Файл: Электроснабжение подземного горизонта в условиях Расвумчоррского рудника кф ао апатит.docx
ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 23.11.2023
Просмотров: 198
Скачиваний: 5
ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.
Совокупность перечисленных особенностей апатит-нефелиновых месторождений предопределили наличие всех форм горных ударов (удара, микроудары, толчки, разрушение выработок) и предшествовавших им форм разрушения горных пород в виде интенсивности заколооброзования и шелушения по контуру выработок и целиков.
Наличие удароопасности и связанных с ним явлений уже в настоящее время создало целый ряд проблем, негативно влияющих на производство горных работ. Основными из них являются:
а) увеличение опасности производства горных работ;
б) увеличение трудоемкости добычи руды в связи с необходимостью увеличения объемов крепления и дополнительными работами по проведению выработок в неудароопасное состояние;
в) случаи разрушения выработок днища блоков, приводящие к недоработке запасов и к сверхнормативным потерям руды;
Помимо мероприятий, непосредственно направленных на снижение удароопасности, одним из наиболее эффективных способов является увеличение интенсивности отработки запасов, при которой уменьшаются сроки отработки горизонтов и, тем самым, облегчаются условия поддержания подготовительно-нарезных выработок и днищ блоков.
На вновь вскрываемых горизонтах проведенными исследованиями прогнозируется увеличение напряжённого состояния массива и проявлений горного давления, а следовательно и перечисленных выше негативных факторов при отработке запасов.
В этих условиях применение традиционного порядка отработки системы разработки не обеспечивает безопасного и интенсивного производства горных работ на вновь вскрываемых горизонтах, а со временем, по мере ухудшения условий разработки, не могу быть обеспечены и достигнутые в настоящее время технико-экономические показатели.
Следовательно, проектируемая для новых горизонтов технология добычи должна удовлетворять двум основным требованиям;
а) порядок отработки и конструкция системы разработки должна содействовать разгрузке напряжённого состояния массива или, по крайней мере не создавать условий для увеличения напряжённого состояния;
б) для интенсификации добычи конструкция системы разработки должна быть ориентирована на техническое перевооружение с целью внедрения высокопроизводительного оборудования.
Вывод: в наибольшей степени указанным требованиям соответствует система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды. Эта система успешно прошла испытания на рудниках АО «АПАТИТ» и стала, широко применятся в настоящее время для отработки новых нижележащих горизонтов и доработки треугольников лежачего бока на действующих горизонтах.
2.3 Расчет запасов, потерь и разубоживания в блоке по отдельным элементам и видам работ.
До начала очистной выемке на блоке должны быть пройдены:
- на откаточном горизонте +470м: откаточный орт 16Ц; СОШ 1, СОШ 3 до
Р16+25Ц;
- на 2-ом буродоставочном горизонте отм.+520м.: ВТО 28, ВТО 29 на всю длину; ВТШ 21, БДШ 212, 213, 214, 215 до Р 16+40Ц; БДШ 211 до сбойки с ВВ1/16Ц; засечки на БДШ 29 и БДШ 210;
- вертикальные выработки: рудоспуск РС1/17Ц, вентиляционный восстающий ВВ1/16Ц.
Для расчета эксплуатационных запасов руды в блоке, средних значений коэффициентов извлечения и разубоживания необходимо определить их по отдельным элементам и видам работ: подготовительным, нарезным, очистным и при выемке целиков.
Значения коэффициентов извлечения и разубоживания зависят от вида работ, от условий и системы разработки. Обычно они принимаются по практическим или нормативным данным.
По графической документации (планам и разрезам), и известной плотности руды в массиве блока (участка), определяются балансовые запасы руды (Qбал.) проектируемого блока (участка).
Расчеты запасов, потерь и разубоживания руды в блоке по отдельным
элементам и видам работ сводятся в таблице 6. По ее данным определяются средние значения коэффициентов извлечения и разубоживания.
Удельный расход подготовительно-нарезных работ в блоке:
Удельный расход подготовительно-нарезных работ в блоке:
Где: Vп.н. – объем подготовительно-нарезных работ, м3 ;
Qбал. – балансовые запасы блока, тыс.т. Коэффициент подготовки блока:
Где: Lп.н. – протяженность подготовительно-нарезных выработок по блоку, м.
Балансовые запасы руды, приходящиеся на очистные работы:
Qоч=Qбал.-Qп.н=1549800-46538,4=1503261,6 тыс.т
Коэффициент извлечения:
Ки = 1 – П=1-0,17=0,83, дол.ед. (10) [9,92]
Где: П – потери руды по блоку, %
Извлекаемые запасы:
Qи=Qбал*Kи=1549800*0,83=1286334 тыс.т
Эксплуатационные запасы руды (количество добытой рудной массы):
Qэк.зап.(р.м.)=Qи/(1-P)= 1286334/(1-0,15) = 1513334
Коэффициент разубоживания:
Ки = 1 – Р = 1-0,15 = 0,85 , дол.ед. (13) [9,92]
Где: Р - разубоживание по блоку, дол.ед.
Таблица 9 - Распределение запасов руды по отдельным элементам и видам работ в блоке
Элементы системы разработки и виды работ в блоке | Число выработок | Длина, м | Площадь поперечного сечения м2 | Объем, м3 | Плотность руды, т/м3 | Промышленные запасы руды, тыс.т | Коэффициент,з дол.ед | Ивлекаемые запасы руды, тыс.т | Эксплуатационные запасы руды, тыс.т | Доля участия в добыче руды блока, % | |||||||||||||||
по руде | общая | по руде | общий | извле-чения | разубо-живания | ||||||||||||||||||||
|
| ||||||||||||||||||||||||
1.Откаточный штрек | У2 шт. | 10 м. | 300 м. | 9.43 м2 | 0 | 2829 | **2.87 | 0 | | | | | | ||||||||||||
2.Откаточный орт | 22 шт. | 120 м | 200 м. | 9.43 м2 | 1131,6 | 1886 | *2.87 | 3247.6 | | | | | | ||||||||||||
3.Автоуклон | 11 шт. | 0 м. | 450 м. | 21 м2 | 0 | 9450 | *2.87 | 0 | | | | | | ||||||||||||
4.ВТШ | 4 шт. | 0 м. | 600 м. | 21 м2 | 0 | 12600 | **2.87 | 0 | | | | | | ||||||||||||
5.Ходовой Восстающий | 22 шт. | 120м | 120 м | 4.84 м2 | 290,4 | 290,4 | **2.87 | 833.4 | | | | | | ||||||||||||
6.Рудоспускной восстающий | 4 шт. | 120 м | 240 м | 5.76 м2 | 691,2 | 1382,4 | **2.87 | 1983.7 | | | | | | ||||||||||||
7.Вентиляциооный восстающий | 2 шт. | 60 м. | 120 м. | 4.84 м2 | 290,4 | 580,8 | **2.87 | 833.4 | | | | | | ||||||||||||
Итого: | | 420 | 2030 | | 2403,6 | 29018,6 | **2.87 | 6898.1 | | | | | | ||||||||||||
| 2. Нарезные выработки | ||||||||||||||||||||||||
1.Буродоставочный штрек. | 8 шт. | 1120 м. | 1200 м. | 16.9 м2 | 7728 | 8280 | **2.87 | 22179.3 | | | | | | ||||||||||||
2.Буродоставочный орт | 4 шт. | 240 м. | 400 м. | 16.9 м2 | 4056 | 6760 | **2.87 | 11640.7 | | | | | | ||||||||||||
3.Отрезной орт. | 2 шт. | 120 м. | 200 м. | 16.9 м2 | 2028 | 3380 | **2.87 | 5820.3 | | | | | | ||||||||||||
| | | | | | | | | | | | | | ||||||||||||
Всего | | 1900 | 3830 | | 16215,6 | 47438,6 | | 46538,4 | | | | | | ||||||||||||
| 3. Очистная выемка* | ||||||||||||||||||||||||
| | | | | | | | 1503261,6 | 0,83 | 0,85 | 1286334 | 1513334 | | ||||||||||||
| | | | | | | | | | | | | | ||||||||||||
| | | | | | | | | | | | | | ||||||||||||
Итого: | | | | | | | | | | | | | |
Расчет произведен для выработки сечением 21,04 м2 . Ширина выработки – 5100мм, высота – 4500мм. Крепость пород по шкале М.М. Протодьяконова f = 12.
Вскрытие запасов Плато Расвумчорр (До гор+310м).
С восточной чаши карьера по разрезу 0 производится проходка главного ствола ГС с камерой дробления со скиповым подъемом. Руда транспортируется по конвейерной галерее до РС-6(7). может так же рассматриваться вариант транспортирования из бункера ГС автосамосвалами.
Сбортов карьера проходятся штольни
Запасы Западного участка месторождения расположены между разрезами р.5п – р.9 и примыкают к Расвумчоррскому руднику. Наиболее целесообразным является отработка запасов данного участка месторождения со стороны Расвумчоррского рудника путем продления подэтажных и транспортных выработок. Проветривание участка будет осуществляться от ГВКУ ствола ВС-1 Расвумчоррского рудника. Выдача исходящей струи воздуха предусматривается в борт карьера по каскадной схеме с нижележащих подэтажей на вышележащие которые будут сбиты с бортом карьера.
Для проветривания Центрального и Восточного участков предусматривается строительство шести вентиляционных восстающих с отм. +640 м, подземной ГВУ на горизонте +430 м и главных вентиляционных квершлагов, соединяющихся с горизонтом +430м. Выдача исходящей струи воздуха предусматривается аналогично Западному участку по каскадной схеме в борт карьера.
Также вскрывающими выработками являются 2 автоуклона с запада и с востока месторождения.
Откаточный горизонт +310 м продлевается, производится сбойка с ГС горизонт откатки +310 метров является основной транспортной выработкой месторождения.
Вскрытие запасов Плато Расвумчорр (До гор- 200м).
Производится углубка ствола ГС до отметки -230м
Производится до проходка уклонов, с которых проводят основные транспортные выработки. вентиляционные восстающие проходят с помощью БУ Робинс и сбивают со старой вент.системой.
2.5 Расчёт паспорта БВР
Южного транспортного штрека при применении самоходной техники, сечением в свету, сечением проходки 23м2.
Для составления типовых паспортов БВР для проведения горных выработок на подземных рудниках АО «Апатит» расчет параметров буровзрывных работ необходимо вести в следующей последовательности. Основные параметры для расчета количества шпуров приведены на рисунке 1.
Рисунок 1 - Основные параметры для расчета количества шпуров
Необходимое количество шпуров N на забой определяется суммой числа шпуров каждой группы по формуле:
N=Nк+Nп+Nо+Nвр=19+7+15+8+5= 54 (9)
где Nк, Nп, Nо, Nвр - число контурных, почвенных, отбойных и врубовых шпуров соответственно, шт.
Количество контурных шпуров получим из выражения:
Nк=Nк1+Nк2=11,2+7,2=19 (10)
где Nк1- количество контурных шпуров по своду выработки, шт.;
Nк2- количество контурных шпуров по стенкам выработки, шт.
Количество контурных шпуров по своду выработки определим из выражения:
(11)
где Pк1=1,33*B1=1,33*4,7=6,2- длина линии расположения контурных шпуров в своде выработки, м;
B1=B-2*CB=5.1-2*0,2=4,7 ширина выработки с учетом отступа (CB=0,15-0,2 м) контурного ряда от проектного контура по стенкам выработки, м;
aк1- расстояние между контурными шпурами в своде выработки (принимается по табл. 7 и табл. 8), м.
Таблица 7 - Расстояние между шпурами в кровле выработки для патронированных и эмульсионных ВВ, при их заполнении на полное сечение
Коэффициент крепости пород, f | Расстояние aк между шпурами в зависимости от степени трещиноватости пород, м | ||
Монолитные | Слаботрещиноватые | Сильнотрещиноватые | |
6-8 | 0,55 | 0,65 | 0,75 |
8-10 | 0,55 | 0,55 | 0,65 |
10-14 | 0,45 | 0,55 | 0,65 |
15-18 | 0,4 | 0,45 | 0,55 |
19-20 | 0,35 | 0,4 | 0,5 |
Таблица 8 - Расстояние между шпурами в кровле выработки при заполнении шпура на не полное сечение ЭВВ «Сабтэк»
Характеристика руд и пород | Группы пород | Плотность, кг/м3 | Коэффициент Пуассона | Скорость продольной волны, м/с | Предел прочности на растяжение, МПа | Рекомендуемые расстояния, м |
Руды | Средние значения | |||||
Богатые апатит-нефелиновые руды: пятнистые, пятнисто-полосчатые, сфено- апатитовые, богатая брекчия (содержание апатита >16%) | A | 3000 | 0,29 | 4500 | 5,5 | 0,55 |
Апатит-нефелиновые руды: линзовидно-полосчатые, полосчатые, блоковые (содержание апатита 10-16%) | B | 2950 | 0,3 | 4600 | 7,0 | 0,50 |
Руды бедной зоны: линзовидно-полосчатые, сетчатая, апатитовая брекчия, уртит с апатитом, ийолит с апатитом (содержание апатита <10%) | C | 2840 | 0,25 | 5200 | 7,8 | 0,50 |
Породы | Средние значения | |||||
Пегматиты уртитового и ийолит-уртитового состава, сфеновый ийолит, крупнозернистый уртит, неравномерный и среднезернистый уртит | D | 2790 | 0,25 | 5000 | 10,0 | 0,40 |
Мелкозернистые массивные и трахитоидные ийолиты и мельтейгиты,полевошпатовые уртиты и ийолиты, ювиты, пироксеновые рисчорриты | E | 2800 | 0,22 | 5250 | 9,5 | 0,40 |