Систему применяют при разработке средней мощности и мощных залежей с углом падения от 20 - 30? до 45 - 55?; руда и вмещающие породы - крепкие и устойчивые; полезное ископаемое - невысокой ценности; раздельная выемка руды по сортам не требуется. Отбойка руды производится веерными комплектами скважин, буримых из буровых восстающих, а доставка руды до выпускных выработок - силой взрыва ВВ.

Подготовительные и нарезные работы заключаются в проведении полевого и рудного откаточных штреков, ортов-заездов между ними через 150 - 200 м, материально-ходовых восстающих между этажами и подэтажами, рудоспусков, доставочного штрека (орта), выработок выпуска и буровых восстающих.

Таблица 4.1 Технико-экономические показатели систем разработок

Последние располагают по середине камер и на 0,5 - 1 м углубляют в породы почвы, что обеспечивает полноту отбойки руды по контуру залежи. Очистные работы в камерах начинают с образования подсечного (компенсационного) пространства. Для этого по вершине воронок проводят подсечной штрек, а из него - отрезной восстающий, разделываемый в отрезную щель. Подсечное пространство образуется путем взрывания веерного комплекта скважин на отрезную щель.

Приведенные выше системы разработки соответствуют предъявляемым требованиям по разработке проектируемого месторождения и приведенной выше методике. Для окончательного выбора наиболее эффективной системы разработки произведено технико-экономическое сравнение указанных технологий.

Таким образом, в результате сравнения приведенных выше варианты систем разработки для проектируемого месторождения принимаем вариант - камерная система разработки с доставкой руды силой взрыва.

4.5 Параметры системы разработки

Рудная залежь или ее часть по падению разделяют на этажи. Этажи высотой 60 метров делят по простиранию - на блоки длиной 80 - 100 м, а блоки - на камеры (панели) шириной 12 - 15 м. Между блоками оставляют ленточные целики шириной 8 - 15 м, а между камерами - целики шириной 4 - 5 м.

4.6 Выбор средств механизации

Для очистной выемки принимаем следующее оборудование и машины:

- на бурение скважин - пневматические самоходная буровая установка 1Б - 68. Средняя производительность - 90 м/смену; Глубина бурения - до 20 м. Диаметр скважин - 45 - 56 мм.

- на механизированном заряжании скважин гранулированным ВВ - зарядная установка ЗДУ - 50. Диаметр скважины не более, мм - 76. Емкость камеры, л - 250. Масса зарядчика, кг - 427. Рабочее давление, МПа - 0,15-0,35. Плотность заряжания, г/см³ - 1,10. Диаметр зарядного шланга, мм - 25.

- для передвижения самоходной буровой установки по почве выработки - тягательная лебедка ЛС - 55.

- на доставке руды от выпускных выработок до блоковых рудоспусков - самоходными ПТМ «St-8А». Грузоподъемность, т - 9,8. Емкость ковша, м³ - 6,1. Мощность двигателя, кВт - 183,5. Масса машины, т - 26,1. Максимальная скорость, км/ч - 35,0. Преодолеваемый подъем, град - 20.

- на зачистке почвы - бульдозер БПДУ - 2. Привод - электрический. Мощность, кВт -54. Тяговое усилие, даН - 6860. Скорость движения, км/ч: рабочая -1,9; маневровая -2,6. Масса бульдозера, т - 12.

4.7 Требования к использованию недр при разработке месторождений

На основе анализа технико-экономических показателей и горно-геологических условий проектируемого месторождения в условиях Анненского рудника для разработки месторождения рекомендуется система: камерная система разработки с доставкой руды силой взрыва.

Для рекомендуемой системы разработки принимаем следующие параметры. При применении самоходного оборудования ширина блока равна 100 м. Междублоковые целики рассчитываются на поддержание массы всей толщи налегающих пород. Ширина целиков принимается 15 м. По длине блока делится на камеры шириной по 15 м. Междукамерные целики - 5 м.

Блок подготавливают следующим образом: проводятся полевой вентиляционный и рудный откаточный штреки, орты-заезды между ними через 150 м, материально-ходовые восстающие между этажами и подэтажами, рудоспуска, доставочного штрека, выработок выпуска и буровые восстающие.

Выемку камерных запасов производится вертикальными веерами скважин буримых из бурового восстающего, пройденного по почве лежачего бока в середине камеры.

При разработке месторождений предъявляются следующие основные требования к использованию недр; для рекомендуемой на руднике системы разработки определяем потери металла (полезного компонента) по следующим формулам

n = П А_пот /Б А_руд, (4.1)

где n - потери металла, %;

П - количество руды потерянной из балансовых запасов, млн. т;

Б - количество погашенных балансовых запасов, млн. т;

А_руд, А_пот - содержание металла в погашенных балансовых запасах и в потерянной руде соответственно;

n = 6,318 • 1,5/52,65 • 1,5 = 12 %

Разубоживание руды

р = А_руд - А_р.м./ А_руд, p= (1,5 - 1,4)/1,5 = 6,6 %, (4.2)

где р - разубоживание руды, %;

А_р.м. - содержание металла в добытой рудной массе, %

p= (1,5 - 1,4)/1,5 = 6,6 %,

Потери руды

n_p = П/Б = 6318000/52650000 = 12 %. (4.3)

Засорение руды

Р_р = В/Д, (4.4)

где Р_р - засорение руды, %.

В = 3474900 - количество пород засоривших руду, т;

Д = Б - П + В = 52650000 - 6318000 + 3474900 = 49806900 т. (4.5)

Р = 3474900/49806900 = 6,9 %,

Коэффициент извлечения металла

К_н = 1 - n = 1 - 0,12 = 0,88 (4.6)

Коэффициент изменения качества рудной массы

К = 1 - р = 1 - 0,066 = 0,934; К = 93,4 %. (4.7)

Выход рудной массы при добыче

К_д = 1 - n/1 - р = Д/Б = 1 - 0,12/1 - 0,066 = 0,94 (4.8)

Если потери металла и разубоживание руды приблизительно одинаковы по величине, то в инженерных расчетах принимают К_д = 1 и соответственно количество рудной массы равно по величине погашенного запаса руды.

Учитывая, фактические и расчетные потерь и разубоживание руды при добыче, определяем экономические последствия по руднику:

Э_п = У_п - В_п, (4.9)

где У_п - ущерб вызываемый потерями части запасов;

В_п - возмещение за счет снижения себестоимости за счет добычи и переработки.

Возмещение может оказаться настолько значительным, что потери при добыче или рост потерь приведут в результате не к экономическому ущербу, а к повышению прибыли и улучшению других экономических показателей.

4.8 Отбойка руды

Под отбойкой понимается отделение части руды от массива с одновременным дроблением ее на куски.

С целью уменьшения кусковатости отбитой руды в зависимости от принятой системы разработки целесообразно иметь горизонт вторичного дробления, а в некоторых случаях рассмотреть возможность подземного дробления.

Требования, предъявляемые к отбойке руды:

- безопасность работ,особенно при взрывной отбойке;

- минимальные материально-трудовые затраты на отбойку;

- более полная отбойка в проектных контурах выемки;

- минимальные законтурные разрушения массива как рудного, во избежание его самообрушения и плохого дробления последующими взрывами, так и породного, во избежание засорения отбитой руды;

- хорошее дробление руды, то есть отсутствие или минимальный выход слишком крупных кусков (негабарита), требующих вторичного дробления; обычно желателен и минимальный выход мелких (приблизительно менее 5 мм) фракций, которые способствуют слеживанию руды, а иногда затрудняют переработку рудной массы.

Улучшение качества отбойки требует увеличение затрат на нее, например в связи со сгущением сети взрывных скважин, уменьшением объема взрывов, что увеличивает их число и т.п. Поэтому решение с точки зрения затрат на отбойку и ее качества, от которого зависят затраты по другим процессам и показатели извлечения руды, должно быть компромиссным. Следует отметить, что идеальное качество отбойки в большинстве случаев невозможно.

И еще одно требование - возможно более высокая интенсивность отбойки для увеличения производительности блока и, следовательно, концентрации горных работ. Причем, при очень крепких рудах производительность блока нередко ограничивается именно отбойкой.

В условиях Анненского рудника с крепостью руды f = 14 по шкале проф. Протодьяконова могут быть применены два способа взрывной отбойки руды: шпуровая и скважинная.

Шпуровая отбойка применяется в забоях небольших размеров, обычно в рудных телах малой мощности.

Скважинная отбойка применяется при разработке месторождений большой мощности при системах с массовой отбойкой, как правило, невысокой ценности руд.

Исходя из условий применяемой нами системы разработки и мощности рудного тела (m = 15 м) принимаем скважинный способ взрывной отбойки.

При проектировании процесса скважинной отбойки руды следует исходить из следующих положений: скважины имеют глубину от 5 до 60 м и выше; диаметр скважин от 40 - 50 до 150 - 200 мм. При скважинной отбойке взрывание можно производить на открытое пространство или на ранее отбитую руду. Скважины в слое можно располагать параллельно, веерообразно или в виде пучка. Отбойку можно производить вертикальными, наклонными и горизонтальными слоями.

Принимаем веерное расположение скважин диаметром 56 мм с отбойкой руды вертикальными слоями.

При веерном расположении скважин их длина и длина заряда ВВ неодинаковы, поэтому число скважин и расположение зарядов в них определяют графическим путем. Расстояние между скважинами в слое не должно превышать (1,5 1,7), а наименьшее расстояние между зарядами - (0,6 0,7).

Расчет параметров скважинной отбойки и показатели буровзрывных работ применительно к системе разработки - камерная система с доставкой силой взрыва.

Исходные данные:

коэффициент крепости руды f = 14;

плотность руды = 2,7 т/м³;

ширина отбиваемого слоя B = 15 м;

высота отбиваемого слоя h = 15 м;

площадь поперечного сечения бурового восстающего S_б = 6,25 м²;

- буровой установка типа 1Б-68; эксплуатационная производительность П_б = 90 м/смену;

- расположение скважин - веерное;

- диаметр скважин d = 56 мм;

- применяемое ВВ - гранулит АС - 8;

- коэффициент извлечения руды k_и.р. = 0,9;

- коэффициент разубоживания руды р = 0,11.

Линию наименьшего сопротивления (л.н.с.) при скважинной отбойке рассчитывают по эмпирической формуле:

щ = k_нC₀d, м, (4.10)

где = 0,9ч1-коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород;

C₀-показатель взрываемости горных пород;

d-диаметр скважин, м;

д₀ = 1,1-относительная плотность заряжания скважин;

и-переводной коэффициент от аммонита №6ЖВ к другим ВВ.

При определении л.н.с. С₀ является основным критерием

С₀ = 20+56е^-0,2f=20+56•0,06 = 23,36, (4.11)

гдеf = 14-коэффициент крепости горных пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова;

Значение е^-0,2f при крепости горных пород 14равно 0,06.

щ = 3,36•0,056• = 1,4 м,

Количество рудной массы, добытой из слоя, определяем по формуле

D_сл = (Bh-S_б)щгk_и.р/(1-р); (4.12)

D_сл = (225-6,25)•1,4•2,7•0,9/(1-0,11) = 836,2 т.

Фактический удельный расход ВВ на 1 т добытой рудной массы определяем по формуле

q_ф = Q/D_сл, кг/т (4.13)

где Q - количество ВВ на комплект скважин, кг.

q_ф = 407,4/836,2 = 0,49 кг/т,

Длину скважин на 1000 т обитой рудной массы находим по формуле

k₁ = Q/D_сл·1000, м (4.14)

k₁ = (233,9/836,2)·1000 = 280 м.

Выход рудной массы с 1 м скважины определяем по формуле

k₂ = 1000/280 = 3,5 т (4.15)

Продолжительность бурения скважин в слое, смен

t_б = L/(n_бП_б), смен (4.16)

гдеL - суммарная длина скважин на слой, м;

n_б - число буровых станков в работе;

П_б - эксплуатационная производительность бурового станка, м/смену;

t_б = 233,9/(1·90) = 2,6 смены.

Трудоемкость работ по бурению (заряжанию) скважин в слое определяем по формуле

N_б(з) = n_рt_б(з), чел-смену (4.17)

N_з(б) = n_рt_з(б), чел-смену (4.18)

гдеt_з - продолжительность заряжания скважин в слое

t_з = Q/(n_зП_з) = 407,4/(1·1200) = 0,34 смены, (4.19)

гдеn_з - число зарядных устройств;

П_з - эксплуатационная производительность зарядного устройства, кг/смену;

N_б = 2·2,6 = 5,2 чел - смену.

N_з = 2·0,34 = 0,68 чел - смену.

4.6 Доставка руды

Доставкой руды называется перемещение ее в пределах блока, камеры, столба до мест погрузки в рудоспуски.

Доставка, в зависимости от применяемой системы разработки бывает: самотечная, механизированная, взрывная и гидравлическая.

В условиях проектируемого месторождения с системой разработки: камерная с доставкой силой взрыва; из камеры доставка производится силой взрыва, а до рудоспуска - погрузочно-транспортными машинами типа St-5A.

Отбитую руду на откаточный горизонт выпускают через люки и вибропитатели. В нашем случае выпуск осуществляется из рудоспусков через люки в вагонетки объемом 3,3 м³, и с помощью электровоза транспортируются до капитальных рудоспусков.

4.9 Поддержание очистного пространства

Исходя, из горно-геологических условий и применяемой системы разработки выбираем наиболее приемлемый и безопасный способ управления кровлей и поддержание очистного пространства.

В нашем случае целесообразно применить естественный способ поддержания очистного пространства за счет оставления рудных ленточных целиков.

Расчет параметров добычных участков

Допустимые пролет обнажения устанавливают, как правило, на основе экспериментов проводимых по специальной методике. Применение расчетных методов ограничено определенными условиями, например: однородностью пород кровли, однако в этих случаях результаты следует рассматривать как предварительные, требующие дальнейшего экспериментального уточнения.

Для наклонной и крутонаклонных залежей при однородной кровле и отношении глубины заложения камеры к ее ширине более 2 и коэффициент Пуассона м = 0,3-0,7 допустимый пролет обнажения можно определить по формуле С.Г. Борисенко:

(4.20)

где V-коэффициент бокового распора;

V =

г-удельный вес пород, Н/м³;

Н-глубина, м;

G_p-допустимое напряжение при растяжении для пород кровли, МПа.

В условиях проектируемого месторождения при глубине разработки 450 метров, угла падения рудной залежи 50?, при непосредственной кровле (серые песчаники) крепостью f = 10-20, мощностью непосредственной кровли h₀ = 0,1ч0,3 м, ширина камеры равна 15 метров.

Расчет барьерных целиков

Ширину барьерного целика можно определить по формуле из условия прочности целика по Турнелу-Шевякову

а_б (4.21)

4.10 Организация очистных работ

Продолжительность рабочей недели для подземных рабочих составляет 36 часов, для рабочих на поверхности 41 час. При шестидневной рабочей неделе имеется 305 рабочих дней в году. Водоотливные и вентиляторные установки действуют непрерывно. Рабочие имеют два выходных дня в неделю по скользящему графику.

Продолжительность рабочей смены для подземных рабочих, выходящих на работу пять дней в неделю, составляет 7 часов.

Особенность процесса добычи руды заключается в том, что он не может быть прерван на смену и более без ущерба для технологии и ощутимых затрат на возобновление работ. Так технологическими схемами и нормами проектирования рудников цветной металлургии предусмотрена работа в 3 смены по 7 часов, в том числе 2 смены по выдаче руды.

Производственные процессы в забое выполняются одновременно или в строго определенной и чередующейся последовательности , т.е. циклично. В зависимости от этого различают непрерывную, более предпочтительную, технологию горных работ и цикличную.

При большой площади забоя или при обуривании его скважинами из специальной выработки производственные процессы выполняются параллельно и независимо один от другого. Интенсификация каждого процесса ограничивается лишь его собственными возможностями; обеспечиваются широкий фронт работ и непрерывная выдача полезного ископаемого из забоя.

При механической отбойке доставляют руду параллельно, но но обязательно с той же производительностью, что и отбойка.

Технология, основанная на параллельном и непрерывном выполнении процессов, заслуживает предпочтения.

От качества работ по каждому из технологических процессов существенно зависят условия работы по смежным процессам.

С точки зрения организации труда различаются индивидуальная сдельная оплата труда и бригадный метод организации труда, получивший почти повсеместное распространение.

При бригадном методе организации труда задание дается на бригаду в целом, оплата производится по общебригадной выработке и распределяется между членами бригады с учетом тарифного разряда и доли участия в работе. Бригадный метод широко распространен. Так на рудниках цветной металлургии в бригады объединено 80 % и более (человек) рабочих. Бригада состоит из нескольких человек от 2-3 до 35-40.

4.11 Методы проектирования и исследования процессов

Под проектированием процессов добычи руд понимается разработка их технологии, механизации и организации с необходимыми расчетами, чертежами и обоснованием.

При проектировании процессов следует применять обобщение производственного опыта экономико-математических методов. Состоит в том, чтобы найти наиболее выгодный (оптимальный) вариант. Критерием эффективности в рыночных условиях является экономическая эффективность принимаемого варианта или прибыль. При сравнении различных вариантов следует применить метод вариантов. При этом варианте из числа имеющихся или разрабатывают новые варианты технического решения, из них по инженерным соображениям выбирают конкурентно-способные варианты (обычно 2-3), которые заведомо лучше остальных, но при сравнении между собой имеют существенные достоинства и недостатки. Эти варианты детально сравниваются по принятому критерию, и наиболее экономически эффективный вариант применяется к использованию.

Для сравнения вариантов рекомендуется следующие упрощенные выражения:

У = С + У_п.р.> min,

где У - сумма затрат на осуществление того или иного варианта, тг/т;

С - затраты эксплуатационные + погашение первоначальных (обычно это капитальные), тен/т;

У_п.р.- экономический ущерб от потерь и разубоживания руды, тг/т.

Если при сравнении вариантов потерями и разубоживанием пренебречь (они существенно не отличаются) то:

У = С > min;

Если эффективность какого либо варианта существенно зависит от его параметров, то необходимо предварительно определить наиболее выгодные параметры методом оптимизации подвариантов. При окончательном выборе учитываются соображения не отраженные в критерии оптимизации.

4.12 Вспомогательные производственные процессы

К вспомогательным процессам относится доставка материалов и оборудования, монтажные и демонтажные работы, связанные с ними погрузочно-разгрузочные операции, а также ремонт оборудования, содержание выработок и т. п.

Вспомогательные процессы особенно трудоемки, причем в основном за счет немеханизированного труда.

Как и по промышленности в целом, один из главных путей повышения эффективности подземной разработки руд состоит в снижении трудоемкости вспомогательных процессов.

Оборудование и материалы спускают в шахту и транспортируют до инструментальных мастерских, расходных складов или мест использования на основном горизонте специализированные бригады.

Монтаж и демонтаж оборудования, ремонт рельсовых путей, прокладка путей, прокладка трубопровода и кабелей и т.д. требуют большого объема работ. Устанавливают (ремонтируют) крупное стационарное оборудование специализированные бригады слесарей и электрослесарей.

На руднике принята система планово-предупредительного ремонта (ППР). Она предусматривает определенную последовательность работ по восстановлению работоспособности оборудования.

В горных выработках требуется возводить, содержать и ремонтировать крепь, рельсовые пути, дороги для самоходных машин, убирать просыпавшуюся горную массу и осевший буровой шлам, очищать водоотливные канавки и т.п.

Механизация во вспомогательных процессах очень сложна поэтому их следует по возможности исключать или улучшать условия механизации и путем совершенствования технологии добычи, например путем использования самоходного оборудования, на основных и вспомогательных процессах.

5. ПРОВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

Для обеспечения транспорта руды от участковых рудоспусков до ствола проводится транспортный штрек сечением: в проходке S_пр=12,9 м², в свету S_св=12,4 м². Срок службы выработки 7-10 лет. Длина выработки 900 м. Штрек проводится буровзрывным способом по простиранию месторождения. Породы в пределах поперечного сечения выработки однородные, крепостью f=10. Выработка крепится анкерной крепью в комбинации с набрызг-бетоном. Предусмотрена прокладка однопутевого рельсового пути.

5.1 Технология и механизация проведения выработки

Установка бурильная БУЭ-3 самоходная на колесном ходу, состоит их двух бурильных машин, двух манипуляторов, корпуса, ходовой части, электро- и гидрооборудования.

Предназначена для бурения шпуров при проведении подготовительных горных выработок в породах с f 16

- Высота зоны бурения, м 3,8

- Ширина зоны бурения, м 5