировку на поверхность горной массы. Доставка оборудования и материалов по наклонному съезду предусматривается в проекте самоходной машиной 1ВОМА. Краткая техническая характеристика самоходных машин приведена в таблице 4.

Строительство НТС в зависимости от глубины его проходки подразделяется условно на два периода:

I - проходка с поверхности первых (450ч500)м съезда с заездами - разминовками;

II - проходка оставшейся части съезда (также с заездами-разминовками) до погрузочного пункта гор. 780м.

В I периоде все оборудование размещается на площадке съезда, откуда своим ходом поочерёдно спускается в забой для выполнения той или иной операции проходческого цикла и после её выполнения возвращается на промплощадку. Таблица 4 - тех. хар. самоход. машин:

В этом периоде шпуры (включая и под анкерное крепление) бурятся установкой Boomer 282, порода из забоя вывозится на поверхность в ближайший отвал погрузочно-доставочной машиной (ПДМ) ST710, а крепление выработки производится машиной для нанесения набрызг-бетона СБ-67Б-2 (БМ-86), установленный на самоходной машине 1ВОМА или непосредственно на почве выработки.

Вспомогательные операции, (наращивание коммуникаций, доставка материалов и оборудования) выполняются с использованием машины 1ВОМА.

Во II периоде при проходке съезда используются пройденные заезды-разминовки. Последовательность выполнения операций проходческого цикла сохраняется, при этом буровая установка Boomer 282 и ПДМ ST710 отстаиваются в заездах и при необходимости спускаются в забой для выполнения операций проходческого цикла.

Порода из забоя удаляется с перегрузкой у Т-образного заезда: непосредственно из забоя порода в ковше доставляется к заезду ПДМ ST710; затем у заезда порода из ковша перегружается в автосамосвал МТ-431В, который транспортирует её на поверхность. Автосамосвал загружается за 4 ходки погрузочно-доставочной машины. Общий вид расположения оборудования при перегрузке породы и схема манёвра автосамосвала у Т- образного заезда.

Крепление выработки, выполнение вспомогательных операций производится аналогично, как и в I периоде.

Для бурения вспомогательных зарядных шпуров при проходке канавки и шпуров под анкеры для подвески коммуникаций предусмотрены перфораторы ПП-63ВБ2 и ПТ48А. Заряжение шпуров гранулированными ВВ производится ручными пневматическими зарядчиками Курама-7, Вахш-5, а патронированными ВВ - вручную.

Таблица 6

Наименование	Ед. изм.	Тип машины
		МТ-431В	ST710	Boomer 282	1ВОМА
1. назначение	-	Транспорт породы	Доставка породы	Бурение шпуров	Транспорт вспомогательный
2. грузоподъёмность	т	28,0	6,5	-	3,0
3. количество манипуляторов (стрел)	шт.	-	-	2	-
4. мощность дизельного двигателя передвижения	кВт	278;298	149	55	55
5. мощность установленная электрическая	кВт	-	-	100 (бурение)	-
6. скорость передвижения	Км/ч	3,1ч32,0	2,2ч24,8	4,5-на уклоне, 13,0-на горизонтали	20,0
7. габариты	мм	10182х х2794х х2741	8824х х2040х х2104	11820х х1976х х3000	7200х х1700х х2100
8. масса	кг	29270	18200	16600	8500
9. завод (фирма) -изготовитель, страна	-	Фирма Atlas Copco, Швеция	АО «Рудгормаш» г. Воронеж

Буровзрывные работы

Объём работ по бурению шпуров

Wб = Nшп Lшп = 6х3,50+39х3,30+2х3,31=156,32м; (1)

где: Lшп-длина шпура, 3,3м (расчёт приведен в приложении Б-1);

Nшп - количество шпуров на заходку.

Объём убираемой горной массы [10]

Wу = Sвч Lшп Ю kи = 19,5х3,3х0,87х1,07=60мі; (2)

где: Sвч - площадь поперечного сечения выработки, 19,5мІ;

Lшп - длина шпура, 3,3м;

Ю - коэффициент использования шпура (КИШ=0,87);

kи - коэффициент излишка сечения (КИС=1,07-по СНиП3.02.03-84).

W'у = Sвч Lшп Ю kи = 22,8х3,3х0,87х1,07=70мі; (3)

Количество ВВ за один цикл [7]

Qвв=165,2кг, удельный расход ВВ

q= Qвв / W'у=165,2/60=2,75кг/мі

q'= Qвв / W'у =165,2/70=2,36кг/мі (4)



Тип ВВ - NOBELIT 216Z. NOBELIT 216Z - патронированный, диаметр патрона - 38мм, масса - 600г, длина - 475мм. Заряжание шпуров предусмотрено вручную. Вруб прямой с пятью заряжаемыми шпурами, диаметром 42мм, и одной холостой скважиной диаметром 105мм. Расчёт прямого вруба смотри приложение Б.2. Линия наименьшего сопротивления (л.н.с.) W1=0,75м. Общее количество шпуров - 47, в том числе число заряжаемых Nшп=46. Расход шпурометров на забой составляет 156,3м. Подвигание забоя на взрыв (длина заходки)

Lу = Lшп Ю= 3,3х0,87=2,87м (5)

Фактический расход ВВ составил 165,2кг.

Удельный расход ВВ уточняется проведением опытных отбоек и окончательно устанавливается паспортом буровзрывных работ.

Интервал замедления при взрывании с использованием прямого вруба [7]

В прямых врубах хорошие результаты обеспечиваются при последовательном взрывании зарядов, что помогает избежать запрессовки породы.

Породы имеют крепость f =13-19, средняя fср=16 по Протодьяконову, или Х по СНиПУ, для которых коэффициент замедления для зарядов выброса принимается А1=8мс/м, а для зарядов рыхления А2=6мс/м.

Для проходки выработки наклонного автосъезда принимают Lшп=3,5м, тогда интервал замедления

t1= А1 Lшп = 8мс/м х 3,5м = 28,0мс (6)

Принимаем ближайший больший 30мс и ЭДКЗ-ПМ15 №2ПМ.

Первым взрываем шпур №1 (рис.2) детонатором без замедления.

Первая серия замедления-шпуры №2 и №3 с замедлением 30мс №4ПМ.

Вторая серия замедления-шпуры №4 и №5 с замедлением 60мс, т.е.

t2= А2 Lшп = 8мс/м х 3,3м = 26,4мс

Третья серия замедления врубовых шпуров №6-11 с замедлением 90мс,

T3= А1 Lшп = 6мс/м х 3,3м = 19,8мс (6)

Четвертая серия. Принимаем ближайший больший интервал замедления 120мс - ЭД3Н №6Н.

Свободные технико-экономические показатели на паспорт буровзрывных работ приведены в таблице 7 и таблице 8.

Таблица 7

Сводные технико-экономические показатели

Наименование	количество	примечание
1. категория шахты (выработки)		По газу и пыли не опасна
2. площадь поперечного сечения вчерне, мІ	19,5
3. коэффициент крепости пород по Протодьяконову, f	13-19 (ср.16)
4. бурильные машины “BOOMER 282”, шт.	1	Гидравлическая с двумя перфораторами
5. диаметр крестовой коронки, мм	42(105)	В скобках-только для центральной скважины вруба
6. число шпуров на цикл (заряжаемых), шт.	46 (47)
7. количество шпурометров на цикл, м	156,3
8. средняя глубина шпуров, м	3,3
9. количество шпурометров на 1м выработки,м	54,5
10. кол-во шпурометров на 1мі выработки, м	2,61
11. коэффициент использования шпура, Ю	0,87
12. тип ВВ	NOBELIT 216Z	Диаметр патрона - 38мм
13. расход ВВ, кг: * на один цикл * на 1мі * на 1м	165,2 2,75 57,6
14. расход коронок на 1м выработки, шт.	1
15. расход буровой стали на 1м выработки, кг	18,7
16. расход электроэнергии на 1мі выработки, кВт-ч/мі	17,3	Учтен расход на бурение, проветривание и водоотлив
17.расход сжатого воздуха на 1мі выр-ки,мі/мі	0,77
18. расход воды на 1мі выработки, мі/мі	0,33	Бурение, пылеподавление
19. подвигание забоя за цикл, м	2,87
20. выход породы за цикл, мі	60
21. тип электродетонаторов	ЭД, ЭДКЗ- -ПМ-15, ЭДЗН
22. расход электродетонаторов, шт.: * на один цикл * на 1мі * на 1м	46 16 0,77
23. взрывной прибор (машинка) ПИВ-100М, шт.	1

Таблица 8

Свободные технико-экономические показатели

Наименование	количество	примечание
1. категория шахты (выработки)		По газу и пыли не опасна
2. площадь поперечного сечения вчерне, мІ	22,8
3. коэффициент крепости пород по Протодьяконову, f	13-19 (ср.16)
4. бурильные машины “BOOMER 282”, шт.	1	Гидравлическая, с двумя перфараторами
5. диаметр крестовой коронки, мм	42(105)	В скобках-только для центральной скважины вруба
6. число шпуров на цикл (заряжаемых), шт.	46 (47)
7. количество шпурометров на цикл, м	156,3
8. средняя глубина шпуров, м	3,3
9. количество шпурометров на 1м выработки,м	54,5
10. кол-во шпурометров на 1мі выработки, м	2,61
11. коэффициент использования шпура, Ю	0,87
12. тип ВВ	NOBELIT 216Z	Диаметр патрона - 38мм
13. расход ВВ, кг: * на один цикл * на 1мі * на 1м	165,2 2,36 57,6
14. расход коронок на 1м выработки, шт.	1
15. расход буровой стали на 1м выработки, кг	18,7
16. расход электроэнергии на 1мі выработки, кВт-ч/мі	17,3	Учтен расход на бурение, проветривание и водоотлив
17.расход сжатого воздуха на 1мі выр-ки,мі/мі	0,77
18. расход воды на 1мі выработки, мі/мі	0,33	Бурение, пылеподавление
19. подвигание забоя за цикл, м	2,87
20. выход породы за цикл, мі	70
21. тип электродетонаторов	ЭД, ЭДКЗ- -ПМ-15, ЭДЗН
22. расход электродетонаторов, шт.: * на один цикл * на 1мі выработки * на 1м выработки	46 16 0,77
23. взрывной прибор (машинка) ПИВ-100М, шт.	1

Крепление съезда

При проходке наклонного съезда (ствола), применяется четыре вида крепи: набрызгбетонная, комбинированная (штанги и набрызгбетон и штанги с сеткой в кровле и набрызгбетон) и бетонная. Для нанесения на поверхность уплотнённой бетонной смеси используется установка Сб-67Б-2, работающая на сжатом воздухе и электроэнергии.

Устанавливается СБ-67Б-2 на платформе самоходной машины 1ВОМА, оснащенной краном грузоподъёмностью 1т. Эта операция и загрузка установки сухой бетонной смесью производится на промплощадке у устья съезда. Далее самоходная машина вместе с установленной на ней СБ-67Б-2 подается по наклонному съезду к забою. Там установка СБ-67Б-2 подключается к трубопроводам воды, сжатого воздуха, к распредпункту электроэнергии и производится набрызгивание бетона на подготовленную поверхность. Технология нанесения набрызгбетона представлена на чертеже П-242917.

Анкерная крепь устанавливается после бурения шпуров бурустановкой BOOMER 282 (или перфаратором ПТ48А). Для бурения шпуров под анкерную крепь бурустановка укомплектована специальным телескопическим податчиком. При установке штанг (анкеров) используется машина 1ВОМА.

Подземный транспорт

На проходке НТС используется самоходный транспорт с дизельным двигателем:

* автосамосвал МТ-431В - для транспортировки горной массы от Т-образных заездов (где производится перегрузки породы с ПДМ в автосамосвал) на поверхность;

* ПДМ ST710 - доставка горной массы от забоя до места перегрузки её в автосамосвал;

* вспомогательная машина 1ВОМА - для перевозки оборудования и различных материалов, а также используется при возведении крепления съезда.

Краткая техническая характеристика самоходных машин используемых для перевозки и доставки различных грузов при проведении съезда приведена в таблице 4.

Для предотвращения преждевременного износа шин и в целях сохранности самоходного оборудования дорожное полотно в съезде покрывается выравнивающим слоем дробленой породы (щебня) толщиной 200мм, причём верхняя часть слоя подсыпается тонко дробленой породой крупностью 5-10мм.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

На основе выполненных теоретических и аналитических исследований в выпускной квалификационной работе дано решение актуальной задачи по выбору схемы вскрытия и подготовки маломощных золотоносных месторождений.

Основные рекомендации и результаты выполненной научно-исследовательской работы заключается в следующем:

1. При обосновании технологические особенности подземной разработки маломощных полезных ископаемых надо учесть 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.

2. Разработана методика выбора параметров схемы вскрытия и подготовки зависящиеся от горно-геологических условий месторождений.

3. Установлено, что при подготовке горизонтов к эксплуатации с помощью транспортных наклонных и спиральных съездов время на подготовку горизонта к эксплуатации значительно сокращается, так как нет необходимости готовить весь горизонт.

4. Установлено, что переход на более высокие блоки в соответствующих условиях позволит получить еще большую экономию, которая возможна и в случае, если перейти на упрощенные схемы подготовки блоков с торцевым выпуском и внедрить скоростные методы проходки горизонтальных и вертикальных выработок

5. Установлены параболические зависимости высоты блока от устойчивости массива горных пород. Параметры системы разработки, в частности высота и длина блока зависят от устойчивости массива горных пород: с увеличением устойчивости увеличиваются высота и длина блока.

6. Установлены гиперболические зависимости высоты блока от глубины разработки и мощности рудных тел: с увеличением глубины разработки степень устойчивости пород уменьшается. На степень устойчивости пород оказывает влияние изменение мощности рудных тел, так как при этом увеличивается площадь обнажения поверхности кровли, которая создает опасность при проведении выработок за счет вывала заколов, образованных после производства буровзрывных работ, на основе которых разработаны рекомендации по применению набрызг-бетонной инъекции на неустойчивых участках месторождения.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Каримов И.А. Мировой финансово-экономический кризис, пути и меры по его преодолению в условиях Узбекистана. - Т.: Узбекистан. 2009. -48 с.

2. Каримов И.А. Наша высшая цель - независимость и процветание Родины, свобода и благополучие народа. Ташкент: Узбекистан, 8т, 2000. -512 с.

3. Булычев Н. С. Механика подземной сооружений. - М .. Недра, 1989

4. Бронников Д. М. Проблемы разработки рудных месторождений на больших глубинах.-- В кн.: Проблемы подземной эксплуатации рудных месторождений на больших глубинах. М., 1979, с. 9--22.

5. Глушко В.Т. и др. Устойчивость горных выработок. -Киев: «Наука. думка», 1973 -193 с.

6. Жданкин Н.А., Жданкин А.А., Боев А.В. Выбор глубины шпуров с учетом напряженно-деформированного состояния массива. Горный журнал, 1982, № 10. -С. 34-35.

7. Инструкция по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях, склонных к горным ударам. Л., изд. ВНИМИ, 1980.

8. Кайгародов В.И., Меликулов А.Д. Расчетное обоснование устойчивых параметров подземных горных выработок различной конфигурации. Cборник тезисов докладов 4-научно-практической конференции одаренных студентов «Молодежь в развитии науки и техники». Т.: 2004, 3-часть. С.78-81.

9. Турчанинов И. А., Иофис М.А., Каспарьян Э.В. Основы механики горных пород. Ленинград: Недра, 1989. С.488с.

10. Физика очага землетрясения. Москва: Наука, 1975. -243с.

11. Якоби О. Практика управления горным давлением. Москва: Недра, 1987. -566 с.

12. Интернет сайты:

http://www.elibrary.ru/menu_info.as - научно-электронная библиотека.

http://mggu.da.ru - Московский государственный горны университет.

http://info.uibk.ac.at/c/c8/c813 - Institute of Geotechnical and Tunnel Engineering

http://www.rsl.ru - Российская государственная библиотека.

www. ziyonet.uz

Размещено на Allbest.ru

...