Выбор и обоснование схемы вскрытия и системы разработки месторождения

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

«ЧИТИНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ»

(ЧитГУ)

Курсовой проект

по дисциплине: «Технология и комплексная механизация на открытых горных работ»

на тему: «Выбор и обоснование схемы вскрытия и системы разработки месторождения»

Выполнил: студент гр. ГО-02-2

Пронькин О.В.

Проверил: доцент, к.т.н.

Авдеев П.Б.

Чита 2006

Введение

На современном этапе формирования рыночной экономики страны основой функционирования и развития ее горной промышленности является открытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способом добывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля. Разработка месторождений открытым способом обеспечивает значительно лучшие технико-экономические показатели, чем подземным.

Добыча полезных ископаемых открытым способом в нашей стране производится с давних времен. В настоящее время действуют предприятия большой производственной мощности.

Во второй половине 20 века в связи с истощением минерально-сырьевой базы России появилась устойчивая тенденция к освоению месторождений глубинного, нагорно-глубинного типа с вовлечением в разработку бедных руд, что предопределило значительное увеличение глубины карьеров, их размеров в плане и поставило горнодобывающие предприятия в более сложные условия.

1. Краткая горно-техническая характеристика месторождения

Месторождение полезного ископаемого находится в средней полосе России в районе с умеренным климатом. В районе месторождения находится несколько крупных населенных пунктов. Район имеет развитую систему транспортных коммуникаций. На расстоянии примерно 3-х километров от месторождения находится сортировочная станция ОАО «РЖД», где происходит формирование составов и отправка их потребителю.

Мощность покрывающих пород составляет 60 м, полезного ископаемого – 80 м. Согласно классификации академика Ржевского В.В. залежь относится к наклонным (угол падения залежи 14 градусов). По положению залежи относительно поверхности месторождение относится к глубинному типу (мощность покрывающих пород 60 м). По мощности залежь относится к залежам средней мощности. По размерам карьерного поля месторождение относится к средним (площадь карьера в плане 2700000 м² ). Покрывающие породы и само полезное ископаемое имеют 6 категорию крепости по шкале Протодьяконова. Размеры карьера по поверхности 600 * 550 м. Глубина карьера 120 м.

В районе месторождения крупных водных источников нет. Рельеф местности преимущественно равнинный с небольшими холмами.

2. Режим работы предприятия

Учитывая, умеренный климат района и постоянную заинтересованность потребителей в полезном ископаемом для предприятия, принят круглогодичный режим работы с 256 рабочими днями для работников административно-бытового комбината и 192 рабочими сменами для работников карьера, задействованных на вскрышных и добычных работах с организацией работ в две смены продолжительность 12 часов. Для рабочих на буро-взрывных работах предусматривается 86 рабочих смен с 8-ми часовым рабочим днём и организацией работ только в дневную смену. В случае необходимости разрешается проведение буровых работ в ночную смену. Проведение взрывных работ в ночное время запрещается.

3. Выбор схемы вскрытия и системы разработки

В связи с тем, что месторождение относится к наклонным (угол падения залежи 14°), то для его разработки согласно рекомендациям академика Ржевского применяем углубочную однобортовую систему разработки с проведением разрезной траншеи по рудному телу на контакте с лежачим боком залежи. Такой порядок разработки позволяет формировать нерабочий борт, по которому прокладываются стационарные вскрывающие выработки, так же по этой системе удаётся уменьшить разубоживание полезного ископаемого за счёт отсутствия прослоев пустых пород вокруг залежи. Если разрезную траншею разместить на контакте с висячим боком, то будет происходить большее разубоживание полезного ископаемого из-за того, что пласт полезного ископаемого будет расположен между слоями пустой породы.

Система разработки является транспортной и в качестве технологического транспорта используются автосамосвалы т.к. расстояние транспортирования составляет 3,5 км. На этом расстоянии применение автотранспорта является экономически наиболее выгодным по сравнению с ж/д транспортом. Т.к. породы обладают 6 категорией крепости затруднено использование конвейеров в связи с быстрым износом транспортёрных лент. В качестве выемочно-погрузочного оборудования используется экскаваторы типа мехлопаты.

Вскрытие месторождения начинаем с того места, где залежь выходит под наносы ближе всего к дневной поверхности. Такой способ позволяет быстрее начать добычу полезного ископаемого и соответственно получать прибыль.

Для вскрытия месторождения осуществляется внешней траншеей до горизонта с которого начнётся добыча полезного ископаемого. Горизонт следующий с того с которого началась добыча полезного ископаемого вскрывается внутренними траншеями. При данной системе достигается стационарность трассы траншеи и возможность свободно развивать горные работы внутри контуров карьера в любом направлении, так же достигается большая пропускная способность траншеи. По мере доразведки месторождения контуры карьера будут расширяться, а стационарная трасса будет сохранена на весь период разработки месторождения. По рекомендациям академика Ржевского разрезная траншея проводится на расстояние 200 – 250 м после чего отрабатывается блок данной длины. Блок создаётся только с одной сторон траншеи.

Т.к породы вскрыши составляют породы 6 категории крепости, то капитальная траншея проводится буро-взрывным способом с выемкой взорванных пород обратной лопатой. Породы вынутые при проведении траншеи грузятся в автосамосвал и вывозятся во внешний отвал.

Капитальная траншея при её проведении ориентируется в сторону отвалов с целью сокращения расстояния транспортирования.

4. Расчёт объёмов горных работ

1. Рассчитаем объём рудного тела.

Рудное тело (рис. 1) имеет форму в разрезе близкую к параллелограмму так, что объём рудного тела можно определить произведением площади рудного тела на его простирание. Простирание рудного тела равно простиранию карьера.

mh

х

рис. 1. Параметры рудного тела.

Высота рудного тела составляет:

, м

где H_к – глубина карьера;

m_н – мощность наносов.

м

Основание рудного тела определим из геометрии:

, м

где m – мощность рудного тела.

м

Определим площадь рудного тела по формуле:

, м²

м²

Объём рудного тела соответственно равен:

, м³

где В_к – ширина карьера по поверхности, м.

м³

2. Рассчитаем объём карьера.

Карьер имеет профиль близкий к трапеции. Таким образом определив его площадь возможно определить его объём.

Определим размеры карьера по дну:

- длина карьера по дну

м;

- ширина карьера по дну

м.

где А – длина карьера по верху;

В – ширина карьера по верху;

α,α´ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;

Н – глубина карьера, м.

м

м

Определим площадь карьера в профиле:

, м²

м²

Объём карьера равен:

, м³

м³

Объём вскрыши:

, м³

м³

Коэффициент вскрыши:

, м³ / м³

м³ / м³

5. Подготовка горной массы к выемке

Т.к. породы имеют коэффициент крепости равный 6, то для их разработки необходимо применять буро-взрывной способ.

5.1 Буровые работы

Что бы определить тип бурового станка необходимо определить показатель трудности бурения П_б .

где σ_сж , σ_сдв – предел пород на сжатие и сдвиг, МПа;

γ – плотность полезного ископаемого, т/м³ ;

g – ускорение свободного падения, м/с²

Показатель трудности бурения на вскрыше и на добыче получился примерно равным значит на вскрыше и на добыче будет использоваться один тип буровых станков. Согласно рекомендациям ак. Ржевского В.В. для бурения скважин в породах с таким показателем трудности бурения рациональнее использовать станки шарошечного бурения.

Определим диаметр скважины по формуле:

, м

где Н_у – высота уступа, м;

α – угол откоса уступа, град;

γ – плотность пород, т/м³ ;

m – коэффициент сближения скважин;

С – безопасное расстояние от скважины до бровки уступа, м.

Коэффициент m для пород средней трудности взрывания равен 1. «С» обычно равно 3 м.

м

Величины D по расчётам получились одинаковыми, значит на вскрышных и добычных работах будет применяться один и тот же тип буровых станков. Данный диаметр скважин может обеспечить станок СБШ-250МН.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 мм в породах с П_б > 5. В таблице №1 приведена техническая характеристика станка.

Таблица 1. Техническая характеристика

бурового станка СБШ-250МН

5.2 Расчёт технологических параметров бурения

Определяем техническую скорость бурения по формуле:

V _{б . ш .} = 2,5·Р₀ ·n_в ·10^-2 /(П_б ·d_д ² ), м/ч

где Р₀ – усилие подачи, кН;

n_в – частота вращения штанги? c^-1 ;

d_д – диаметр долота, м;

V _б.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(6,1·0,25² ) = 317 м/ч

Определяем сменную производительность станка по формуле:

, м/смену

где К_пр – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, К_пр = 0,75÷0,85;

Т_см – продолжительность смены, Т = 8 ч;

Т_пз – время на подготовительные и заключительные работы, Т_пз = 0,5 ч;

Т_р – регламентированный перерыв, Т_р = 1 ч;

t_в – вспомогательное удельное время бурения скважин, t_в = 0,033÷0,066 ч/м;

t_о – удельное основное время бурения скважин, ч/м:

t_о = 1/V _б , ч/м

t₀ =1/317 =0,0031ч/м

м/смену

Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.

5. 3 Взрывные работы

Т.к. полезное ископаемое имеет коэффициент крепости f=6, то для его разработки необходимо применять буро-взрывные работы. Для бурения скважин применяется станок шарошечного бурения СБШ-250МН и взрывчатое вещество Граммонит 30/70 в связи с тем, что большая часть наклонных месторождений обводнены, а данное взрывчатое вещество позволяет вести взрывные работы в обводнённых скважинах.

Расчёт параметров взрывных работ:

Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м³ ) взрывчатого вещества – аммонита 6ЖВ.

Определяем эталонный расход ВВ по формуле:

, г/м³

где σ_сж , σ_сдв , σ_раст – предел пород на сжатие, сдвиг и растяжение, МПа;

γ – плотность полезного ископаемого, т/м³ ;

g – ускорение свободного падения, м/с² .

г/м³

По трудности разрушения взрывом по классификации ак. Ржевского В.В. порода относится ко второму классу девятой категории – породы средней трудности взрывания.

Взрыв должен быть выполнен по проекту, поэтому определяем проектный расход ВВ по формуле:

, г/м³

где К_ВВ ­ – переводной коэффициент ВВ;

К_д – коэффициент учитывающий, требуемую степень дробления;

,

К_д – средневзвешенный размер куска взорванной породы, м;

,

Е – ёмкость ковша, применяемой модели экскаватора;

м

К_тр – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва связанные с трещиноватостью породы;

,

l_ср – средний размер структурного блока, м;

К_сз – коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда в скважине;

К_у – коэффициент учитывающий объёма взрываемой породы;

,

Н_у – высота уступа, м;

,

К_оп – коэффициент, учитывающий число n_с свободных поверхностей.

Для пород средней трудности взрывания К_сз =1,2. При числе открытых поверхностей равном трём К_оп =4.

г/м³

Определим параметры взрывных скважин.

Длину скважины определим по формуле:

L_c =H_у +l_пер ,

где l_пер – длина перебура, м.

l_пер =13*d_с , м

l_пер =13*0,25 = 3,25 м

L_с =13+3,25=16,2 м

Длина забойки скважины:

l_з = 27*d_с , м

l_з =27*0,25 = 6,75 м

Длина заряда ВВ:

l_вв =L_с -l_з , м

l_вв =16,2 - 6,75= 9,5 м

Вместимость скважины:

, кг/м³

где Δ – плотность заряжания, кг/м³ .

При механизированном заряжании плотность заряжания равна 1000 кг/м³ .

кг/м³

Сопротивление по подошве уступа:

- исходя из достижения требуемой степени дробления,

, м

где m – коэффициент сближения скважин.

Для средне взрываемых пород m=1.

м

- исходя из достижения качественной проработки подошвы уступа сопротивление по подошве уступа:

, м

где К_Т – коэффициент, учитывающий трещиноватость пород в массиве и равный для средне взрываемых пород 1,1.

м

- исходя из условий безопасного обуривания уступа

, м

где α – угол откоса уступа, град;

С – минимально допустимое расстояние от скважины до верхней бровки уступа, м (С=3 м).

м

Полученная величина Wдолжна соответствовать условиям W<W₂ и W>W₃ .

9<9.2 и 9>8.9

Условие выполняется значит бурим вертикальные скважины.

Применяем короткозамедленное взрывание с периодом замедления:

, мс

где К – коэффициент, зависящий от взрываемости породы, мс/м;

Коэффициент К для средне взрываемых пород равен 3.

мс

Обычно для взрывания принимают три ряда скважин, то можно определить расстояние между рядами скважин:

, м

где Ш_вб – ширина взрываемого блока, м;

n_р – число рядов скважин.

Ширину взрываемого блока принимаем равной нормальной экскаваторной заходки A_н =15,3 м, а число скважин при многорядном взрывании обычно составляет 2 – 3 ряда. По этим данным рассчитаем расстояние между рядами:

м

Рассчитаем расстояние между скважинами «а». При короткозамедленном взрывании расстояние между скважинами в ряду определяется по формуле:

, м

м

Определим параметры развала взорванной горной массы.

Ширина развала взорванной горной массы горной массы:

- при однорядном взрывании

, м

где К_β – коэффициент учитывающий наклон скважины.

,

К_В – коэффициент, учитывающий взрываемость пород.

«К_В » для средне взрываемых пород равен 2,5.

м

- при многорядном короткозамедленном взрывании

, м

где К_з – коэффициент, зависящий от интервала замедления;

«К_з » для интервала замедления 27 мс равен 0,9.

м

Высота развала при трёх рядном взрывании определяется по формуле:

, м

м

Определяем объём взрываемого блока:

, м³

где L_б – длина взрываемого блока, м.

Длину взрываемого блока принимаем равной длине экскаваторного блока при автомобильном транспорте 200 м.

м³

Масса заряда в скважине:

, кг

кг

Выход взорванной породы с одного метра скважины определяем по формуле:

, м³

м³

Определим количество скважин в ряду:

, шт

шт

Общее количество скважин:

шт

Общая длина пробуренных скважин:

, м

м

Определим расстояние опасное по разлёту кусков:

, м

где D – диаметр скважины, м;

n_з – коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом;

,

n_заб – коэффициент заполнения скважины забойкой.

,

м

Схема к расчету параметров буровзрывных работ

Схема расположения скважин на уступе показана на рис. 2.

Для взрывания блока принимаем врубовую схему т.к. она обеспечивает лучшее дробление породы за счёт соударения кусков породы при взрыве, а так же уменьшение ширины развала из-за направления взрыва в внутрь блока

Рис. 2 Схема расположения скважин на уступе

Параметры буро-взрывных работ