Технология отработки месторождения Таймырского рудника камерными системами

Для отработки пологозалегающих участков применяли под-этажное обрушение, но это приводило к значительным потерям руды и резкому росту разубоживания. Кроме того, обрушение пород распространялось до поверхности и по мере развития очистных работ могло вызвать затопление шахты водой вблизи расположенных озер.

В настоящее время главной системой разработки является камерно-столбовая система с искусственными целиками, применяемая при мощности рудного тела свыше 8 м. Высокая механизация работ позволяет достигнуть производительности труда забойного рабочего 160 т/смену. Применение затвердевающей закладки обеспечивает почти 100 %-ное извлечение руды при ее незначительном разубоживания. При этом выемка руды ведется с разбивкой на камеры первой и второй очередей шириной, равной соответственно 6 и 8 м (рисунок 22). Наибольшая высота отрабатываемого слоя составляет 20 м, а длина камер 50--100 м. Отработанные камеры первой очереди заполняют затвердевающей смесью. После достижения ею необходимой прочности отрабатывают камеры второй очереди и заполняют их классифицированными хвостами обогащения.

В камерах по контакту висячего бока проводят подсечные выработки с поперечным сечением, равным 6x3,5 или 8X3,5 м| Крепление кровли их производят анкерами, а при необходимости-- торкретбетоном. В зависимости от мощности рудного тела проводят также рудные штреки по контакту лежачего бока. Очистные работы в камере начинают с проходки отрезного восстающего и образования отрезной щели. Отбойку руды осуществляют с помощью скважин, пробуренных с верхней подсечной выработки.

При мощности рудного тела, превышающей 20 м, отработку залежи осуществляют слоями высотой по 20 м в направлении снизу вверх.

Для анкерного крепления используют обычно ребристую сталь диаметром 16--20 мм и длиной 2,4 м, а иногда -- до 6 м. Анкеры помещают в шпуры на их полную длину и цементируют смесью классифицированных хвостов обогащения с цементом в соотношении 1:1с добавкой воды и 1 % бентонита.

Твердеющий закладочный материал приготавливают в бетономешалке на поверхности. Гравий, просеянный сквозь сито с ячейками диаметром 20 мм, и классифицированные хвосты обогащения в отношении 2 : 1 являются инертным заполнителем. На 1 м3 смеси добавляют 110 кг портландцемента и 600 л воды.

Рисунок 22. Камерно-столбовая система разработки с последующей закладкой выработанного пространства на руднике Керетти (Финляндия)

1 -- вентиляционный штрек; 2 -- рудоспуск; 3 -- откаточный горизонт; 4 и 5 --соответственно верхняя и нижняя подсечки; 6 -- доставочная выработка; 7 и 8 -- соответственно закладочный массив в первичной и вторичной камерах; .9 -- отрезной восстающий; 10 -- анкерная крепь.

Максимальный расчетный предел прочности сжатию бетонной закладки равен 1,7 МПа. На практике он не превышает 0,6 МПа. Это связано с расслоением закладочной смеси в очистном пространстве.

Закладочный материал подают с поверхности сначала по скважинам диаметром 152 мм, а затем -- по сварным трубам диаметром 150 мм, изготовленных из огнеупорного чугуна. Для камер второй очереди смесь поступает прямо от обогатительной фабрики (ОФ) к забоям по скважинам диаметром 78 мм и пластмассовым трубам диаметром 75 мм.

Нарезные выработки камер первой очереди проводят с использованием самоходных трехстреловых бурильных установок «Тамрок Параматик», а штреки камер второй очереди -- двустреловыми бурильными установками «Параматик».

При очистной выемке бурение вертикальных скважин диаметром 51 мм по сетке 1,5X1,5 или 2X2 м производят бурильными установками на гусеничном ходу. В качестве ВВ используется смесь АС-ДТ. В камерах первой очереди используют гладкостенное взрывание с помощью смеси АС-ДТ, ослабленной кусочками полистирола в соотношении 1:1.

Взрывание скважинных зарядов осуществляется с центрального пункта, расположенного в помещении для отдыха на гор. 285 м, оборудованного конденсаторной взрывной машинкой и контрольными приборами для измерения сопротивления цепи.

ПДМ с емкостью ковша 3,8--6 м3 доставляют отбитую руду в рудоспуски, откуда состав вагонеток транспортирует ее по откаточному штреку к дробилке. Рудоспуски размещены так, что максимальное расстояние доставки составляют 200 м.

Машинисты ПДМ подвергаются неблагоприятному воздействию тряски. Первоначальные меры в виде специальных физических упражнений оказались недостаточными. Поэтому на одном погрузчике вынуждены были работать два человека, которые в течение смены подменяют друг друга. Водитель, который не работает на ПДМ, занят на другой работе, например, в подземной мастерской.

На гор. 285 м с безрельсовым транспортом оборудована мастерская для текущего обслуживания и мелких ремонтов самоходных машин. Капитальные ремонты производятся на поверхности в специализированных мастерских.

Производительность труда забойного рабочего при камерно-столбовой системе разработки с искусственными целиками на руднике Керетти достигла 39,7 т/смену.

Аналогичная система разработки применяется для отработки пологозалегающего месторождения на чешском руднике Циновец-Жих. Месторождение залегает на глубине 250 м. Разработка ведется камерами шириной 6 м и высотой 20 м. Ширина междукамерных целиков составляет 8 м.

Рудник Наван (Ирландия)

Рудник производительностью 2,3 млн. т свинцово-цинковой руды в год разрабатывает месторождение, представленное серией линз мощностью 60--8 м с углом падения около 20°.

Предел прочности руды и пород при одноосном сжатии изменяется от 56 до 175 МПа. Вмещающие породы -- довольно устойчивые и позволяют отрабатывать камеры шириной 12,5 м и высотой 15 м, которые могут оставаться незаполненными закладочным материалом в течение длительного периода времени. Камеры первой ! очереди заполняют смесью классифицированных хвостов обогащения с цементом, камеры второй очереди -- обычной гидравлической смесью. Крепление кровли камер производят анкерами с металлической сеткой. Камеры располагают перпендикулярно главным откаточным выработкам. Подготовка начинается с проведения штрека шириной 5,5 м и высотой 3,7 м на уровне верхнего доставочного горизонта по центру камеры до ее границ (рисунок 23). Затем поперечное сечение штрека увеличивают на всю ширину камеры. После уборки руды кровлю полученной выработки крепят анкерами диаметром 16 мм и навинчивают металлическую сетку. Отбойку руды начинают на отрезную щель, образованную у границ одного из панельных целиков. При проведении нарезных выработок в камерах используют то же самоходное оборудование, что и при проведении уклонов и главных откаточных выработок -- 26-тонные автосамосвалы и ПДМ.

Рисунок 23. Камерно-столбовая система разработки на руднике Наван (Ирландия)

1 -- закладочный массив; 2 -- отбитая руда; 3 и 4 -- соответственно верхняя и нижняя подсечные выработки; В -- перемычка; 6 -- отрезной восстающий; 7 -- транспортный штрек.

Для уменьшения сейсмического эффекта одновременно взрывают с миллисекундным замедлением не более 3--4 рядов скважин. В качестве ВВ используют динамит. Каждым взрывом отбивают 2700--3600 т руды. Компания осуществляет исследования по выявлению широкого диапазона интервалов замедления, позволяющего дистанционно взрывать большое число скважин, не выходя за пределы максимально допустимых вибраций при массовых взрывах.

Применяемый на руднике погрузчик «Бройт» с емкостью ковша 1,9 м3 с дизельными приводом не имеет механизма передвижения. Он буксируется между забоями, перемещаясь на четырех колесах. В час погрузчик грузит до 300 т руды и может осуществлять небольшие перемещения около навала породы, используя свой ковш для отталкивания. При погрузке колеса машины застопоривают.

Погрузчик изготовлен в Норвегии и широко используется в скандинавских странах при проходке туннелей, а также на карьерах ряда западноевропейских стран.

При транспортировке до 150 м руду к рудоспускам доставляют самоходными ПДМ, а при большем расстоянии -- 26-тонными дизельными автосамосвалами.

Закладка камер первой очереди осуществляется классифицированными хвостами обогащения, смешанными с цементом в отношении 1 : 20 и подаваемыми по скважинам от поверхности до каждого действующего горизонта. Отсюда пульпа поступает по трубам в отдельные камеры.

Примером двухслойной выемки является практика рудника «Пальковице» (ПНР), отрабатывающего пологую залежь мощностью до 9 м в относительно устойчивых известняках и доломитах (рисунок 24). Первоначально проходят верхнюю слоевую заходку шириной до 10 м, имеющую вид траншеи. Работы ведут в двух встречных забоях (в одном -- бурение, в другом -- погрузка и транспортирование руды). Боковая сторона заходки со стороны закладочного массива ограждена щитами. После сбойки и крепления кровли и боковой стенки верхней заходки по всей длине панели начинают нарезать нижнюю заходку, оставляя со стороны закладочного массива временный целик шириной понизу 4 м и поверху 2 м. Для отбойки руды в нижней заходке применяют нисходящие вертикальные скважины. По мере выемки руды в нижней заходке ее боковую стенку со стороны рудного массива укрепляют щитами и анкерами. В последнюю очередь вынимают целик и выработанное пространство заполняют песчаной закладкой.

Рисунок 24. Схема сплошной выемки заходками с закладкой выработанного пространства

а и б -- соответственно планы верхнего и нижнего слоев; 1 -- верхняя слоевая заходка; 2 -- рудная залежь; 3 -- песчаная закладка; 4 -- ограждающие щиты; 5 -- временный ограждающий целик; 6 -- заезды на слоевые заходки; 7 -- нижняя заходка; I -- буровые скважины

Система позволяет при большой мощности залежи и малопрочной закладке достичь высокой степени извлечения. Потери и разубоживание руды находится на уровне 5--6 %.

Выводы

Был произведен обзор отечественной и зарубежной практики отработки месторождений с закладкой. На основании, которого выяснилось, что наиболее эффективней применять камерные и камерно-целиковые системы разработки для отработки богатых руд средней мощности.

Заключение об эффективности камерных систем можно сделать только на основании технико-экономических показателей.

Что бы выполнить технико-экономическую оценку, необходимо выполнить следующую часть исследования - конструирование вариантов систем разработки, где будет произведено обоснование подготовки и нарезки выемочной единицы, параметры закладки, отбойки, доставки.

3. Поиск конструкций и разработки технологии отработки месторождения камерными системами

Проведя анализ отечественной практики, непосредственно камерных систем Таймырского рудника, выяснилось, что данные системы имеют плоское днище и отработка камер осуществляется сплошным порядком. Это снижает интенсивность отработки камер, безопасность ведения очистных работ и повышает эксплуатационные затраты на поддержание выработок.

Данные системы являются более эффективными, но их применения сдерживаются из-за большого горного давления, устойчивости руд и пород.

Камерные системы Таймырского рудника применяются в малонарушенных, слаботрещиноватых рудах и породах.

В данной работе приведены усовершенствованные камерные системы разработки с различной конструкцией днищ, позволяющие, расширить область применения этих систем. Общим для камерных систем будет являться подготовка выемочной единицы (панели).

Подготовка панели (рисунок 25) осуществляется проведением панельных и соединительных штреков на откаточном и вентиляционно-закладочном горизонтах и штреков по контактам рудного тела с вмещающими породами. Рудное тело делится на панели с размерами 120250 м, панели на ленты, отрабатываемые камерами. Параметры камер: ширина - 8 м, длина - 35 м, высота - 20 м.

Для снижения напряжения в массиве, отработка рудного тела ведется от центра к флангам.

Было разработано 4 варианта камерных систем.

Сущность первого варианта (рисунок 26) заключается в следующем: в первую очередь отрабатывают первую камеру, затем, после того как бетон наберет необходимую прочность, начинают отрабатывать вторую. Пятигранный целик, образованный между двумя камерами, погашают выработкой, пройденной по оси целика. Порядок отработки данной системой представлен на рисунке 27.

Достоинством данного варианта является снижение потерь полезного ископаемого на днище камер, повышение устойчивости обнажений и безопасности работ. Недостаток варианта сравнительно низкая интенсивность отработки панели.



Рисунок 26. Сплошная камерная система разработки с односторонним траншейным днищем

Рисунок 27. Порядок отработки камер

Вариант второй (рисунок 28) предполагает применение камерно-целиковой системы. Камеры отрабатывают по схеме и технологии первого варианта, междукамерные целики извлекают камерной системой с плоским днищем в отступающем порядке во вторую очередь. Достоинством данного варианта является повышение интенсивности отработки панели, уменьшение затрат.



Рисунок 28. Камерно-целиковая система разработки с односторонним траншейным днищем

Сущность третьего варианта (рисунок 29) заключается в проходке разрезного штрека и последующем расширении его до ширины ленты с образованием нижней подсечки и плоского днища. Оформление плоского днища показано на рисунке 30.

Вариант может применяться при достаточно устойчивой руде. Недостаток варианта - невысокая интенсивность отработки запасов.

Рисунок 29. Сплошная камерная система с плоским днищем



Рисунок 30. Оформление плоского днища

Вариант четвертый (рисунок 31) предполагает применение камерно-целиковой системы. Камеры отрабатывают по схеме и технологии четвертого варианта, междукамерные целики извлекают той же системой, что и камеры, но только в отступающем порядке во вторую очередь.

Рисунок 31. Камерно-целиковая система разработки с плоским днищем

Достоинством данной системы является: значительное увеличение скорости отработки запасов панели, безопасности очистных работ (т.к. заезды оформляются в искусственном целике).

Недостаток- затраты на проведение заездов по закладке.

3.1. Выбор оборудования

При отработки месторождения камерными системами необходимо применить высоко производительное, мощное буровое и доставочное оборудование.

Для проведения подготовительно - нарезных выработок используются СБУ типа «Minimatik 205-40» (Финляндия) и «Boomer -282» (Швеция). Глубина шпуров до 3м. Диаметр шпуров от 43мм до 57мм. Параметры выработок: 4Ч4,5. См.рисунок 32.

Рисунок 32. СБУ типа «Бумер-282»

На очистных работах используется СБУ типа «Solo 1020». Глубина бурения скважин до 50м. Диаметр скважин от 51мм до 105мм.

Для механизированного заряжания шпуров в проходческих забоях в качестве зарядного оборудования приняты пневматические порционные зарядчики типа ЗП, при заряжании скважин используются зарядные машины типа «CHARMEC 1097B» (Финляндия).

Доставка руды от забоев к рудоспускам осуществляется дизельными ПДМ типа «ST-8BR» (США)- из очистных забоев; объем ковша Vк=6м3 и «ST-1010» - из подготовительно - нарезных выработок; объем ковша Vк=4м3. ПДМ представлены на рисунке 33.

Рисунок 33. Слева - ПДМ типа «ST-8BR», справа - ПДМ типа «ST-1010»

Откатка руды осуществляется контактными электровозами К-14М сцепным весом 14 т. Для откатки используется вагонетки ВГ-4,5, ВБ-4,0. См.рисунок 34. Загрузка вагонеток на горизонтах из участковых рудоспусков осуществляется с применением люковых устройств для крупнокусковой руды (размер куска 500х500мм2), оборудованных секторным затвором.

Рисунок 34. Слева - Электровоз К-14М, справа - Вагонетка ВГ-4,5

Перевозка людей по выработкам откаточных горизонтов осуществляется, как правило, контактными электровозами К-10 в вагонетках ВП-18.

3.2 Отбойка руды

Для сплошной слоевой системы разработки с комбинированным порядком выемки слоев.

Обуривание слоя производится СБУ типа «Boomer», на высоту 4м., диаметром 0,042м. Направление бурения восходящее, расположение шпуров в ряду параллельное. Отбойка ведется на выработанное пространство. Для отбойки применяется гранулит АС-8, заряжание производится зарядной машиной CHARMEC 1097B. На рисунке 35 показана сплошная слоевая система разработки с комбинированным порядком выемки слоев. Данная система сконструирована автором дипломной работы.

После полной отгрузки отбитой руды и зачистки почвы на границах отработанного слоя возводятся перемычки и производится частичная его закладка твердеющей смесью с оставлением недозаложеного пространства высотой 3,5м, верхний слой 0,5м на который предусматривается заезд самоходного оборудования закладывается 100кгс/см2.Заезд самоходного оборудования на слой осуществляется по выше лежащему слоевому орту через 3-5 дней после уплотнения твердеющей закладки до 15кгс/см2. После обуривания вышележащего слоя на 4м, и его отработки цикл работ повторяется.

Закладочный материал подается с вентиляционно-закладочного горизонта, через пробуренные скважины, диаметром 150мм. Скважины пробурены через каждые 40м., данное расстояние принято из условий растекания закладочной смеси. Перед подачей закладочной смеси на соответствующих выработках ставятся перемычки.

Основными требованиями к закладочному массиву как средству управления горным давлением - сохранение устойчивости при его обнажении. Устойчивость закладки в обнажениях определяется ее технической прочностью, способной противостоять воздействию статических и динамических нагрузок.

В соответствии с технологическими требованиями все закладочные смеси разделяются по прочности на марки: М-10, М-20, М-30, М-40, М-60, М-80, М-100.

Технико - экономические показатели для данной системы разработки представлены в таблице. (Данные показатели взяты с рудника «Таймырский»).

Для первого и второго вариантов камерных систем.

Перед началом очистных работ проходится компенсационная щель (рисунок 36). Для ее формирования бурят параллельные нисходящие скважины с вентиляционно-закладочного горизонта до бурового штрека.



Рисунок 36. Расположение компенсационной щели

Пучковое расположение скважин в заряде. Длины скважин равны 12м. Диаметр компенсационной скважины равен 105мм, отбойных - 78мм. Схема расположения скважин в заряде представлена на рисунке 37.

Расстояние между отбойными скважинами:

мм;

Расстояние между скважинами округляем до 150мм.

Рисунок 37. Схема расположения скважин в заряде

Общая длина скважин:

Количество ВВ на образование щели:

где: Nот- число отбойных скважин; Lзаб- длина забойки, м (Lзаб=3м); М- масса заряда ВВ на 1м скважины, кг (М=3кг/м).

Рисунок 38. Конструкция заряда

Для отбойки применяется гранулит АС-8, заряжание производится зарядной машиной CHARMEC 1097B. В качестве средства инициирования заряда используется аммонит №6ЖВ (патронированный), со вставленным в него СИНВ. Заряжаемая часть скважины равна 8м, забойка - 3м. Для забойки применяется буровая мелочь.

Конструкцию заряда смотри на рисунке 38.

Обуривание камеры производится с бурового штрека. Диаметр скважины 51мм. Направление бурения восходящее, расположение скважин в ряду полувеерное. Отбойка производится параллельными веерами. В первом веере скважины взрываются на компенсационную щель с замедлением, тем самым расширяя компенсационное пространство. Схема обуривания и «роза» недозаряда в веере представлена на рисунке 39. Расчет длин скважин и расход ВВ на веер находится в таблице 4.

Таблица 4 - Расчет длин скважин и расход ВВ

Рисунок 39. Схема обуривания и «роза» недозаряда в веере

Расчет параметров отбойки:

Линию наименьшего сопротивления находим по формуле Л.И. Барона:

;

где: d- диаметр скважины, м (d = 0,051м); ?- плотность ВВ, кг/м3 (? = 1100кг/м3); kз- коэффициент заполнения скважин для веерных равен 0,75; m- коэффициент сближения зарядов (m = 1,2 - ориентировка трещин в направлении, параллельном плоскости забоя); q- удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3.

Расстояние между концами скважин:

Удельный расход ВВ на отбойку определяем по данным Б.Н. Кутузова:

где: q0- теоретический эталонный расход ВВ на отбойку при крепости f=12, кг/м3 (q0 = 0,9); k1- коэффициент относительной работоспособности ВВ, k1 = 1,08 (гранулит АС-8); k2- коэффициент, учитывающий трещиноватость руд и требуемое качество дробления, lтр- среднее расстояние между видимыми трещинами в массиве, lтр = 1,5м; ак - размер кондиционного куска, ак = 0,5м (т.к. используются ПДМ); n1 = 0,6; k3- коэффициент, учитывающий условия отбойки, k3 = 0,9 (при отбойке на одну обнаженную плоскость); k4- коэффициент, учитывающий способ заряжания скважин, k4 = 0,95 (механизированное заряжание); k5- коэффициент, учитывающий диаметр заряда, ; k6- коэффициент, учитывающий схему расположения скважин, k6 = 1,2 (веерное расположение).

Удельный расход бурения:

где: N- количество скважин в заряде, N = 1; Кс- коэффициент схемы обуривания, Кс = 1,62 (веерами скважин); m- коэффициент сближения зарядов, m = 1,2; W- линия наименьшего сопротивления.

Период замедления замедления рассчитываем по формуле Н.Г. Петрова:

где: f - коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову, f = 12.

Средний диаметр куска в развале:

где: QВВ- теплота взрыва, QВВ = 5064 Дж/кг (для гранулита АС-8); Д- скорость детонации ВВ, Д = 3650 м/с; у- предел прочности на одноосное сжатие, у = 120 МПа.

Выход негабаритной фракции:

Для третьего и четвертого вариантов камерных систем

Перед началом очистных работ проходится компенсационная щель. Формируется щель так же как в первых двух вариантов.

Для образования плоского днища буровой штрек расширяют до 8м. Расширение производится шпуровыми зарядами, dшпура=42мм; lшп.=3,5м. В качестве ВВ используется Аммонит №6ЖВ (патронированый).

Образование плоского днища см. рисунок 40.

Рисунок 40. Образование плоского днища

После расширения буровой выработки производится обуривание массива. Диаметр скважины 51мм. Направление бурения восходящее, расположение скважин в ряду полувеерное. Отбойка производится параллельными веерами.

На рисунке 41 представлена схема расположения скважин и «роза» недозаряда. Расчет длин скважин и расход ВВ на веер см.таблицу 5.

Отработка междукамерных целиков для второго и четвертого вариантов.

После набора прочности закладочного массива во втором и четвертом вариантах приступают к отработке междукамерных целиков. Работы в очистной камере ведутся отступающим порядком. Буровые и вентиляционно-закладочные выработки проходятся по центру целиков. Далее буровые штреки расширяются до 8м. За одну отпалку взрываются 3 ряда вееров скважин.

На рисунке 42 показана отработка междукамерного целика.

Рисунок 42. Отработка междукамерного целика

Таблица 6 - Расчет длин скважин и расход ВВ

Номер скважины	L, м	L недоз,м	Q ВВ, кг
1	2,4	1	5,3
2	3,7	0,75	8,2
3	6,2	1	13,6
4	10,3	1,9	22,7
5	16,5	1	36,3
6	12,1	4,8	26,6
7	12,0	1	26,4
8	12,0	4,6	26,4
9	12,1	1	26,6
10	16,4	4,5	36,1
11	10,2	1	22,4
12	5,7	2	12,5
13	3,5	1	7,7
14	2,2	0,75	4,8
Итого:	125,3		275,7
на веер
gВВ, кг/м3	1,48
gбур, м/м3	1,30

Схема расположения скважин и «роза» недозаряда представлена на рисунке 43. В таблицу 6 сведены расчет скважин и расход ВВ на веер.

Рисунок 43. Схема расположения скважин и «роза» недозаряда

3.3 . Доставка руды

Отечественная и зарубежная промышленность выпускает широкий ассортимент ковшовых ПДМ. Основными достоинствами самоходного оборудования, обеспечивающими широкое его применение, являются помимо высокой производительности мобильность, маневренность и автономность.

На доставке отбитой рудной массы применяются СДО типа ST-8BR. При доставки отбитой руды из камеры для большей производительности используют две ПДМ, а при доставки отбитой руды из целика - одна ПДМ.

Расчет параметров доставки руды ковшовыми ПДМ:

Техническая производительность ПДМ:

где: с- плотность руды, с = 4,2т/м3; kр- коэффициент разрыхления, kр = 1,2.

Продолжительность цикла:

где: kд- коэффициент неравномерности движения, kд = 1,1.

Наполнение ковша:

где: kнг- коэффициент, учитывающий выход негабарита, kнг = 1(при выходе негабарита 0,7%).

Время разгрузки ковша:

где: kм - коэффициент, учитывающий маневры при разгрузке, kм = 1,1.

Время движения машины с грузом:

где: Lд- длина доставки, Lд= 150м; vг- средняя скорость движения машины с грузом, vг = 5км/ч.

Время движения порожней машины:

где: vп- средняя скорость движения порожней машины, vг = 7км/ч.

Эксплуатационная производительность ковшовых погрузочно - доставочных машин:

где: kг - средний коэффициент использования грузоподъемности машины, kг = 0,9; Тп.з.- время на подготовительно-заключительные операции, Тп.з= 0,9; Тсм- продолжительность смены, Тсм = 7,2 ч.

3.4 . Управление состояния массива

Управление горным давлением включает в себя создание защищенных зон, разгруженных от действующих в массиве напряжений до безопасного уровня, в которых ведутся очистные работы, закладку выработанного пространства твердеющими смесями, соблюдение оптимальной конфигурации фронтов защитного слоя. К управлению горным давлением относится также крепление горных выработок.

Производство закладочных работ является неотъемлемой технологической операцией в общем процессе добычи сульфидных медно-никелевых руд системами разработки с закладкой выработанного пространства.

Закладка призвана обеспечить безопасную и эффективную эксплуатацию месторождения с наибольшей полнотой извлечения полезного ископаемого и управление горным давлением.

При камерных системах разработки прочность твердеющей закладки определяется исходя из веса налегающих пород в пределах свода естественного равновесия Высота свода зависит от пролета подработки, глубины работ, величине горизонтальных напряжений действующих в потолочине компрессионных свойств закладки и податливости воздвигнутых опор (искусственных целиков).

Для второго и четвертого вариантов камерно-целиковых систем рассчитаем нормативную прочность закладки в искусственных целиках по формуле:

где: напряжение в искусственном массиве, мПа; Кз-коэффициент запаса прочности, доли ед.; Ксл-коэффициент, учитывающий наличие слабых и пластичных прослойков в искусственном целике доли ед.; Кп-коэффициент, учитывающий полноту подбучивания закладкой пород кровли или висячего бока, доли ед.; Кф-коэффициент формы, учитывающий соотношение геометрических размеров целика, доли ед.; Ку- коэффициент, учитывающий увеличение несущей способности искусственных целиков первой очереди при их взаимодействии с целиками второй и третьей очереди, Ку=1,6-1,8 или с гидравлической закладкой, Ку=1,2-1,3, доли ед.; Кд- коэффициент длительной прочности, доли ед.

Коэффициент запаса прочности целика учитывает изменение прочностных свойств закладки, сейсмическое воздействие взрывов, отклонение фактических размеров целика от проектных и другие факторы, Кз=1,5-2,0.

Напряжение в искусственном массиве:

где: -коэффициент, учитывающий влияние угла падения рудного тела, доли ед.; коэффициент, учитывающий влияние отношения пролета подработки l к глубине работ H, дои ед.; средняя плотность пригружающей толщи пород, ; S- площадь пород кровли (висячего бока), приходящаяся на искусственный целик, м2; SЦ- площадь поперечного сечения искусственного целика, м2; плотность закладки в искусственном целике, h-высота искусственного целика, м.

Коэффициент, учитывающий влияние угла падения рудного тела:

где: угол падения рудного тела, град; коэффициент бокового распора.

Напряжения в опорах второй очереди:

где: угол внутреннего трения закладочного материала, град.

Нормативная прочность закладки в опорах второй очереди:

Для первого и третьего вариантов камерных систем величины напряжения и нормативной прочности закладки будут такими же, как и в опорах второй очереди при камерно-целиковых системах, т.е. уп = 0,83МПа, усж = 1,7МПа.

При комбинированной выемке слоев работы ведут под защитой искусственной потолочины. Нижняя ее часть в некоторых случаях упрочняется металлической сеткой и стержнями из арматурной стали. Закладочный массив искусственной потолочины, ввиду перерывов в подачи закладки, как правил, слоистый. Слои могут отличаться по физико-механическим характеристикам, толщина слоев также различна. Прочность нижнего слоя закладки обычно специально увеличивают, поскольку он является несущим при извлечении руды под ним.

Рассчитаем растягивающие напряжения без учета закрепляющей нагрузки:

где: ширина очистной выработки, м ; hн-толщина несущего слоя потолочины, м; плотность закладки несущего слоя, Рзак - закрепляющая нагрузка, Рзак=КкH, Мпа; Кк-коэффициент концентрации опорного давления Кк = 2;плотность толщи налегающих пород, H-глубина разработки, м; Кп-коэффициент, учитывающий пригрузку несущего слоя потолочины весом вышележащих слоев, Кп-1,2.

Для перехода к нормативной прочности твердеющей закладки потолочины рекомендуется использовать формулу Фере:



Растягивающие напряжения с учетом закрепляющей нагрузки:

Нормативная прочность твердеющей закладки потолочины с учетом закрепляющей нагрузки:

Напряжение обнаженного борта:

К основным видам крепи горных выработок относятся: анкерная крепь (ЖБШ, ЩКШ), набрызг-бетон, арочная податливая крепь и монолитная бетонная крепь.

Анкерной крепью в комбинации с набрызг-бетоном и металлической решеткой крепятся нарезные, подготовительные и капитальные выработки в зависимости от горно-геологических условий и условий эксплуатации выработок. См.рис. Арочная податливая крепь применяется для крепления выработок в наиболее сложных условиях при необходимости поддержания их в течение длительного времени. Монолитной бетонной крепью крепятся выработки околоствольного двора, мастерские и другие выработки, которые эксплуатируются в течение длительного времени и требуют особых условий эксплуатации.

4. Экономичность и безопасность

4.1 Вентиляция

В соответствии с заданием на дипломную работу расчет количества воздуха делаем для выемочного участка.

Расчет проведен для камерных систем разработки.

Расход воздуха (м3/мин) для проветривания очистных забоев по фактору постоянного выделения углекислого газа, метана определяется по формуле:

Qоч=100•Iоч·Кн/(с-с0),

где Iоч - среднее газовыделение в очистной выработке, м3/мин; Кн - коэффициент неравномерности газовыделения;

с - допустимое содержание газа в забое, %; с0 - содержание того же газа в воздухе, поступающем для проветривания, %.

Qоч=100•0,31•2,1/(0,3-0)=21,7 м3/мин

Расход воздуха (м3/мин) по выделению ядовитых газов погрузочно-доставочными машинами с ДВС производится по формуле:

Qоч = q·ко·УМ,

где УМ - мощность машин работающей в блоке (2 ПДМ), УМ = 400 кВт; ко - коэффициент, учитывающий количество одновременно работающих в блоке машин, ко = 0,9, т.к. в забое одновременно работает одна машина; q - норма подачи свежего воздуха на единицу мощности ДВС,

q = 6,8 м3/мин на кВт.

Qоч = 6,8·0,9·400 = 2448 м3/мин

Расход воздуха (м3/мин) по пылевому фактору, удалению избыточного тепла определяется по минимальной скорости движения воздуха, составляющей для очистных выработок 0,5 м/с, по формуле:

Qоч = 60·Vmin·S,

где S - площадь доставочной выработки, S = 36 м3.

Qоч = 60·0,5·36 = 1080 м3/мин

Расход воздуха (м3/мин) по мгновенному выделения газов ВВ для принятой системы разработки определяется по формуле:

Qоч = ,

где - коэффициент турбулентной диффузии свободной струи, = 0,2; Vк - объем проветриваемой камеры, Vк = 5600 м3; А - масса одновременно взрываемого заряда ВВ, А = 9233 кг; - удельное образование ядовитых газов ВВ в пересчете на условную окись углерода, = 100 м3/кг; t - время проветривания после взрывания забоя, t = 60 мин.

Qоч = 2094 м3/мин;

Рассчитанные расходы воздуха сравниваем, и для проветривания принимаем максимальный расход воздуха из полученных по этим факторам. В данном случае это расход воздуха на проветривание по мгновенному выделению ядовитых газов ВВ Qоч = 720 м3/мин. Принятый к учету расход воздуха проверяем по максимально допустимой скорости движения воздуха в рабочей зоне очистной выработки по формуле:

Qоч ? 60·Vmax·Smin,

где Vmax - максимальная допустимая скорость движения воздуха в рабочей зоне, установленная правилами безопасности до 4 м/с; Smin - минимальная площадь поперечного сечения рабочей зоны в очистной выработке, Smin = 18 м2.

2094?4320 - условие выполняется.

Т.к. условие по сечению выработки выполняется, принимаем подачу воздуха с одной выработки.

4.2 Организация производства и экономика

Так как в данной работе экономическая проработка вариантов систем разработки должна выявить наиболее эффективный, следовательно, экономическая оценка конкурирующих вариантов должна сводится к определению себестоимости добычи по системе и определению прибыли с одной тонны погашенных засов. Для этого необходимо произвести расчет балансовых запасов в панели для каждого варианта систем.

Таблица 1 - Балансовые запасы сплошной камерной системы разработки с траншейным днищем

Виды горных работ	Количество	Сечение, м2	Длина, м	Объем, м3	Плотность	Балансовые запасы, т	Кн	Извлекаемые запасы, т	Кк	Добытая рудная масса, т
		по руде	общее	по руде	общая	по руде	общий
ГПР:
1. Откаточный штрек	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
2. Соедин.откаточный штрек	1	-	18	-	250	-	4500	-	-	-	-	-	-
3. Вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
4. Соедин.вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	3	-	18	-	254	-	13500	-	-	-	-	-	-
ИТОГО:		22320		-		-		-
НР:
1. Буровой штрек	31	18	18	120	120	66960	66960	4,2	281232	1	281232	0,97	289930
2.Закладочный штрек	31	18	18	120	120	66960	66960	4,2	281232	1	281232	1	281232
3. Заезды	135	18	18	4	4	9720	9720	4,2	40824	1	40824	0,97	42087
4.Панельный штрек достав.горизонта	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	0,97	9353
5. Соединит.штрек достав.горизонта	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	0,97	19796
6. Соедин.штрек вентил.-закл.горизонта (для закладки камер)	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	1	19202
7. Панельный штрек вентиль.-закл.горзонта (для закладки камер)	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	1	9072
8. Рудоспуск 1	1	-	4	-	15	-	60	-	-	-	-	-	-
9. ВХВ	2	5	5	20	70	200	700	4,2	840	1	840	1	840
ИТОГО:						143640	143640		660676		603288		613248
СОР
1. Камера	93	-	-	-	-	383896	383896	4,2	1612363	0,98	1580116	0,95	1663280
2. Траншейный целик	15	-	-	-	-	68400	68400	4,2	287280	1	287280	0,97	296165
ИТОГО:						452296	452296		1899643		1867396		1959445
Всего по выемочной ед.							609600	618256		2560320		2470684		2572693
Удельный объем подготовительных выработок	8,7
Удельный объем нарезных выработок	56,1

Таблица 2 - Балансовые запасы камерно-целиковой системы разработки с траншейным днищем

Виды горных работ	Количество	Сечение, м2	Длина, м	Объем, м3	Плотность	Балансовые запасы, т	Кн	Извлекаемые запасы, т	Кк	Добытая рудная масса, т
		по руде	общее	по руде	общая	по руде	общий
ГПР:
1. Откаточный штрек	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
2. Соедин.откаточный штрек	1	-	18	-	250	-	4500	-	-	-	-	-	-
3. Вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
4. Соедин.вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	3	-	18	-	254	-	13500	-	-	-	-	-	-
ИТОГО:		22320
НР:
1. Соедин.штрек вентил.-закл.горизонта (для закладки камер)	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	1	19202
2. Панельный штрек вентиль.-закл.горзонта (для закладки камер)	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	1	9072
3. Панельный штрек достав.горизонта	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	0,97	9353
4. Соедин. штрек достав.горизонта	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	0,97	19796
5. Буровой штрек	21	18	18	120	120	45360	45360	4,2	190512	1	190512	0,97	196404
6.Закладочный штрек	21	18	18	120	120	45360	45360	4,2	190512	1	190512	1	190512
7. Заезды	95	18	18	4	4	6804	6804	4,2	28577	1	28577	0,97	29461
8. ВХВ	2	5	5	20	70	200	700	4,2	840	1	840	1	840
10. Рудоспуск 1	1	-	4	-	15	-	60	-	-	-	-	-	-
11. Вент.-заклад.штрек (целик)	10	18	18	120	120	21600	21600	4,2	90720	1	90720	1	90720
12.Буровой штрек (целик)	10	32	32	120	120	38400	38400	4,2	161280	1	161280	0,97	166268
ИТОГО:						171188	171748		718990		409601		416377
СОР		-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-
1. Камера	63	-	-	-	-	284812	284812	4,2	1196210	0,98	1172286	0,95	1233985
2. Междукамерные целики	10	-	-	-	-	108000	108000	4,2	453600	0,98	444528	0,95	467924
3. Траншейный целик	10	-	-	-	-	45600	45600	4,2	191520	1	191520	0,97	197443
ИТОГО:						438412	438412		1841330		1808334		1899353
Всего по выемочной ед.							609600	632480		2560320		2217935		2315730
Удельный объем подготовительных выработок	8,7
Удельный объем нарезных выработок	67,1

Таблица 3 - Балансовые запасы сплошной системы разработки с плоским днищем

Виды горных работ	Количество	Сечение, м2	Длина, м	Объем, м3	Плотность	Балансовые запасы, т	Кн	Извлекаемые запасы, т	Кк	Добытая рудная масса, т
		по руде	общее	по руде	общая	по руде	общий
ГПР:
1. Откаточный штрек	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
2. Соедин.откаточный штрек	1	-	18	-	250	-	4500	-	-	-	-	-	-
3. Вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
4. Соедин.вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	3	-	18	-	254	-	13500	-	-	-	-	-	-
ИТОГО:				-	-	-	22320	-	-	-	-	-	-
НР:
1. Соедин.штрек вентил.-закл.горизонта (для закладки камер)	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	1	19202
2. Панельный штрек вентиль.-закл.горзонта (для закладки камер)	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	1	9072
3. Панельный штрек достав.горизонта	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	0,97	9353
4. Соедин. штрек достав.горизонта	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	0,97	19796
5. Буровой штрек	31	18	18	120	120	66960	66960	4,2	281232	1	281232	0,97	289930
6.Закладочный штрек	31	18	18	120	120	66960	66960	4,2	281232	1	281232	1	281232
7. Заезды	135	18	18	4	4	9720	9720	4,2	40824	1	40824	0,97	42087
8. ВХВ	2	5	5	20	70	200	700	4,2	840	1	840	1	840
10. Рудоспуск 1	1	-	4	-	15	-	60	-	-	-	-	-	-
11. Расширение бур.штрека	31	-	-	-	-	52080	52080	4,2	218736	1	218736	0,95	207799,2
ИТОГО:	-	-	-	-	-	209384	209944	-	879413	-	603288	-	613248
СОР
1. Камера	93	-	-	-	-	400216	400216	4,2	1680907	0,98	1647289	0,95	1733988
ИТОГО:						400216	400216	-	1680907	-	1647289	-	1733988
Всего по выемочной ед.							609600	632480	-	2560320	-	2250577	-	2347237
Удельный объем подготовительных выработок	8,7
Удельный объем нарезных выработок	82,0

Таблица 4 - Балансовые запасы камерно-целиковой системы разработки с плоским днищем

Виды горных работ	Количество	Сечение, м2	Длина, м	Объем, м3	Плотность	Балансовые запасы, т	Кн	Извлекаемые запасы, т	Кк	Добытая рудная масса, т
		по руде	общее	по руде	общая	по руде	общий
ГПР:
1. Откаточный штрек	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
2. Соедин.откаточный штрек	1	-	18	-	250	-	4500	-	-	-	-	-	-
3. Вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	1	-	18	-	120	-	2160	-	-	-	-	-	-
4. Соедин.вентил.-закладочный штрек (для закладки выработок)	3	-	18	-	254	-	13500	-	-	-	-	-	-
ИТОГО:		22320
НР:
1. Соедин.штрек вентил.-закл.горизонта (для закладки камер)	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	1	19202
2. Панельный штрек вентиль.-закл.горзонта (для закладки камер)	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	1	9072
3. Панельный штрек достав.горизонта	1	18	18	120	120	2160	2160	4,2	9072	1	9072	0,97	9353
4. Соедин. штрек достав.горизонта	1	18	18	254	254	4572	4572	4,2	19202	1	19202	0,97	19796
5. Буровой штрек	16	18	18	120	120	34560	34560	4,2	145152	1	145152	0,97	149641
6.Закладочный штрек	16	18	18	120	120	34560	34560	4,2	145152	1	145152	1	145152
7. Заезды	72	18	18	7	7	9072	9072	4,2	38102	1	38102	0,97	39281
8. ВХВ	2	5	5	20	70	200	700	4,2	840	1	840	1	840
10. Рудоспуск 1	1	-	4	-	15	-	60	-	-	-	-	-	-
11. Вент.-заклад.штрек (целик)	16	18	18	120	120	34560	34560	4,2	145152	1	145152	1	145152
12.Буровой штрек (целик)	16	18	18	120	120	34560	34560	4,2	145152	1	145152	0,97	149641
13. Расширение бур.штрека	31	-	-	-	-	52080	52080	4,2	218736	1	218736	0,95	230248
ИТОГО:						213056	213616		894835		328406		334074
СОР
1. Камера	48	-	-	-	-	196864	196864	4,2	826829	0,98	810292	0,95	852939
2. Междукамерные целики	16	-	-	-	-	199680	199680	4,2	838656	0,98	821883	0,95	865140
ИТОГО:						396544	396544		1665485		1632175		1718079
Всего по выемочной ед.							609600	632480		2560320		1960582		2052153
Удельный объем подготовительных выработок	8,7
Удельный объем нарезных выработок	83,4

5. Организация труда и оплата труда

В данной работе рассматриваются только общие вопросы организации работ в выемочной единице. График работы принимаем прерывный. Рабочие и горные мастера работают по графику три - один (три дня рабочих один выходной). Количество смен в сутки три. Продолжительность смены семь часов. Первая смена начинается в 8 утра.

На добыче работает комплексная бригада, выполняющая все основные и вспомогательные операции, а также ремонтные работы в блоке. Рабочим, занятым на основных работах оплата производится по сдельно - премиальной системе.

Калькуляция себестоимости очистной выемки и расчет прибыли с одной тонны погашенных запасов по системам

Таблица 5 - Затраты на проведение подготовительных и нарезных выработок

Наименование выработки	Объем, м3	Стоимость, руб/м3	Сумма расходов, руб
ГПР:
Сплошная камерна система с траншейным днищем:
1.Откаточный штрек	2160	1152,71	2489853,6
2.Соединительный откаточный штрек	4500	1153,71	5191695
3.Вентил.-закл.штрек (для закладки выработок)	2160	1154,71	2494173,6
4.Соединит. вент.-закл.штрек (для закладки выработок)	1350	1155,71	1560208,5
ИТОГО:			11735930,7
Камерно-целиковая система с траншейным днищем:	-	-	11735930,7
Сплошная камерна система с плоским днищем:	-	-	11735930,7
Камерно-целиковая система с плоским днищем:	-	-	11735930,7
НР:
Сплошная камерна система с траншейным днищем:
1. Соедин.вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	4572	1152,71	5270190,12
2.Панельный вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	2160	1153,71	2492013,6
3.Панельный доставочный штрек	2160	1154,71	2494173,6
4.Панельный соединительный доставочный штрек	4572	1155,71	5283906,12
5.Буровой штрек	66960	1155,71	77386341,6
6.Закладочный штрек	66960	1155,71	77386341,6
7.Заезды	9720	1155,71	11233501,2
8.ВХВ	4572	750	3429000
9.Рудоспуск 1	4572	750	3429000
10.Траншейный целик	68400	1155,71	79050564
ИТОГО:			267455031,8
Камерно-целиковая система с траншейным днищем:
1. Соедин.вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	4572	1152,71	5270190,12
2.Панельный вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	2160	1153,71	2492013,6
3.Панельный доставочный штрек	2160	1154,71	2494173,6
4.Панельный соединительный доставочный штрек	4572	1155,71	5283906,12
5.Буровой штрек	45360	1155,71	52423005,6
6.Закладочный штрек	45360	1155,71	52423005,6
7.Заезды	6804	1155,71	7863450,84
8.ВХВ	700	750	525000
9.Рудоспуск 1	60	750	45000
ИТОГО:			128819745,5
Целики:
1.Траншейный	45600	1152,71	52563576
2.Междукамерный:
а).Буровой штрек	38400	1152,71	44264064
б).Закладочный	21600	1152,71	24898536
ИТОГО с целиками:			250545921,5
Сплошная камерна система с плоским днищем:
1. Соедин.вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	4572	1152,71	5270190,12
2.Панельный вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	2160	1152,71	2489853,6
3.Панельный доставочный штрек	2160	1152,71	2489853,6
4.Панельный соединительный доставочный штрек	4572	1152,71	5270190,12
5.Буровой штрек	66960	1152,71	77185461,6
6.Закладочный штрек	66960	1152,71	77185461,6
7.Заезды	9720	1152,71	11204341,2
8.ВХВ	700	750	525000
9.Рудоспуск 1	60	750	45000
10.Расширение	52080	974	50725920
ИТОГО:			232391271,8
Камерно-целиковая система с плоским днищем:
1. Соедин.вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	4572	1152,71	5270190,12
2.Панельный вент.-заклад.штрек (для закладки камер)	2160	1152,71	2489853,6
3.Панельный доставочный штрек	2160	1152,71	2489853,6
4.Панельный соединительный доставочный штрек	4572	1152,71	5270190,12
5.Буровой штрек	34560	1152,71	39837657,6
6.Закладочный штрек	34560	1152,71	39837657,6
7.Заезды	9072	1152,71	10457385,12
8.ВХВ	700	750	525000
9.Рудоспуск 1	60	750	45000
10.Расширение	52080	974	50725920
Целики:
1.Междукамерный:
а).Буровой штрек	34560	1152,71	39837657,6
б).Закладочный	34560	1152,71	39837657,6
ИТОГО:			236624023

Таблица 6 - Определение объемов работ и продолжительности операций

Процесс	Объем работ	Норма времени	Трудозатраты	Кол-во людей и машин	Продолжительность, час
Бурение:
Сплошная камерна система с траншейным днищем	383896	0,041	15739,7	2	7870
Камерно-целиковая система с траншейным днищем	284812	0,041	11677,3	4	2919
Сплошная камерна система с плоским днищем	452296	0,041	18544,1	2	9272
Камерно-целиковая система с плоским днищем	196864	0,041	8071	4	2018
Междукамерные целики второго варианта	108000	0,041	4428	1	4428
Междукамерные целики четвертого варианта	199680	0,041	8187	1	8187
Доставка:
Сплошная камерна система с траншейным днищем	1663280	0,025	41582	2	20791
Камерно-целиковая система с траншейным днищем	1233985	0,025	30850	4	7712
Сплошная камерна система с плоским днищем	1733988	0,025	43350	2	21675
Камерно-целиковая система с плоским днищем	852939	0,025	21323	4	5331
Междукамерные целики второго варианта	467924	0,025	11698	1	11698
Междукамерные целики четвертого варианта	865140	0,025	21629	1	21629
Заряжание и взрывание:
Сплошная камерна система с траншейным днищем	383896	0,027	10365,2	1	10365,2
Камерно-целиковая система с траншейным днищем	284812	0,027	7689,9	2	3845,0
Сплошная камерна система с плоским днищем	452296	0,027	12212,0	1	12212,0
Камерно-целиковая система с плоским днищем	196864	0,027	5315,3	2	2657,7
Междукамерные целики второго варианта	108000	0,027	2916	1	2916
Междукамерные целики четвертого варианта	199680	0,027	5391	1	5391
ИТОГО:			237078,9		123530

Таблица 7 - Затраты на вспомогательные материалы

Наименование материала	Норма расхода, ед/м3	Объем работ, м3	Суммарный расход	Цена руб./ед.	Сумма расходов, руб.
Материал расходуется на 1м3 погашаемых балансовых запасов
Гранулит АС-8:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	2,2	383896	856065	12,1	10358387
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	2,0	284812	579915	12,1	7016971,5
Сплошная камерная система с плоским днищем	2,2	452296	996681	12,1	12059840,1
Камерно - целиковая система с плоским днищем	2,4	196864	482265	12,1	5835406,5
Междукамерные целики для второго варианта	3,0	108000	321510	12,1	3890271
Междукамерные целики для четвертого варианта	2,6	199680	514416	12,1	6224433,6
Электродетонаторы:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,09	383896	35805	23,5	841417,5
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,085	284812	24255	23,5	569992,5
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,1	452296	45570	23,5	1070895
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,11	196864	22050	23,5	518175
Междукамерные целики для второго варианта	0,14	108000	14700	23,5	345450
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,12	199680	23520	23,5	552720
СИНВ:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,09	383896	35805	60	2148300
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,085	284812	24255	60	1455300
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,1	452296	45570	60	2734200
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,11	196864	22050	60	1323000
Междукамерные целики для второго варианта	0,14	108000	14700	60	882000
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,12	199680	23520	60	1411200
Аммонит №6ЖВ (патрон):
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,023	383896	8951,25	25,18	225392
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,010	284812	2887,5	25,18	72707
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,025	452296	11392,5	25,18	286863
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,028	196864	5512,5	25,18	138805
Междукамерные целики для второго варианта	0,027	108000	2887,5	25,18	72707
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,029	199680	5880	25,18	148058
Электрические провода:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	1,02	383896	390600	2,5	976500
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,93	284812	264600	2,5	661500
Сплошная камерная система с плоским днищем	1,0	452296	453096	2,5	1132740
Камерно - целиковая система с плоским днищем	1,1	196864	216240	2,5	540600
Междукамерные целики для второго варианта	1,17	108000	126000	2,5	315000
Междукамерные целики для четвертого варианта	1,2	199680	233856	2,5	584640
Материал расходуется на 1 м скважины
Сталь буровая:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,009	390600	3515	214,42	753772
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,009	264600	2381	214,42	510620
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,009	453096	4078	214,42	874376
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,009	216240	1946	214,42	417296
Междукамерные целики для второго варианта	0,009	126000	1134	214,42	243152
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,009	233856	2105	214,42	451291
Коронки:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,0021	390600	820	2038,96	1672477
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,0021	264600	556	2038,96	1132969
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,0021	453096	952	2038,96	1940074
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,0021	216240	454	2038,96	925900
Междукамерные целики для второго варианта	0,0021	126000	265	2038,96	539509
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,0021	233856	491	2038,96	1001328
Материал расходуется на 1 м3 рудной массы
Ножи на ковш ПДМ:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,004	1663280	6653	18	119756
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,004	1233985	4936	18	88847
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,004	1733988	6936	18	124847
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,004	852939	3412	18	61412
Междукамерные целики для второго варианта	0,004	467924	1872	18	33691
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,004	865140	3461	18	62290
Резина на ПДМ:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	0,0005	1663280	832	25000	20791000
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	0,0005	1233985	617	25000	15424812,5
Сплошная камерная система с плоским днищем	0,0005	1733988	867	25000	21674850
Камерно - целиковая система с плоским днищем	0,0005	852939	426	25000	10661737,5
Междукамерные целики для второго варианта	0,0005	467924	234	25000	5849050
Междукамерные целики для четвертого варианта	0,0005	865140	433	25000	10814250
ИТОГО на панель:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	37887002,03
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	26933718,97
Сплошная камерная система с плоским днищем	41898684,69
Камерно - целиковая система с плоским днищем	20422330,88
Междукамерные целики для второго варианта	12170829,87
Междукамерные целики для четвертого варианта	21250211,07
Прочие неучтенные 5%:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	1894350,10
Камерно - целиковая система с траншейным днищем	1346685,95
Сплошная камерная система с плоским днищем	2094934,23
Камерно - целиковая система с плоским днищем	1021116,54
Междукамерные целики для второго варианта	608541,49
Междукамерные целики для четвертого варианта	1062510,55
ВСЕГО на панель:
Сплошная камерная система с траншейным днищем	39781352,13
Камерно - целиковая система с траншейным днищем + целики

Страница:

•  1 
•  2 
•  3 

дипломная работа "Технология отработки месторождения Таймырского рудника камерными системами" скачать

Подобные документы

• Разработка нового проекта отработки Третьего горизонта Старобинского месторождения на базе современных инновационных технологий

  Обоснование вскрытия и отработки запасов калийных солей Третьего калийного горизонта. Общая характеристика месторождения и шахты. Определение годовой производительности рудника. Расчёт крепи выработок главного направления. План ликвидации аварий.
  
  дипломная работа [713,8 K], добавлен 15.09.2013
  

• Подземная разработка пластовых месторождений

  Рассмотрение способов отработки запасов месторождения. Описание схемы отработки запасов шахтного поля. Подготовка выемочных полей; порядок отработки ярусов. Рациональная компоновка очистных забоев. Способы проветривания и управления горным давлением.
  
  курсовая работа [66,5 K], добавлен 12.05.2015
  

• Проект отработки запасов нижних горизонтов основной рудной залежи Орловского месторождения

  Выбор и обоснование системы разработки для отработки нижних горизонтов Орловского рудника. Вскрытие, подготовка и система разработки. Горно-механическая часть содержит вопросы выбора самоходного и подъемного оборудования, водоотлива и вентиляции.
  
  дипломная работа [122,0 K], добавлен 07.09.2010
  

• Корректировка проекта отработки запасов месторождения "Алпыс" на производительность 250 тыс. т.

  Местоположение месторождения и общая характеристика района. Горнотехнические и гидрогеологические условия, эксплуатационная разведка. Выбор и обоснование способа отработки. Организация производства ведения горных работ. Технико-экономические показатели.
  
  научная работа [2,7 M], добавлен 18.04.2012
  

• Выбор технологии разрабатываемого шахтного поля

  Определение способа отработки, балансовых запасов месторождения, типа и количества оборудования на основных производственных процессах, параметров буровзрывных работ. Расчет объема горно-капитальных работ. Анализ способа разработки месторождения.
  
  курсовая работа [291,5 K], добавлен 17.08.2014
  

• Состояние горных работ на Иртышском руднике

  Ознакомление с участком Иртышского рудника. Изучение геологического строения участка горными выработками. Выяснение вещественного состава и технологических свойств руд. Подсчет запасов и обоснование вариантов рентабельной отработки месторождения.
  
  отчет по практике [162,3 K], добавлен 11.05.2015
  

• Разработка Тишинского месторождения в Глубоковском районе Восточно-Казахстанской области

  Свойства горных пород и полезных ископаемых. Геологическая характеристика Тишинского месторождения. Производственная мощность и срок существования подземного рудника. Выбор метода разработки и вскрытие месторождения. Проведение и крепление выработок.
  
  курсовая работа [999,5 K], добавлен 21.04.2014
  

• Вскрытие и подготовка месторождения подземным способом

  Краткая геологическая характеристика месторождения. Выбор метода вскрытия и подготовки шахтного поля. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования. Анализ эксплуатационных и капитальных затрат на вскрытие месторождения.
  
  курсовая работа [60,9 K], добавлен 03.07.2012
  

• Расчет и выбор подъемной машины шахты "Вентиляционная" Тишинского рудника Тишинского месторождения г. Риддер

  Краткая горно-геологическая характеристика месторождения. Механизация подготовительных и очистных работ. Транспорт и подъем горной массы. Вентиляция, водоотлив и воздухоснабжение, электроснабжение рудника. Выбор и обоснование подъемной машины и каната.
  
  дипломная работа [155,0 K], добавлен 14.07.2010
  

• Выбор и обоснование способа вскрытия шахтного поля и системы подземной разработки рудного месторождения

  Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения. Расчет параметров подземного рудника, его годовая производительность. Выбор и обоснование схемы вскрытия шахтного поля, способа его подготовки, разработки месторождения.
  
  курсовая работа [31,8 K], добавлен 05.02.2014
  

Другие документы, подобные "Технология отработки месторождения Таймырского рудника камерными системами"

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам