Федеральное агентство по образованию
Государственное образовательное учреждение
Высшего профессионального образования
«Государственный университет цветных металлов и золота»
Институт Э и УЭС
Кафедра Экономика природопользования
Специальность Экономика и управление на предприятии (природопользования)
ГруппаЭП-01-1
Дипломный проект (Работа)
Красноярск, 2007 г.
1. Обобщение условий и опыта отработки месторождения в условиях таймырского рудника
1.1 Геологическая характеристика месторождения
1.1.1 Общие сведения
Октябрьское месторождение медно-никелевых руд в административном отношении относится к Таймырскому национальному округу Красноярского края.
Месторождение приурочено к южной окраине Талнахского плато, в пределах месторождения выделяется горная часть с относительными отметками выше равнины до 500м и равнинная. Речная сеть представлена реками Талнах, Хараелах, Листвянка, являющиеся правыми притоками реки Норильской. Из озёр следует отметить Хараелах, Сапог, Пясино и др.
Климат субарктический, континентальный. Среднегодовая температура -8.3..-8.6С. Для района характерна многолетняя мерзлота, распространённая неравномерно как по площади, так и по мощности. Годовое количество осадков составляет 500-600мм. Барометрическое давление подвержено сильным колебаниям от 721мм.рт.ст. до 750мм.рт.ст.
Талнахское рудное поле, в пределах которого расположено Октябрьское месторождение, приурочено к северо-западному окончанию Сибирской платформы. Все медно-никелевые месторождения Талнахского рудного поля пространственно и генетически связаны с полнодифференцироваными интрузивами базит-ультробазитового состава. В тектоническом плане район месторождения приурочен к краевой части Хараелахской трапповой мульды, которая составляет асимметричную брахисинклинальную структуру субширотного направления.
Рудник «Таймырский» ведет отработку центральной части Октябрьского месторождения сульфидных медно-никелевых руд. В горный отвод рудника включены запасы восточной части Хараелахской основной и второй Северной залежей, третьей Северной, четвертой Северной.
1.1.2 Тектоника
Главным структурным элементом Талнахского рудного поля является зона Норильско-Хараелахского разлома, которая представляет собой грабеноподобную структуру, проявившуюся серией сбросо-сдвиговых дислокаций. В зоне выделяют ряд субпараллельных швов с углами падения от 40 до 85, из них наиболее крутым является восточное нарушение – Главный шов. Нарушения, расположенные к западу от Главного шва (система западных сбросов), имеют более пологие углы падения. Амплитуды смещений вдоль тектонических зон колеблются от 50 до 400м. Зона разлома делит всю площадь на две части – Восточную и Западную. Для восточной наблюдается ограниченное количество сбросов, параллельных основной зоне разлома, для западной (Октябрьское месторождение) интенсивная тектоническая нарушенность, широкое развитие пликативных и дизъюнктивных дислокаций.
Для Талнахского рудного узла характерно интенсивное проявление разрывной тектоники различных порядков и связанной с этим наиболее трещиноватые рассланцованные породы тунгусской серии, наименее – толстоплиточные карбонатные отложения девона и габбро-диориты верхней части рудоносной интрузии.
В осадочных породах преобладают пологие трещины (плитчатая форма элементарного блока), в сплошных рудах – крутопадающие (призматическая или параллелепипедная форма элементарного блока). По трещинам в породах интрузии широко распространены ослабляющие минералы группы хлорита, серпентина, талька, цеолитов и.т.п.
Первая Хараелахская (Основная) залежь – Х-1 (О) протянулась в широтном направлении в виде плитообразного тела на 1,6 км шириной 0,75-0,9 км с погружением в восточном-северо-восточном направлении под углом 18-21° с глубины 1000 м до 1600 м. Мощность залежи изменяется от 1,0 до 44,1 м и в среднем составляет 20,0 м.
В центральной части залежь разбита серией субмеридиональных субпараллельных дизъюнктивов на 4 клиновидных блока длиной 750-800 м, взброшенных на 40-120 м (Большой Горст), которые разделяют ее на западный блок (гор.-1050 м и -1100 м шахты) и восточный (гор.-1300 м, -1400 м шахты 2).
Вторая Северная залежь (С-2), имеет сложную конфигурацию в плане. Она протягивается в юго-восточном направлении на 2 км шириной 0,3-1,0 км. Мощность залежи варьирует в пределах от 1,0 до 22,3 м и в среднем составляет 9,0 м. Глубина залегания составляет 1200-1400 м. На востоке залежь осложнена взбросом с амплитудой 120 м. Угол падения рудного тела – 10-12°. Часть залежи С-2 в пределах проектируемого горизонта -1300 м имеет размеры в плане 900х750 м, среднюю мощность порядка 7,4 м.
Трещиноватость и нарушенность сульфидных жил: 30% – средняя, 70% – сильная; ксенолитов: 50% – средняя, 50% – сильная.
Вторая Северная залежь разбита на горизонты:
Горизонт -1050м характеризуется весьма сильной тектонической наpушенностью. Строение участка определяют две основные структуры: вытянутый в меридиональном направлении, поднятый на 10-15м блок, образованный двумя системами нарушений севеpо-восточного и севеpо-западного простирания, и опущенный тектонический блок, с востока примыкающий к Горному сбросу. Восточная граница опущенного блока образует в плане сложный ступенчатый рисунок, за счет передачи максимальных амплитуд смещений по трем системам нарушений – севеpо-восточного, севеpо-западного и меpидианального простирания. Границы блоков сопровождаются серией ступенчатых смещений сбросового характера, в сочетании с широким развитием тектонических нарушений внутри блоков с амплитудами смещений до 20м.
Почва богатых руд в пределах ненарушенной части рудных тектонических блоков ровная, выдержанная, с падением на восток под углом 18-21гр. и практически горизонтальная в меридиональном сечении.
Кровля богатых руд имеет сложную форму, с многочисленными апофизами в вышезалегающие породы. Южный и северный фланги залежи характеризуются резким воздыманием почвы с большим количеством апофиз, маломощных, быстро выклинивающихся.
Горизонт -1100м. Тектоническое строение горизонта определяют: кpупноамплитудное нарушение меридионального простирания, проходящее по ленте 63, и два тектонических нарушения севеp-севеpо-восточного простирания. Северо-западный блок практически не затронут тектоническими нарушениями. Северо-восточный блок, представляющий собой блок из зоны Большого Горста, характеризуется высокой тектонической наpушенностью, с амплитудами смещений до 20м. Морфология почвы и кровли богатых руд аналогична горизонту -1050м.
Горизонт -1300м. От зоны Большого Горста этот участок залежи отделяет крупноамплитудное тектоническое нарушение 1 порядка. На всей площади горизонта развиты мелкоамплитудные тектонические нарушения СВ и СЗ простирания.
Нарушенность богатых руд зависит от наличия тектонических нарушений, ксенолитов вмещающих пород и от текстурно-структурных особенностей руд. При заложении тектонических нарушений в крупнозернистых рудах, мощность зоны оперяющих трещин даже при значительных амплитудах редко достигает 3-5м. В связи с этим ненарушенные участки (участки средней наpушенности) установлены в нижней пачке при размерах тектонического блока более 5-10м, в то время как в рудах верхней пачки ненарушенные участки появляются лишь при размерах тектонического блока более 40-60м.
В целом нарушенность верхней пачки на горизонтах -1050м и -1100м оценивается 100% как сильная, нижней на 30% как сильная, на 70% как средняя.
Нарушенность богатых руд на горизонте -1300м оценивается как 75% средняя, 25% сильная.
Нарушенность богатых руд на горизонте “прирезка” оценивается в панелях 14 и 15 как 100% сильная, в панелях 12-13: 50% сильной и 50% средней.
Нарушенность подстилающих метаморфизованных, перекрывающих метаморфизованных и интрузивных пород оценивается как сильная на 100% на всех горизонтах.
Северная Четвёртая залежь (С-4) залегает в виде линзы субширотного простирания, вытянутой до 1250 м, при ширине до 350 м. Площадь залежи 0,42 км2, максимальная мощность до 5,8 м, средняя 3,1 м. Падение рудного тела на северо-восток от 5 до 20 градусов. Глубина залегания от 1650 м до 1850 м.
Локализация залежи происходит в осадочно-метаморфических породах курейской свиты нижнего девона. Контакты пестроцветных аргиллитов с сульфидной богатой рудой чёткие, ослабленные хлоритом, серпентином, тальком. Минеральный состав залежи халькопирит-пирротиновый. Основная часть рудного тела (до 80%) сложена породами средней нарушенности. Руды сильной нарушенности будут вскрываться вблизи и в зонах интенсивной трещиноватости пород и тектонических нарушений. Между скважинами КЗ-1222 и СТ-2 предполагается крутопадающий сброс северо-западного простирания амплитудой до 60 м.
Северная Третья залежь (С-3) расположена в 500-700 м южнее Северной Четвёртой залежи и расположена параллельно последней в субширотном направлении. Длина залежи до 1200 м при ширине до 650 м. Площадь залежи до 0,78 км2, максимальная мощность 24,7 м, средняя 3,6 м. падение залежи северо-восточное 5-20 градусов. Глубина залегания от 1550 м до 1680 м. Подстилающими и перекрывающими породами залежи, также как и С-4, служат осадочно-метаморфические образования курейской свиты и только в районе скважин КЗ-1170 и КЗ-1321, где наблюдается корытообразное прогибание залежи (М-49), перекрывающими породами являются различные дифференциаты Талнахского интрузива. Контакты залежи с осадочно-метаморфическими породами чёткие, резкие, а с габбро-долеритами сложные. Кроме того, контакты ослаблены развитием хлорита, серпентина, талька. Породы кровли от слабой до сильной нарушенности (до 80% массива). Двумя тектоническими нарушения залежь разбита на три участка.
Северная Третья линза (С-3л) расположена в 600-650 м северо-восточнее С-3 и залегает на глубине от 1550 м до 1600 м.
С-3л представлена в плане эллипсовидным телом размером 650х300 м, занимает площадь 0,19 км2. Максимальная мощность залежи 11,1 м. Падение тела на северо-восток под углом 3-20°. Перекрывающими залежь породами являются различные дифференциалы рудоносной интрузии и только в районе скважин КЗ-1065 и КЗ-1077 они представлены осадочно-метаморфическими образованиями курейской свиты.
В почве залежи залегают пестроцветные аргиллиты, роговики курейской свиты нижнего девона.
По данным разведки с поверхности в районе скважин КЗ-1065 и КЗ-1077 выявлен сброс, падающий на юго-запад под углом 45° и амплитудой 50-60 м.
Основные характеристики рассматриваемых в настоящем Регламенте залежей приведены в табл. 1.
Таблица 1-Краткая характеристика залежей С-4, С-3, С-3л
Показатели Залежи
С-4 С-3 С-3л
Длина, м 1250 1200 до 650
Ширина, м 350 650 до 300
Площадь, км2 0,42 0,78 0,19
Средняя мощность, м 3,1 3,6 3,7
Уголы падения, ° 5-20 5-20 3-20
Абс. отметки почвы, м 1450-1650 1350-1480 1350-1400
Балансовые запасы руды, у.е. 6,3 9,5 2,3
Необходимо отметить, что ценность руд залежи С-4 примерно в 4 раза выше ценности руд залежи С-3.
Практически повсеместно над богатыми рудами распространены вкрапленные руды, находящиеся на балансе рудника и также подлежащие отработке. Выполненное в работе укрупненное технико-экономическое сравнение совместной и раздельной отработки богатых и вкрапленных руд на примере залежи С-2 показало экономическую целесообразность раздельного варианта.
Рисунок 1. Схема расположения шахтных полей смежных рудников
Рисунок 2. Геологическое строение месторождения
1.1.3. Физико-механические свойства руд и вмещающих пород
Вкрапленные руды и прожилково-вкрапленные в породах интрузии, представленные горизонтами пикритовых и такситовых и троктолитовых габбро-долеритов (реже оливиновых и контактовых). Они образуют практически единых горизонт пластообразной формы мощностью до 90 м, который в плане перекрывает сплошные руды. Границы этих руд обычно нерезкие. неровные и выделяются по результатам опробования. Прочность связи по ним различна, поскольку границы вкрапленных руд нередко ослаблены участками весьма сильной трещиноватости или хлоритовой зоной. Между вкрапленными рудами и нижележащими «медистыми» или сплошными рудами иногда присутствует безрудный «прослой» мощностью от 1-2 м до 15-25 м.
Вкрапленные и прожилково–вкрапленные в породах вмещающих интрузию, т.е. «медистые» руды , залегают в кровле богатых сульфидных руд и отделёны от почвы горизонтом вкрапленных руд. Это в основном орговикованные и скарнированные разности осадочных изверженных пород, различные метасоматиты – образуют тела сложных очертаний, находящихся как под сплошными рудами, так и над ними. Мощность их резко меняется, достигая в некоторых случаях 40 м. Контакты – нерезкие, неровные, прочные, лишь со сплошными рудами нередко они ослаблены присутствием хлорита или наличием зоны срыва контактов, представленной дроблеными сильно измененными породами.
Таблица 2 – Физико-механические свойства руд и пород
Наименование руд и пород Объемная плотность, т/м3 Коэффициент крепости Предел прочности при сжатии, МПа Предел прочности при растяжении, МПа
1. Халькопирит-пирротиновая руда 4,3 … 5,2 6 … 9 90 4
2. Пирротиновая руда 4,0 … 4,6 8 … 12 130 4,5
3.Приконтактная сплошная руда
3,9 … 4,4 6 … 8 55 –
4.Прожилково-вкрапленная руда
3,4 … 3,6 8 … 12 110 9,0
5. Рядовая вкрапленная руда 3,0 … 3,1 10 … 12 115 9,0
6. Роговики 2,6 … 2,9 10 … 14 130 –
7. Габбро-долерит такситовый 2,8 … 3,2 10 … 12 120 9,0
8. Габбро-долерит пикритовый 2,6 … 3,1 12 … 14 140 8,0
Вмещающие породы представлены ангидритами, мергелями, гипсом, алевролитами, аргиллитами, скарнами, габбро-долеритами и другими породами. Крепость их по шкале проф. Протодъяконова М.М. варьирует в широких пределах: от 4 до 19 (роговики по кварцево-полевым песчаникам). Объемный вес вмещающих пород – в пределах 2,95-3,1 т/м3 .
1.2. Анализ технологии отработки месторождения
Месторождение вскрыто семью вертикальными стволами и двумя откаточными горизонтами. На основной площадке расположены стволы: клетевой №3 (КС – 3), скиповой №3 (СС – 3); на вспомогательной – породозакладочный (ПЗС) и воздухоподающий (ВПС); вентиляционные стволы №5 и №6 (ВС – 5 и ВС – 6) расположены на северном фланге залежи. От вертикальных стволов залежь вскрыта горными выработками откаточных горизонтов – 1050 м и – 1300 м. Ствол ВС – 7 на стадии строительства.
При добыче руд для горно-геологических и горнотехнических условий части «Октябрьского» месторождения отрабатываемого рудником «Таймырский» применяются сплошная слоевая система разработки с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями в трех вариантах: с восходящим порядком отработки слоев, с нисходящим порядком отработки слоев и комбинированная. В 2005 году соотношение вариантов систем составляет: 18,4% – 46% – 35,6%.
Удельный объем подготовительных работ для всех систем составляет 73,2-128,4 м3/1000 т.
Выемочное поле в широтном направлении разбито на панели длиной 120м, в меридиональном направлении – лентами шириной 8м.
В зависимости от варианта системы разработки и мощности залежи потери и разубоживание соответственно составляют 1,5-2,0% и 9,5-14,3%.
Направление фронта очистных работ принято в проекте на восток от западной границы.
Исходя из горно-геологических условий и принципов сплошной слоевой системы разработки горизонтальными или слабонаклонными слоями, возможны три порядка выемки рудного тела по его мощности (три варианта системы):
-снизу вверх (восходящий порядок выемки);
-сверху вниз (нисходящий);
-сочетание первых двух (комбинированный).
Общим для всех вариантов является разделение рудного тела на выемочные участки (панели) с возможным независимым ведением работ на каждом из них.
а). Сущность восходящего порядка выемки слоёв состоит в том, что рудное тело в пределах панели разделяется на вертикальные полосы ( ленты), которые отрабатываются слоями снизу вверх, причём как правило между кровлей слоя и поверхностью закладки оставляют свободное так называемое технологическое пространство.
Восходящий порядок выемки слоёв может применяться при разработке слабо и средне нарушенных руд на глубинах до 800 м. Этот вариант может применяться и в том случае, если в отрабатываемой ленте встречаются изолированные участки сильно нарушенных руд длиной не более двукратной ширины ленты (очистной выработки).
Преимущества восходящего порядка выемки: сравнительно небольшая продолжительность развития работ в панели; возможность совмещения во времени в одной очистной выработке процессов бурения, погрузки и доставки руды; не высокие требования к прочности закладки, обнажённой только по борту очистной выработки; сравнительно простые схемы подготовки и проветривания.
Недостатки этого варианта: возможность применения до определённых пролётов и глубины разработки вследствие разрушения руды в борту очистной выработки и консольно-нависающем массиве; невозможность использования в сильно нарушенных рудах; сравнительно не высокая производительность панели из-за ограниченного числа одновременно действующих забоев.
Данную систему в курсовой работе рассматривать не будем из-за ограничения в применении (на глубинах до 800м).
б). Сущность нисходящего порядка выемки слоёв заключается в том, что рудное тело по мощности разделяют на горизонтальные (слабо наклонные) слои, которые отрабатывают заходками (одновременно или последовательно) независимо друг от друга с некоторым опережением верхними нижних (рис. 3). Нисходящий порядок выемки слоёв может применяться при разработке руд любой нарушенности, залегающих на любых глубинах.
Рисунок 3. Сплошная слоевая система разработки с нисходящим порядком выемки слоев
в). Сущность комбинированного порядка выемки слоёв заключается в том, что верхний подкровельный слой отрабатывают с опережением, а остальную часть рудного тела аналогично варианту с восходящим порядком выемки слоёв (рис. 4).
Рисунок 4. Сплошная слоевая система разработки с комбинированным порядком выемки слоев
Надработкой рудного тела верхним (подкровельным) слоем, расположенным как правило в наиболее нарушенных породах кровли и рудного тела, очистной забой разгружается от повышенного опорного давления, приводится в неудароопасное состояние призабойная часть сплошных руд и существенно уменьшается влияние прогиба на рудную консоль. За счет комбинированного порядка расширяется область применения технологии восходящей выемки, однако остаются недостатки этого варианта, кроме первого.
г). Камерные системы разработки (рис.5) применяются с целью увеличения производительности забойного рабочего и рудника в целом. Главное отличие камерно-целиковой системы от других систем заключается в строгой последовательности отработки камер и междукамерных рудных целиков, которые по существу являются в дальнейшем камерами второй, третьей и прочих очередей. Последовательность выемки камер и целиков наряду с обеспечением необходимой прочности закладочного массива является основным способом управления горным давлением. Горным давлением обычно управляют панельными и междукамерными рудными целиками, отрабатываемые после закладки всех камер.
Доля данной системы составляет 3% .
Рисунок 5. Камерно-целиковая система разработки с закладкой выработанного пространства
Во всех вышеизложенных вариантах системы применяется шпуровая и скважинная отбойка. Бурение шпуров и скважин осуществляется СБУ, доставка рудной массы ПДМ.
Выводы
При отработки ” Октябрьского” месторождения применяют:
1). Сплошные слоевые системы с твердеющей закладкой выработанного пространства:
– с нисходящим порядком выемки слоев;
– с комбинированном порядком выемки слоев.
2). Камерная система разработки с твердеющей закладкой выработанного пространства.
Все вышеприведенные системы применимы в конкретных горно–геологических и горно-технических условиях.
А). Сплошная слоевая с твердеющей закладкой выработанного пространства с нисходящим порядком выемки слоев применяется для отработки пологопадающих и горизонтальных месторождениях, залегающих на любых глубинах при рудах и породах средней устойчивости, любой нарушенности горного массива.
Б). Сплошная слоевая с твердеющей закладкой выработанного пространства с комбинированным порядком выемки слоев применяется при отработке слабо и сильно нарушенных руд, а также при сильно нарушенных и раздробленных породах кровли. Этот вариант можно также применять при разработке участков рудного тела, в нижней части которого (в разрезе) залегают слабо или средне нарушенные руды, а в верхней сильно нарушенные. В таком случае сильно нарушенные руды отрабатывают нисходящими слоями, а надработанные слабо или средне нарушенные – восходящими.
В). Камерная система разработки с твердеющей закладкой выработанного пространства применяют для отработки средней мощности и мощных полого падающих месторождений. Руды средней устойчивости, породы устойчивые.
Произведя анализ технологии отработки “Октябрьского” месторождения, формируются перспективные направления исследования. Необходимо определиться с технологией отработки, аспектами управления горным давлением, нормативной прочностью закладочного материала, конструкцией принятой системой разработки, а также оценить эффективность предлагаемой технологии.
Для того чтобы решить поставленные задачи, первой частью исследования нужно провести крупномасштабный анализ разработки месторождений с закладкой в целом. Следующей частью, необходимо выполнить конструирование вариантов систем разработки, где будет произведено обоснование подготовки и нарезки выемочной единицы, обоснование параметров закладки, отбойки, доставки, расчет ТЭП. Далее, выбрать системы для рационального применения в условиях Таймырского рудника.
2. Обобщение опыта и инноваций отработки месторождений в аналогичных условиях
2.1 Отечественный опыт отработки
Месторождение Талнахское:
Рудник «Комсомольский»
Талнахское месторождение полиметаллических руд связано с крупной дифференцированной интрузией габбро-долеритов. Пологопадающие рудные тела залегают на глубинах 110-1600 м. Требование первоочередной разработки высоко ценных сплошных руд с минимальными потерями и необходимость сохранения других типов руд для последующей выемки, а также сложные геологические и гидрогеологические условия предопределили управление горным давлением полной закладкой выработанного пространства твердеющими смесями. На глубине свыше 500 м очистную выемку ведут в основном вариантами сплошной слоевой системы разработки.
На руднике Комсомольский испытывалась камерно-слоевая система разработки (рисунок 6).
Рисунок 6. Вариант камерно-слоевой системы разработки с твердеющей закладкой
а – разрез по оси панели; б – план рудного тела (по почве); в – разрез по ширине панели; 1 – границы между очистными лентами; 2 – слои; штреки: 3 – транспортный, 4 – разрезной, 5 – слоевые, 6 – вентиляционный; 7 – свободное технологическое пространство; 8 – целик-камера; 9 – твердеющая закладка; 10 – транспортно-до-ставочный штрек; 11 – целик между заездами в камеру; 12 – буровой штрек; 13 – шпур с зарядом ВВ для разуплотнения почвы под целиком.
Залежь сплошных руд в пределах экспериментального участка имеет мощность 20-29 м. и залегает под углом 5-14°. Кровля сплошных руд представлена; преимущественно габбро-долеритами слабой и средней нарушенности, почва – известняками или роговиками средней и сильной нарушенности.
Ширина лент и временного целика – 8 м, подготовка панельная. Для обеспечения доступа самоходного оборудования в забой при отработке временного целика нижние и верхние слоевые выработки сохраняют в панельном целике, запасы которого предусмотрено извлекать посекционно с отставанием от основного фронта очистных работ.
Слои высотой 3,5-4 м. отбивали потолкоуступным забоем, крутонаклонными восходящими шпурами.
Для отработки временных целиков в них проходят буровой (у почвы) и вентиляционный (у кровли) штреки. Веерные комплекты скважин диаметром 56 мм. бурят установкой «Симба-312». Линия наименьшего сопротивления составляла 1,3 м, расстояние между концами скважин 1,6 м, удельный расход ВВ на отбойку 1,7 кг/м3, выход руды с 1 м скважины 1,35 м3. За один взрыв отбивали 3-5 тыс. т. руды, что обеспечивало работу погрузочно-транспортной машины в течение 6-10 смен.
Достаточно полного выпуска горной массы удалось добиться в результате оставления в днище камеры рудных откосов, которые в последующих секциях были заменены искусственными. Искусственный откос формировали в процессе опережающей отработки соседней ленты за счет расширения двух нижних слоев в границах целика и последующей их закладки твердеющей смесью.
Отбитую горную массу из камеры доставляют через погрузочные заезды и транспортные штреки к рудоспуску. Транспортные штреки проходят во временно оставляемом рудном слое соседней ленты. Кровлей транспортных штреков и заездов в камерах первых двух секций служила неармированная закладка, которая местами разрушалась.
Для заполнения выработанного пространства широко использовалась разнопрочная закладка. Так, первый слой над целиком с транспортным штреком заполнялся закладкой прочностью 6 МПа, остальное выработанное пространство спаренных лент – закладкой прочностью 2 МПа; выработанное пространство после выемки временного целика заполнялось закладкой прочностью 1-1,5 МПа.
Основные технико-экономические показатели: производительность фланга панели – 187% относительно слоевой системы; объем подготовительно-нарезных работ на 1000 т. добытой руды – 58 м3; трудоемкость работ на 1000 т. по забойной группе рабочих 39,3 т/чел.-смену.
Рудник «Таймырский»
Сплошной порядок отработки запасов руды
Подготовка камеры к очистной выемке, включает проходку нарезных выработок (разрезных штреков или ортов, отрезных восстающих). Днище камер проектировать преимущественно плоским с торцевыми и боковыми погрузочными заездами. Типовые технологические схемы с использованием ДУ ПДМ при сплошной камерной системе разработки показаны на рисунках 9.1 – 9.4. Рекомендуемые схемы отличаются расположением погрузочно-транспортных выработок и параметрами.
Фронт отработки при сплошной камерной системе разработки в плане, как правило, принимать ступенчатый – с опережением одной или группы камер относительно другой на шаг, кратный ширине камеры.
Рисунок 7. Сплошная камерная выемка с погрузочными заездами, располагаемые по нормали
Высоту вертикальных стенок камер принимать:
– в рудах слабой и средней нарушенности – до 25 м;
– в рудах сильной нарушенности – до 20 м.
Допускается увеличить высоту камер, для обеспечения необходимой устойчивости рудной стенки камеры ей придается наклон (заоткоска) в сторону рудного массива под углом 65–800:
– в рудах слабой и средней нарушенности – до 35 м;
– в рудах сильной нарушенности – до 25 м.
Рисунок 8. Сплошная камерная система с диагональными заездами
В разрезных камерах наклон (заоткоска) придается обоим рудным стенкам камеры под углом, зависящим от высоты камеры, таким образом, чтобы ширина кровли камеры соответствовала ширине камеры принятой проектом.
Ширину камер при породах кровли слабой и средней нарушенности принимать не более 12 м, при породах сильной нарушенности не более 8 м.
При отработке камер под искусственной кровлей (закладкой) их ширину принимать равной 8 м при нормативной прочности закладки в кровле не менее 4 МПа (40 кгс/cм2) и I0 м при нормативной прочности закладки не менее 5 МПа (50 кгс/см2).
Рекомендуются технологические схемы, позволяющие основной объем отбитой руды из камер (до 80 %) отгружать ПДМ в ручном управлении через торцевые и (или) боковые заезды в них, а остальной объем руды с погрузкой ее ДУ ПДМ непосредственно в открытом очистном пространстве или скреперной лебедкой.
Рисунок 9. Сплошная камерная система с диагональным расположением заездов и стенок камер
Временные целики между боковыми заездами в днище должны иметь размеры в плане не менее 3,0×12 м. Необходимость боковых погрузочных заездов определяется проектом (технологической схемой с использованием ДУ ПДМ).
Размеры камер в плане при выемке «вертикальными блоками» принимать не более чем 15×16 м по условию обеспечения устойчивости кровли.
Длина камер определяется технологическими соображениями и допустимым по устойчивости обнажений сроком ее отработки, который не должен превышать 6 месяцев в рудах слабой и средней нарушенности и 3 месяца в рудах сильной нарушенности. Максимальная длина камеры должна быть не более 60 м при отгрузке ее с одного торца.
Рисунок 10. Сплошная камерная система разработки «вертикальными блоками»
Нормативную прочность закладки в стенке камеры принимать, в соответствии с действующим РТПП-045-2004.
Увеличение высоты и ширины камер (очистных выработок) допускается не более чем на 2 м относительно проектной величины, если длина такого участка не превышает 15 м, а расстояние между участками – не менее 10 м.
Камерно-целиковый порядок отработки запасов руды
Выемка руды производится камерами с оставлением временных рудных, рудобетонных и бетонных целиков (камерно-целиковая схема). Конструктивные параметры камер и целиков выбирать с учетом нарушенности руд и пород, при этом ширина камер не должна превышать 12 м при средней нарушенности пород кровли и 8 м – при сильной нарушенности.
Выемку руды по камерно-целиковой схеме с использованием ДУ ПДМ (рисунок 11) рекомендуется применять для отработки участков залежи мощностью до 25 м при средней и сильной нарушенности руд и пород кровли.
Ширину камер и целиков необходимо выбирать с учетом нарушенности пород или нормативной прочности закладки в кровле, их длины и срока отработки. При этом ширина камер не должна превышать 12 м при средней нарушенности пород кровли и 8 м – при сильной нарушенности.
Ширина искусственного или рудо-бетонного целика между смежными одновременно отрабатываемыми камерами должна быть не менее двукратной ширины камеры.
Общая ширина зоны отработки по камерно-целиковой схеме на фланге панели не должна быть более 40 м.
Отработку запасов в панели предусматривать камерами длиной до 60 м ступенчатым в плане фронтом.
Технологические схемы выемки с использованием ДУ ПДМ для отработки временных рудных целиков (панельных и охранных), а также лент с пройденными в них подготовительными выработками (фланговые уклоны и транспортные штреки со слоевыми заездами) выбираются с учетом их размеров, нарушенности руд, геомеханических условий и существующей в зоне отработки сети подготовительных выработок.
При рекомендуемых технологических схемах выемки, руда отбивается вертикальными, наклонными и горизонтальными слоями с помощью веерных или параллельных скважин, пробуренных из выработок в почве и кровле камеры (заходки).
Порядок взрывания вееров скважин в камерах должен обеспечивать формирование навала руды в зоне, доступной для погрузки руды ПДМ (у торцовых и боковых заездов).
Схемы проветривания при очистной выемке с ДУ ПДМ с дизельным приводом аналогичны технологическим схемам, предусматривающим отгрузку всей отбитой руды ПДМ в ручном режиме управления.
Рисунок 11. Камерно-целиковый порядок выемки с диагональным расположением камер
Таблица 3 – Технологические схемы и средства механизации при камерной системе разработки
Технологические схемы Средства механизации
Осмотр и оборка обнажений Бурение Погрузка и доставка
Подготовительные и нарезные выработки
1. Проходка панельных (слоевых) ортов, штреков, транспортных уклонов
2. Проходка верхних буровых штреков с
последующим расширением
2.1. Проходка штреков (ортов)
2.2. Расширение штреков (ортов)
Ютилифт
Ютилифт
-//-
-//-
Бумер-282Н
Бумер-282Н
-//-
-//-
SТ-5, SТ-6
SТ-5, SТ-6
-//-
-//-
Отработка камер
1. Восстающими или нисходящими параллельными (веерными) скважинами
2. Вертикальными, наклонными шпурами
Соло 1020 Симба-254Н Бумер-L2Д
SТ-8, SТ-12
-//-
Рудник «Маяк»
Для отработки участков месторождения в поле рудника Маяк применяется камерно-целиковая система с последующей закладкой выработанного пространства твердеющей смесью. Очистная выемка ведется панелями шириной 40-45 м. в зависимости от принятых размеров панельного целика (15-20 м). Ширина камер и междукамерных целиков составляет 8 м. Очистное пространство при отработке камер поддерживается временно оставляемыми рудными целиками. Ко времени выемки целиков выработанное очистное пространство камер заполняется твердеющей смесью. Кровля очистных камер поддерживается железобетонными штангами в комбинации с набрызгбетоном.
За время эксплуатации месторождения на руднике «Маяк» было испытано 9 вариантов камерно-целиковой системы. Наиболее эффективным для условий рудника «Маяк» оказался вариант камерно-целиковой системы с предварительным сооружением бетонного днища. Начиная с 1970 г. этот вариант применяется для выемки панелей мощностью 20-40 м. В 1973 г. на руднике «Маяк» удельный вес добычи руды вариантом с бетонным (искусственным) днищем составил 20%, с рудным днищем – 40% и вариантом с рудными откосами – 40%.
На рисунке 12 приведен вариант отработки междукамерных целиков с образованием рудной траншеи.
Рисунок 12. Вариант отработки междукамерных целиков с образованием рудной траншеи
1 – отрезной восстающий; 2 – подсечка отрезной щели; 3 – закладка; 4 – железобетонные штанги; 5 – веер скважин; 6 – ходовой восстающий.
На рисунке 13 вариант камерно-целиковой системы с отбойкой руды из подэтажных выработок на искусственное днище.
Рисунок 13. Вариант камерно-целиковой системы с отбойкой руды из подэтажных выработок на искусственное днище
1 – твердеющая закладка; к – камера; ц – целик.
На основании проведенных, на комбинате исследований и технико-экономических расчетов был выбран состав закладочной смеси при следующем расходе материалов на 1 м3: вяжущее – 600 кг, в том числе цемент М-300-100-120 кг, ангидрит молотый – 180 – 220 кг, гранулированный шлак рудно-термических печей никелевого завода – 280 – 320 кг; заполнитель – 1380 – 1400 кг, в том числе искусственный песок крупностью 0-5 мм – 800 кг, щебень крупностью 5-30 мм – 600 кг.
Месторождение Джезказганское. Рудник «Джезказганский»
Джезказганское месторождение представлено перемежающимися слоями серых (рудных) и краоноцветннх песчаников, аргиллитов и алевролитов.
Рудные залежи имеют пластообразную форму: мощность рудных тел изменяется в широких пределах – от долей метра до 25-30 м, более 90% всей рудной толщи имеет пологое залегание с углом падения от 0 до 5-10°. Руды и вмещающие породы устойчивы, коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова 6-14.
Джезказганское месторождение отрабатывается камерно-столбовой системой. Данная технология отработки связана со значительными потерями руды (до 19-25%) и опасностью из-за трудности контроля за отслоением и падением кусков породы при большой высоте камер. Поэтому для условий Джезказганского месторождения предложена система со сплошной выемкой руды и закладкой выработанного пространства твердеющими смесями (рисунок 14).
Рисунок 14. Система разработки со сплошной выемкой руды и закладкой выработанного пространства твердеющими смесями
Особенностью системы является выемка руды вертикальными вытянутыми по всему фронту очистных работ слоями 1 на всю мощность залежи после проходки верхних и нижних горизонтальных подсечных выработок 2. Слои делятся на секции (камеры) 3, расположенные длинной стороной по фронту очистных работ. Руда отбивается взрыванием вертикальных скважин 4, пробуриваемых с верхней подсечки на отрезную щель 5. При ведении взрывных работ для предохранения разрушения закладки соседней камеры оставляется рудная корка 6, которая по мере обнажения обрушается от сейсмического воздействия взрывов. Руда выпускается на нижнюю подсечку через щель 7 из-под рудного козырька 8, который отрабатывается по мере выпуска руды из слоя.
Отбитая руда грузится и доставляется самоходными погрузочно-доставочными машинами по подсечной выработке и панельному штреку 9 в рудоспуск. Оставляемые для поддержания кровли подсечек ленточные целики 10 при дополнительной установке щитов или перемычек из отбитой руды 11 изолируют отрабатываемый слой для последующей его закладки твердеющим материалом 12. В качестве закладочного материала могут быть использованы малопрочные твердеющие смеси – хвосты обогащения или дробленый материал с добавками глины, молотых шлаков, извести или цемента. Закладочный материал транспортируется по трубам 13, прокладываемым с поверхности в скважине, и далее по верхней подсечке.
Для организации непрерывного процесса добычи отрабатываемый участок делится на четыре секции 14. Как правило, в одной из секций осуществляются бурение и отбойка руды, во второй – выпуск, в третьей – закладочные работы, а в четвертой – работы не ведутся: в ней набирает прочность твердеющая закладка. Время одного цикла при выемке руды в трех секциях, соответствующее времени твердения закладки, зависит от мощности залежи, ширины вынимаемого слоя и колеблется от 1 до 3 месяцев.
Технико-экономические показатели: объём горноподготовительных и нарезных работ – 68 м3/1000 т; потери руды – 5 – 8,5%; разубоживание – 3 – 5%; производительность труда – 24 т/чел-смену.
Вариант системы разработки с закладкой и торцевым, выпуском руды (рисунок 15).
Рисунок 15. Вариант системы разработки с закладкой и торцевым выпуском руды.
Панель шириной 150 м, длиной 150-200 м подготавливается двумя панельными штреками сечением 16,8 м2 – откаточным I и откаточно-вентиляционным 2 (пройден по почве залежи), которые соединены между собой транспортно-буровыми ортами 3 через каждые 15 м. Опытная панель по длине делится на заходки длиной 30 м, шириной 6-10 м, которые располагают в шахматном порядке с целью предотвращения попадания закладки из отработанной и закладываемой заходки в работающую. Транспортно-буровые орты сбиваются между собой транспортно-вентиляционными сбойками 4. В начале каждой заходки проходится отрезной восстающий 5 сечением 5 м2, от которого образуется отрезная щель для отбойки руды скважинами.
Для закладки выработанного пространства в зависимости от угла падения рудного тела над одним из панельных откаточных штреков в кровле залежи проходят закладочный штрек 6 и из него через каждые 60 м по границам смежных заходок – закладочные орты 7. Скважины диаметром 52 мм бурят станками типа СБУ-70, расстояние между веерами скважин 1,3-1,5 м. Руда отбивается вертикальными слоями. Для погрузки руды используют погрузочные машины ПНБ-4 с дистанционным управлением, а для транспортировки – дизельные автосамосвалы МоАЗ. Закладка выработанного пространства ведется отдельными секциями, ширина которых равна шагу отбойки и выпуска руды, т.е. 6-10 м. Закладочный материал – хвосты обогащения (14-00 кг на 1 м3 закладки) и цемент (300 кг на 1 м3 закладки) – подается с поверхности с помощью самотёчно-пневматического транспорта по трубопроводам диаметром 159 мм, проложенным в выработках. Прочность закладки на одноосное сжатие 40-60 кгс/см2.
Вариант системы разработки с закладкой по схеме камера-целик, отбойкой руды глубокими скважинами и выпуском ее на орты вторичных камер. Этим вариантом системы отрабатываются залежи мощностью от 18 м до 30-40 м (рисунок 16).
Рисунок 16. Камерно-целиковая система разработки с закладкой и выпуском руды на орты вторичных камер.
Участок рудной залежи в пределах панели шириной 120-150 м, длиной 200-250 м разбивают на первичные и вторичные камеры шириной 15,5-16,0 м. Вначале отрабатывают первичные камеры, которые затем заполняют твердеющей закладкой прочностью 40-60 кгс/см2. После того, как закладка приобретет необходимую прочность (в течение 6 мес), начинают очистную выемку во вторичных камерах. Вторичные камеры после отработки заполняют твердеющей или гидравлической закладкой.
Подготовка панели заключается в проходке транспортно-бурового горизонта по почве залежи. Пройденные по контуру панели откаточный штрек 1 сечением 18,2 м2 и вентиляционный штрек 2 сечением 16,8 м2 сбивают между собой транспортно-погрузочными 3 и буровыми ортами 4 сечением 16,8 м2. Транспортно-погрузочные орты проходят по оси вторичных, буровые – по оси первичных камер. Из транспортно-погрузочных ортов через 15 м в шахматном порядке под углом 45° к орту проходят погрузочные заезды 5 сечением 12,2 м2.
Первичные камеры по высоте в зависимости от мощности рудного тела разбивают на 2-3 слоя (подэтажа) с целью уменьшения длины скважин. Высота слоя 10-15 м. По границе слоев в центре первичных камер проходят буровые орты 4 сечением 16,8 м2. Транспортно-буровой и буровой горизонты соединяют съездами для самоходных машин.
В породах кровли залежи проходят закладочный горизонт. Закладочные штреки 6 сечением 6,4 м2 сбивают с первичными камерами восстающими 7 сечением 5 м2. В конце панели с вентиляционного штрека проходят вентиляционный восстающий 8 сечением 10 м2, которым сбиваются транспортно-буровой, буровой и закладочный горизонты. Отработку первичных камер начинают с образования отрезной щели путем взрывания вертикальных скважин на отрезной восстающий 9 сечением 6,7 м2. После образования отрезной щели руду отбивают взрыванием вееров скважин диаметром 52 мм, расстояние между веерами 1,3-1,5 м. Руду выпускают в погрузочные заезды и грузят погрузочными машинами ПНБ-4 в автосамосвалы. Вторичные камеры отрабатывают после закладки первичных и по высоте делят на 2-3 слоя. Нижний слой по мощности должен быть таким, чтобы обеспечить шпуровую отбойку при его отработке (4-5м). Остальные слои отрабатывают путем скважинной отбойки, высота их 10-15 м.
По границам слоев в середине вторичных камер проходят буровые орты 10 сечением 16,8м2. Отработку этих камер начинают с образования отрезной щели взрыванием вертикальных скважин на отрезной восстающий сечением 6,7 м2. Одновременно отрабатывают второй и третий слои, причем верхний опережает нижний на расстояние разлета руды при взрывании вееров скважин. Избыток руды выпускают в буровые орты и грузят в автосамосвалы. Остальная руда накапливается на первом слое, который отрабатывается наклонными слоями толщиной 1,5-2,0 м.
Для бурения скважин используют самоходную буровую установку типа СБУ-70, погрузку отбитой руды производят погрузочными машинами ПНБ-4 с дистанционным управлением, транспортировку руды автосамосвалами МоАЗ.
Вариант системы разработки с закладкой по схеме “камера-целик” с выемкой первичных камер обычным способом и использованием самоходного оборудования. Данным вариантом отрабатываются залежи мощностью более 16 м. Панель шириной 120-150 м по длине (до 300 м) делят на первичные и вторичные камеры шириной 15 м. Порядок отработки вторичных камер такой же, как при предыдущем варианте. Подготовка панели заключается в проходке по ее границам в кровле и почве рудной залежи откаточных штреков 1 сечением 18,2 м2 и сборного вентиляционного штрека 2 сечением 16,8 м2 (рисунок 17).
Рисунок 17. Камерно-целиковая система разработки с закладкой.
Пройденные в кровле штреки сбиваются между собой вентиляционными ортами 3 сечением 16,8 м2, расположенными по оси первичных камер. Отработку первичных камер начинают с раскоски вентиляционного орта с помощью шпуров и образования камеры (верхней подсечки) высотой 7 м. После выемки верхней подсечки осуществляют почвоуступную выемку оставшихся запасов.
При мощности рудного тела более 20 м запасы в камере отрабатывают, оставляя промежуточный рудный “мост” толщиной 6 м. Место заложения “моста” определяется высотой выработанного пространства над или под ним, т.е. “мост” оставляют в таком месте, чтобы высота камеры над или под ним не превышала 18 м и позволяла использовать для осмотра и оборки кровли самоходные полки СП-18А. “Мост” отрабатывают после заполнения выработанного пространства под “мостом” твердеющей закладкой и приобретения ею необходимой прочности.
При отработке первичных камер используют то же оборудование, что и при панельно-столбовой системе разработки, т.е. буровые установки типа ЗШ-5Д, экскаваторы ЭП-1, автосамосвалы МоАЗ. Подготовку и отработку вторичных камер осуществляют по той же схеме, что и при камерной системе с закладкой, с отбойкой руды глубокими скважинами и выпуском ее на орты вторичных камер.
Текелийский рудник
При мощности рудного тела более 15 м применяют применяют камерно-целиковые системы разработки с расположением камер вкрест простирания с отбойкой руды из подэтажных или этажных ортов с последующей закладкой выработанного пространства твердеющими смесями.
Руду отбивают взрыванием веерных комплектов скважин, пробуриваемых из подэтажных ортов. Диаметр скважин 105 мм, длина до 15 м при высоте подэтажа 10 м. расстояние между рядами скважин 2,5 м и между скважинами в ряду – до 3 м. Отбитую руду выпускают через дучки в скреперные орты и доставляют к рудоспускам.
Перед заполнением камер твердеющей закладочной смесью в нишах дучек возводят изолирующие перемычки. В камеры 3 – 4 очередей, заполняют в основном гидрозакладкой, при заполнении днища до высоты 7 м подают бетон и лишь остальную часть закладывают гидрозакладкой. Это способствует предотвращению прорывов гидрозакладки в нижележащие камеры при их отработке.
Камеры нижележащего этажа по отношению к камерам вышележащего этажа смещают на половину их ширины с целью уменьшения потерь руды и снижения разубоживания ее закладочным материалом. На две смежные камеры проводят один орт скреперования.
Система разработки бетонной и гидравлической закладкой представлена на рисунке 18.
Рисунок 18. Система с бетонной гидравлической закладкой на Текелийском руднике
Южно-Белозерское месторождение
Южно-Белозерское месторождение состоит из трех пластообразных залежей мощностью от 10 до 115 м. Залежи разведаны на глубину 1000 м.Балансовые запасы составляют 194 млн.т. Около 60% запасов содержат 63% железа. Крепость руды изменяется от 2-5 до 4-8. Вмещающие породы представлены железисными кварцитами и сланцами с крепостью от 5-12.
Необходимость выемки высококачественной руды с минимальными потерями и разубоживанием послужила причиной применения системы разработки с закладкой выработанного пространства.
Южное крыло месторождения отрабатывали этажно-камерной системой. Камеры высотой 80 м, шириной 15 м и длиной 50 м располагали длинной стороной вкрест простирания. Часть камеры разбивали на подэтажи высотой 40 м.
Отрезную щель разделывали взрыванием вертикальных глубоких скважин на отрезной восстающий, пройденный по средине блока. На полученное таким образом компенсационное пространство в один-два приема отбивали все запасы руды камеры. Одновременное обрушение исключало вредное влияние частых взрывов, неизбежных при послойной отбойке, на устойчивость кровли и бортов камеры, особенно со стороны закладочных массивов в соседних блоках.
Отбитую руду выпускают из камер с помощью вибрационных установок ВВДР-5.
Этажно-камерный вариант смотри рисунок 19.
Рисунок 19. Этажно-камерная система разработки с твердеющей закладкой
Северо-Уральский бокситовый рудник
Сложность разработки месторождения СУБР определяется гидрогеологическими и горнотехническими условиями, не имеющими аналогов в отечественной практике. Высокая обводненность, резко изменяющаяся мощность рудных тел по падению и простиранию, наличие безрудных участков, тектонические нарушения, местами неустойчивая кровля предопределяют разработку месторождения с закладкой выработанного пространства.
Поэтому при переходе на глубокие горизонты сделана ориентация на применение камерно-целиковой системы разработки с твердеющей закладкой со сплошным порядком выемки вместо камерно-столбовой системы, широко распространенной в начальный период эксплуатации месторождения.
При выемке залежей мощностью до 6-8 м и с углом падения 25-30° возможен вариант камерно-целиковой системы с мелкошпуровой отбойкой и скреперной доставкой руды (рисунок 20).
Рисунок 20. Камерно-целиковая система разработки с закладкой на СУБРе
1 – восстающий; 2 – закладка; 3 – блоковый восстающий; 4 – шпуры; 5 – перемычка; 6 – скреперная установка.
Залежь разделяется на камеры первой и второй очереди шириной 6-9 м в зависимости от устойчивости кровли. Сначала проходится восстающий и производится выемка подсечного слоя первичных камер высотой 2,5 м. Кровля закрепляется штангами длиной по 1,8 м, устанавливаемыми по сетке 1х1 м. Отбитая руда скреперуется в доставочный штрек и затем транспортируется другой скреперной установкой, либо пневматическими ПДМ.
Затем приступают к выемке оставшейся части руды. После полной выемки первичных камер устанавливаются деревянные перемычки, и выработанное пространство заполняется с верхнего горизонта твердеющей закладкой прочностью (через три месяца) от 3,5-4 до 5-6 МПа.
Аналогичным образом отрабатываются камеры второй очереди, причем здесь очистное пространство не закладывается.
Залежи разбиваются на панели длиной 120-180 м и подготавливаются двумя полевыми штреками, пройденными в 6 м друг от друга по высоте.
Закладочная смесь состоит из молотых титаномагнетитовых или никелевых шлаков с добавкой цемента, известнякового щебня крупностью менее 20 мм и воды.
Производительность труда забойного рабочего по системе составляет 25-27 т руды в смену.
2.2 Зарубежный опыт
Месторождение Салливан. Рудник Салливан.
Средняя мощность рудного тела 24 м., максимальная 90 м. угол падения от 0 до 40° в верхней части и от 20 до 45° – в нижней. Породы висячего бока представлены устойчивыми кварцитами, лежачего бока – конгломератами. Рудный массив устойчив.
На участках с углом падения от 10 до 40° применяют камерную систему разработки с закладкой с отбойкой руды глубокими скважинами, с разделкой днища по всему лежачему боку и расположением скреперных штреков по простиранию (рисунок 21).
Рисунок 21. Камерно-целиковая система разработки с закладкой
Отбитая руда доставляется в пальцевые рудоспуски с двух сторон. Под камерой нарезают два выпускных отверстия, разделенные целиком. Из воронок проходят буровые восстающие и небольшие заходки. Взрывные скважины бурят под углом 40-50° при веерном их расположении.
Производительность труда 70 т/смену.
Для закладки пустот применяется порода из подготовительных забоев, так же на участках, где обрушение пород кровли нецелесообразно вследствие опасности воздушных ударов или других причин применяется закладка гравием с примесью глины. Для цементации закладки добавляют хвосты флотации с содержанием 5% железа и небольшого количества извести. Окисление сульфидов цементирует закладку в течение 12-18 месяцев до прочности 2530 кг/см2. Порода, содержащая куски крупностью – 38 мм. с добавлением 7% железистых хвостов и 2,5% воды, цементируется приблизительно в течение шести месяцев.
Рудник Керетти (Финляндия) и Циновец-Жих (ЧССР)
Рудник Керетти является одним из самых старых и крупных рудников компании «Оутокумпу Ой». Его годовая производительность равна 0,47 млн. т. Длина рудного тела достигает 4 км. Мощность доходит до 40 м и составляет в среднем 8 м. Угол падения равен 15—45°. Руда содержит медь, цинк, железо, серу, золото, серебро, кобальт, никель.
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 6×3,5 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: 4×4,5. 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; σ- предел прочности на одноосное сжатие, σ = 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: ρ- плотность руды, ρ = 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. σп = 0,83МПа, σсж = 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=Кк H, 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·ΣМ,
где ΣМ – мощность машин работающей в блоке (2 ПДМ), ΣМ = 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 41059776,29
Сплошная камерная система с плоским днищем 43993618,92
Камерно – целиковая система с плоским днищем + целики 43756169,05
Таблица 8 – Затраты на энергию
Потребители Норма расхода, ед/ч Время выполнения работ, ч Суммарный расход Цена, руб/ед Сумма расходов, руб.
Сжатый воздух
Заряжание (Чармек):
Сплошная камерна система с траншейным днищем 480 10365,2 4975292 0,4 1990116,9
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 480 3845,0 1845582 0,4 738232,7
Сплошная камерна система с плоским днищем 480 12212,0 5861756 0,4 2344702,5
Камерно-целиковая система с плоским днищем 480 2657,7 1275679 0,4 510271,5
Междукамерные целики второго варианта 480 2916 1399680 0,4 559872,0
Междукамерные целики четвертого варианта 480 5391 2587853 0,4 1035141,1
Электроэнергия
Буровая машина (Solo):
Сплошная камерна система с траншейным днищем 58 10365 601181,1 0,9 541063,0
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 58 7712 447319,6 0,9 402587,6
Сплошная камерна система с плоским днищем 58 9272 537779,9 0,9 484001,9
Камерно-целиковая система с плоским днищем 58 2018 117035,6 0,9 105332,1
Междукамерные целики второго варианта 58 4428 256824 0,9 231141,6
Междукамерные целики четвертого варианта 58 8187 474839 0,9 427355,1
Вода
Буровая машина (Solo):
Сплошная камерна система с траншейным днищем 600 10365 6219115 0,5 3109557,6
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 600 7712 4627444 0,5 2313722
Сплошная камерна система с плоским днищем 600 9272 5563241 0,5 2781620,4
Камерно-целиковая система с плоским днищем 600 2018 1210714 0,5 605356,8
Междукамерные целики второго варианта 600 4428 2656800 0,5 1328400
Междукамерные целики четвертого варианта 600 8187 4912128 0,5 2456064
Топливо
Доставочная машина (ST-8BR):
Сплошная камерна система с траншейным днищем 25 20791 519775 18,9 9823747,5
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 25 7712 192810,2 18,9 3644112
Сплошная камерна система с плоским днищем 25 21675 541871,3 18,9 10241366,6
Камерно-целиковая система с плоским днищем 25 5331 133271,7 18,9 2518835,5
Междукамерные целики второго варианта 25 11698 292452,5 18,9 5527352,3
Междукамерные целики четвертого варианта 25 21629 540712,5 18,9 10219466,3
ИТОГО:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 15464484,99
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 7098654,14
Сплошная камерна система с плоским днищем 15851691,44
Камерно-целиковая система с плоским днищем 3739795,86
Междукамерные целики второго варианта 7646765,85
Междукамерные целики четвертого варианта 14138026,51
Прочие неучтенные 5%
Сплошная камерна система с траншейным днищем 773224,25
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 354932,71
Сплошная камерна система с плоским днищем 792584,57
Камерно-целиковая система с плоским днищем 186989,79
Междукамерные целики второго варианта 382338,29
Междукамерные целики четвертого варианта 706901,33
ВСЕГО:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 16237709,24
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 15482690,99
Сплошная камерна система с плоским днищем 16644276,01
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 18771713,48
Таблица 9 – Амортизационные отчисления
Наименование оборудования Количество единиц, шт. Стоимость единицы, руб Общая сумма затрат на оборудование, руб Годовая норма амортизации, % Время работы оборудования, год Сумма амортизационных отчислений, руб
Бурение скважин Solo:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 2 16301125 32602250 20 0,9 5857885,94
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 4 16301125 65204500 20 0,3 4345958,83
Сплошная камерна система с плоским днищем 2 16301125 32602250 20 1,1 6901604,54
Камерно-целиковая система с плоским днищем 4 16301125 65204500 20 0,2 3003956,43
Междукамерные целики второго варианта 1 16301125 16301125 20 0,5 1647976,75
Междукамерные целики четвертого варианта 1 16301125 16301125 20 0,9 3046925,90
Доставка руды ST-8BR:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 2 17370353 34740706 20 2,4 16490731,01
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 4 17370353 69481412 20 0,9 12234449,23
Сплошная камерна система с плоским днищем 2 17370353 34740706 20 2,5 17191771,49
Камерно-целиковая система с плоским днищем 4 17370353 69481412 20 0,6 8456536,25
Междукамерные целики второго варианта 1 17370353 17370353 20 1,3 4639272,29
Междукамерные целики четвертого варианта 1 17370353 17370353 20 2,5 8577504,11
Заряжание скважин Чармек:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 1 8292133 8292133 20 1,2 1962318,51
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 2 8292133 16584266 20 0,4 1455841,84
Сплошная камерна система с плоским днищем 1 8292133 8292133 20 1,4 2311951,18
Камерно-целиковая система с плоским днищем 2 8292133 16584266 20 0,3 1006287,82
Междукамерные целики второго варианта 1 8292133 8292133 20 0,3 552051,59
Междукамерные целики четвертого варианта 1 8292133 8292133 20 0,6 1020682,06
ИТОГО:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 24310935,46
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 18036249,89
Сплошная камерна система с плоским днищем 26405327,22
Камерно-целиковая система с плоским днищем 12466780,51
Междукамерные целики второго варианта 6839300,63
Междукамерные целики четвертого варианта 12645112,06
Прочие неучтенные 5%:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 1215546,77
Камерно-целиковая система с траншейным днищем 901812,49
Сплошная камерна система с плоским днищем 1320266,36
Камерно-целиковая система с плоским днищем 623339,03
Междукамерные целики второго варианта 341965,03
Междукамерные целики четвертого варианта 632255,60
Всего:
Сплошная камерна система с траншейным днищем 25526482,23
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 26119328,04
Сплошная камерна система с плоским днищем 27725593,58
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 145367487,19
Таблица 10 – Калькуляция прямых затрат по системе разработки
Статья затрат Всего
% рублей
1. Вспомогательные материалы:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 39,72 39781352,13
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 36,4 41059776,29
Сплошная камерная система с плоским днищем 39,69 43993618,92
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 18,77 43756169,05
2. Энергия на технологические цели:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 16,21 16237709,24
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 13,73 15482690,99
Сплошная камерная система с плоским днищем 16,94 18771713,48
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 8,05 18771713,48
3. Основная заработная плата:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 14,75 14770514,49
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 21,17 23869906,77
Сплошная камерная система с плоским днищем 14,57 16153236,96
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 8,6 20065356,53
4. Амортизационные отчисления:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 25,49 25526482,23
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 23,17 26119328,04
Сплошная камерная система с плоским днищем 25,01 27725593,58
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 62,34 145367487,19
5. Единый социальный налог, 26%
Сплошная камерная система с траншейным днищем 3,83 3840333,768
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 5,50 6206175,76
Сплошная камерная система с плоским днищем 3,79 4199841,611
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 2,24 5216992,698
Итого по собственно очистным работам:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 100,00 100156391,86
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 100,00 112737877,84
Сплошная камерная система с плоским днищем 100,00 110844004,56
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 100,00 233177718,95
Затраты на нарезные выработки:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 267455031,8
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 250545921,5
Сплошная камерная система с плоским днищем 232391271,8
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 236624023,0
Затраты на подготовительные выработки:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 11735930,70
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 11735930,70
Сплошная камерная система с плоским днищем 11735930,70
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 11735930,70
Всего затрат на панель:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 379347354,40
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 375019730,02
Сплошная камерная система с плоским днищем 354971207,10
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 481537672,61
Себестоимость закладки для всех систем, руб/т: 214
Себестоимость по системе, руб/т:
Сплошная камерная система с траншейным днищем 362,16
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 360,47
Сплошная камерная система с плоским днищем 352,64
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 402,08
Прибыль по системе с одной тонны погашаемых запасов:
Пр = с∙Ц∙u∙кн – С∙кн/кк, руб/т,
Таблица 11 – Прибыль с одной тонны погашаемых запасов
Сплошная камерная система с траншейным днищем 3498,97
Камерно-целиковая система с траншейным днищем + целики 3500,71
Сплошная камерная система с плоским днищем 3508,79
Камерно-целиковая система с плоским днищем + целики 3457,79
Нашли опечатку? Выделите и нажмите CTRL+Enter
