Сжатый воздух в шахту с поверхности от районной компрессорной станции подается по трубам по стволу шахты имени Ленина и шахты «Фланговая». В шахте по системе трубопроводов сжатый воздух распределяется по горизонтам.

1.11.Краткая геологическая характеристика участка залежи.

Форма рудного тела столбообразная, сложенная раздувами и пережимами; по сложности морфологии залежь относится ко П группе. Доля кондиционных включений кварцита составляет 11.0%. Кварцит мартитовый средней трещиноватости (6-15р/п.м), f = 15-18, устойчивый (П класс). Содержание железа варьирует от 38.74% до 44.8%. Мощность включений от 2 до 6 м. Залежь относится ко П классу (т.е. не слепая).

Залежь «69-1» сложена рудой мартитовой f = 8 слойчатой текстуры, средней трещиноватости (6-15тр/п.м) средней устойчивости (Ш класс). Средняя крепость с учетом включений кварцита – 11.6. Содержание железа в руде варьирует от 55.40% до 62.03%. Объемный вес руды залежи «69-1» - 3.6 г/см?.

Вмещающие породы висячего и лежачего бока представлены кварцитом мартитовым красно-серополосчатым, средней трещиноватости (6-15 тр./п.м), f=15, устойчивый П класс.

Содержание железа в/б – 38.74 – 43.38%, л/б – 35.31 – 43.0 %.

Объемный вес 3.29г/см?. Плотность разубоживающих пород по залежи «69-1» - 3.15 г/см?.

На характеризуемом участке крупных разрывных нарушений нет. На гор. 1200 м выявлены локальные тектонические нарушения. Повсеместно наблюдается мелкая складчатость открытого типа, кливаж течения, разлома. Эти факторы снижают устойчивость пород и руд при обнажении.

Угол падения залежей «69-1» - 56˚.

Руда склонна к слеживанию. Плывунов на данном участке не ожидается.

Залежи и вмещающие их горные породы от первично залегающих вод, в основном, сдренированы до гор.1265м системой горных выработок и разведочно-дренажными скважинами.

1.12. Выбор и обоснование системы разработки.

Сущность наиболее распространенного при выборе системы разработки метода исключения сводится к рассмотрению возможности применения на данном месторождении или его части всех существующих систем разработки и исключению тех из них, условия, применения которых не соответствуют горно-геологической характеристике месторождения.

На первый взгляд метод исключения кажется громоздким, так как он требует рассмотрения большого числа систем для того, чтобы оставить из них только одну (или несколько). На самом деле, метод исключения не сложен потому, что никогда все системы разработки рассматривать не приходится; исключаются сразу как непригодные, по горно-геологическим условиям не отдельные системы, а целые их классы и для последующего детального рассмотрения остаются системы одного, реже двух-трех классов. Среди этих систем многие затем легко исключаются как непригодные и для окончательного технико-экономического сравнения обычно остаются две-три системы.

Следует иметь в виду, что поскольку выбор системы разработки является особо ответственной задачей, нельзя считать существенной экономию времени для ее решения. Главное требование к решению этой важной задачи — правильный и всесторонний учет влияния на выбор системы многочисленных горно-геологических факторов, взаимосвязанных в самых разнообразных сочетаниях. Этому требованию метод исключения отвечает.

Технико-экономическим сравнением оставшихся систем разработки выявляют из их числа систему, обеспечивающую наиболее высокие технико-экономические показатели. Окончательному выбору нередко предшествует промышленное испытание двух — трех систем. Как правило, уточнение конструктивных элементов системы осуществляется также в ходе экспериментов и в производственных условиях.

Широкое и постоянное проведение экспериментов по проверке новых эффективных систем и их конструктивных элементов, по усовершенствованию технологии очистной выемки составляет обязательное условие для успешной работы любого рудника.

Технико-экономическое сравнение систем разработки

В себестоимости добычи 1 т руды экономические последствия от разной величины потерь и разубоживания, как мы знаем, в полной мере не отражаются, хотя они обычно значительны. Напротив, нередко системы с высокими потерями и разубоживанием отличаются невысокой себестоимостью добычи.

Поэтому оценивать и сравнивать системы разработки по себестоимости добычи 1 т руды можно только в тех очень редких случаях, когда эти сравниваемые системы не отличаются по величине потерь и разубоживания. Во всех остальных случаях такая оценка приведет к ошибочным результатам.

Можно сравнивать системы разработки по себестоимости конечной продукции горного предприятия — концентрата или металла. Однако и этот показатель не всегда позволяет правильно и полно оценить экономическую эффективность системы разработки, так как он не отражает ущерба от потерь руды.

Оценивать экономическую эффективность систем разработки следует по величине получаемой годовой прибыли от реализации конечной продукции горного предприятия или по величине отношения этой прибыли к сумме капиталовложений в горное предприятие.

Но расчеты по определению суммы годовой прибыли горного предприятия и капиталовложений очень сложны.

Применительно к выбору систем разработки для части месторождения (отдельных блоков, рудных тел) можно пользоваться для экономической оценки себестоимостью добычи 1 т руды с учетом экономического ущерба, вызываемого разными по величине потерями и разубоживанием для сравниваемых систем.

Себестоимость добычи при таком сравнении должна определяться в расчете на добытую руду с одинаковым содержанием. Удобно вести все расчеты на 1 m добытой руды с балансовым содержанием (с). Экономический ущерб от потери и разубоживания в этом случае следует выражать также на 1 m руды с балансовым содержанием.

По данным геологическим условиям возможно применение следующих систем разработки:

а) подэтажное – обрушение с отбойкой руды веерами скважин на подсечку.

б) поэтажное - камерная система с оставлением веерного целика со стороны висячего бока.

При подэтажном обрушении веерами скважин на подсечку, на горизонте воронок проходят штреки подсечки, а затем на нее массовым взрывам вееров глубоких скважин, пробуренных из бурового штрека отбивают запасы подэтажа и ведут выпуск руды.

ТЭП системы

Производительность 1 рабочего 70-90 т/см

Расход погонажа 5-6 м/1000т

Расход леса 3-4м3/1000т

Потери 13-16 %

Разубоживание 9-13%

Достоинства системы

а) Простота работ.

б) Хорошая вентиляция забоев

в) Сравнительно высокая производительность труда.

г) Малый расход леса

д) Малое количество массовых взрывов за период отработки подэтажа.

Недостатки системы

а) Длительность производства подсечки

б) Большие потери и разубоживание руды

в) Большое сейсмическое воздействие взрыва на выработки блока.

При подэтажно – камерной системе разработки с оставлением временного целика со стороны пород висячего бока запасы подэтажа вынимают камерой. Для этого отрезную цепь и за тем на нее последовательно взрываю веера глубоких скважин, пробуренных из бурового штрека, пройденного на горизонте воронок. После выемки камерного запаса взрывают временный целик и потолочину.

ТЭП системы

Производительность 1 рабочего 50-60 т/см

Расход погонажа 6-8 м/1000т

Расход леса 5-7м3/1000т

Потери 8-12 %

Разубоживание 7-10%

Достоинства системы

а) Возможность получения высококачественной руды при приемке запасов блока.

б) Быстрота получения отрезной щели

в) Хорошая вентиляция забоев

г) Меньшие потери разубоживание руды.

Недостатки системы

а) Более низкая производительность труда

б) Наличие выходов в камеру

в) Большое количество массовых взрывов за период отработки подэтажа

г) Большой объем нарезных работ

Вывод

Учитывать геологию участка, ТЭП систем и то, что в висячем боку слабые породы с низким содержимым железа - наиболее рациональный системой разработки проектируемого участка залежи является система этажно-камерной разработки с оставлением временного целика со стороны висячего бока. Ее и принимаю в проекте.

1.13 Параметры системы.

Принятые значения параметров этажно-камерной системы отработки сведены в таблицу 1.

1.14. Порядок работы в блоке

Подготовительные работы

В породах лежачего бока проводится откаточный штрек, из него по краем блока проходят откаточные орты, а из них в породах лежачего бока проходят вентиляционного – ходовые восстающие до верхнего горизонта.

Нарезные работы.

Из откаточных ортов до верхнего подэтажа проходят рудоспуски. На подэтаже из вентиляционно-ходовых восстающих проходят вентиляционно-ходовые орты, а из них через рудоспуски проходят штреки доставки. По центру блока эти штреки сбивают вентиляционным ортом, из которого на верхний горизонт проходят вентиляционный восстающий.

Из штреков доставки проходят дучки. Над дучками левого бока проходят буровой штрек и на краю камеры проходят отрезной восстающий и отрезной орт. Для выемки потолочины проходят специальный буровой штрек.

Очистная выемка.

1-стадия – отрезка камеры и разворот воронок под ней. Отрезку камеры производят послойным взрыванием на отрезной восстающей двух параллельных рядов скважин пробуренных из отрезного орта.

2-стадия – выемка камерных запасов производится послойным взрыванием на щель вертикальных вееров скважин, пробуренных из бурового штрека горизонта воронок.

3-стадия – обрушение временного целика и потолочины, разбуренных веерами глубоких скважин.

По чертежу системы разработки рассчитывает запасы блока.

1.15. Выбор горного оборудования

Принимая во внимание современное состояние механизации труда на предприятии, для отработки блока в данных условиях применяю следующее оборудование:

Подготовительные работы.

Нарезные работы

Очистные работы

1.16. Расчет системы разработки

РАСЧЕТ ПРОХОДКИ ОТКАТОЧНОГО ШТРЕКА

Условия проходки: S = 10,2м2, fр = 16, Lраз = 80м

Оборудование: СБКНС-2С; ПК-60; ВР-4,5; Р-43.

Торкретирование d = 10мм.

Определяем норму выработки рабочих:

а) Определяем норму выработки бурильщика

                      (1)

где: Нспр = 1,75 м/см – справочная норма (СТН т. 1.11);

Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день

Кпопр = 0,95 – коэффициент, учитывающий подноску ВМ

б) Определяем норму машиниста ППН

                                    (2)

где: Нспр = 56,44 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.8);

Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день

S = 10,2м2 – сечение выработки в проходке

в) Определяем норму для настилки пути

           (3)

где: Нспр = 6,24 м/см – справочная норма (СТН т. 6.1)

г) Определяем норму крепильщиков

              (4)

где:Тсм = 7часов – длительность смены

Кз = 0,9 – коэффициент занятости рабочего в течении смены

ΣНвр. на 1м = 2,94 – затраты времени на крепление 1м выработки

 Таблица норм времени

Комплексная норма выработки

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, 8, 9, 10, 11, 12