Расчет систем разработки

Выбранную систему разработки рассчитывают в следующей последовательности: разрабатывают конструкцию системы; выбирают комплекс горного оборудования для подготовки, нарезки и отработки блока; определяют размеры, площади поперечных сечений и объемы подготовительных и нарезных выработок; производят подсчет запасов руды в блоке, извлекаемых в ходе подготовительных, нарезных и очистных работ; осуществляют расчеты основных производственных процессов очистной выемки; решают вопросы организации подготовительных, нарезных и очистных работ в блоке; рассчитывают технико-экономические показатели: производительность блока (сменную, месячную, годовую), производительность труда забойного рабочего, участковую себестоимость добычи руды.

При разработке конструкции системы исходят из следующих важных принципов: 1) безопасности; 2) надежности; 3) экономичности.

Надежность обеспечивается точным определением прочных размеров целиков по соответствующим методикам с учетом конкретных горно-технических условий: глубины залегания рудного тела, тектонических нарушений массива, физико-механических свойств руды и вмещающих пород и т.д.

В основу экономичности конструкции положен минимум объемов подготовительных и нарезных выработок. Рассматривают, как правило, 2-3 варианта конструкции системы и выбирают более простую, а следовательно, и более технологичную.

При составлении комплекса горного оборудования, в который включают машины и механизмы для выполнения основных и вспомогательных процессов подготовительных, нарезных и очистных работ, учитывают соответствие выбираемых машин современному уровню горной техники, их универсальность, т. е. возможность применения на нескольких видах горных работ. Это упрощает и облегчает техническое обслуживание. В настоящее время сохраняется тенденция широкого применения самоходных машин для бурения, доставки руды, крепления, заряжания, доставки людей и материалов. На погрузочно-транспортных машинах все большее применение находят электрические приводы.

По габаритам бурового и погрузочно-транспортного оборудования с учетом нормативных зазоров находят площади поперечного сечения подготовительных и нарезных выработок. Длину выработок устанавливают на основании параметров выемочных участков (блоков, панелей) и размеров основного горного оборудования.

Конструкция системы разработки должна, по возможности, обеспечивать эффективное проветривание очистного блока сквозной вентиляционной струей за счет общешахтной депрессии. В ней необходимо предусматривать обособленное проветривание горизонта выпуска и доставки руды, т.е. отвод загрязненного воздуха непосредственно в исходящую струю, и не менее двух выходов из блока, в том числе один на вышележащий горизонт.

Перед подсчетом запасов руды в блоке устанавливают параметры всех конструктивных элементов блока, размеры выработок, потери и разубоживание руды при выемке запасов руды в целиках, очистных камерах. Подсчет запасов удобно выполнять при помощи табл. 4.1. С помощью ее данных определяют технико-экономические показатели по системе разработки: потери руды и разубоживание (по блоку), балансовые и эксплуатационные запасы руды, удельный расход подготовительно-нарезных работ, удельный вес запасов, приходящихся на подготовительно- нарезные выработки, целики и очистные камеры.

Потери руды в целиках при заполнении табл. 4.1 принимают в соответствии с принятыми способами их отработки.

Потери руды в целом по очистному блоку равны

n = [(Σ Π) / B]100 (4.1)

где n – коэффициент потерь, %;

Σ Π – суммарное количество потерянной руды (см. графу 12);

Б – балансовые запасы блока, т (см. графу 11).

Разубоживание (засорение) руды по блоку подсчитывают по выражению

p = [(Σ В) / D]100 , (4.2)

Таблица 4.1

Подсчет запасов руды в блоке

Окончание табл.4.1

где p – разубоживание руды, %;

Σ В – суммарное количество примешанной пустой породы, т (см. графу 16);

D – эксплуатационные запасы блока, т (см.графу 16).

Удельный расход подготовительно-нарезных работ (м³/1000 т) равен

Кпн = (ΣVп + ΣVн) / (0,001D), (4.3)

где ΣVп – суммарный объем подготовительных работ, м³ (графа 10); ΣVн – суммарный объем нарезных работ, м³ (графа 10).

Удельный вес запасов в подготовительно-нарезных выработках (д. ед.) рассчитывают по выражению

Мпн = (Σ Dпн) / D, (4.4)

где Σ Dпн – суммарные эксплуатационные запасы в подготовительно-нарезных выработках, т (графа 16).

Удельный вес запасов в целиках (д. ед.)

Мц = (Σ Dц) / D, (4.5)

где Σ Dц - суммарные эксплуатационные запасы в целиках (графа 16), т.

Удельный вес в очистных камерах (д. ед.)

Мк = 1 – Мпн – Мц (4.6)

В расчеты основных производственных процессов входят расчеты отбойки, доставки руды, поддержания выработанного пространства.

Вопросы мелкошпуровой отбойки руды, включая контурное взрывание, механизацию заряжания, решены достаточно полно в [2, 3, 5, 18]. Для бурения применяют преимущественно самоходные бурильные установки с пневмо-, гидроперфоратарами, включая малогабаритные установки типа «Ильма-2». В целях снижения затрат времени на непроизводительные подготовительно-заключительные операции принимают максимально возможную длину шпуров (3…5 м). На основании расчета мелкошпуровой отбойки разрабатывают паспорт буровзрывных работ.

Скважинная отбойка руды оказывает значительное влияние на ее доставку, состояние выработанного пространства, устойчивость целиков, разубоживание.

Для расчета удельного расхода ВВ на скважинную отбойку руды наиболее подходит эмпирическая формула, предложенная И.Е. Ерофеевым [7], учитывающая основные горно-технические условия, а также размер кондиционного куска. Формула имеет следующий вид:

q = [(0,8–q_b) k_f k_γ k k_d] /е, (4.7)

где q - удельный расход ВВ на отбойку руды, кг/т;

q_b - расход ВВ на вторичное дробление, кг/т;

k_f ,k_γ, k_c, k_d – коэффициенты изменения удельного расхода ВВ на отбойку руды в зависимости от крепости, размера кондиционного куска, диаметра скважин;

е – коэффициент относительной работоспособности ВВ (табл.4.2).

Удельный расход ВВ на вторичное дробление принимают в зависимости от диаметра скважин:

d = 125…150 мм q_b = 0,120…0,150 кг/т;

d = 100…125 мм q_b = 0,080…0,120 кг/т;

d = 50…75 мм q_b = 0,040…0,050 кг/т;

Таблица 4.2

Расчетные коэффициенты работоспособности

Коэффициенты k_f ,k_γ, k_c, k_d рассчитывают соответственно по формулам

k_f=(f/15)^0,5, k_γ=(2,8/γ)^0,5, k_c=(0,4/с)^0,5, k_d=(d/0,15)^1/n, (4.8)

где f, γ, с, d – фактические значения соответственно коэффициента крепости руды, плотности, размера кондиционного куска, диаметра скважин;

n = 0,33…0,50.

Линию наименьшего сопротивления (W) можно определить по выражению

W = [Р / (qγm)]^0,5, (4.9)

где Р – масса ВВ в 1 м скважины, кг/м

Р = (πd²∆) / 4, (4.10)

где ∆- плотность ВВ в заряде, кг/ м³;

m – коэффициент сближения скважин; его значение принимают в зависимости от размера кондиционного куска равным 0,9…1,7.

Итогом расчета должно быть количество руды в отбиваемом слое, продолжительность отбойки слоя, расход материалов на бурение и взрывание, выход руды с 1 м шпура (скважины), проект взрывных работ на отбойку слоя при взрывных скважинах или паспорт ВВР при шпуровой отбойке.

Для доставки руды принимают погрузочно-транспортные машины ковшового или ковшово-бункерного типов; комплексы, включающие погрузочные машины типа ПНБ и автосамосвалы, вибропитатели и автосамосвалы или шахтные вагоны грузоподъемностью 10…15 т. При отработке небольших рудных месторождений находят применение скреперные лебедки. Следует отметить, что длина доставки руды скреперными установками по очистному пространству не должна превышать 30 м. При скреперовании в противоположные стороны это расстояние может быть увеличено до 60 м [27]. При циклично-поточной организации очистных работ задачей отбойки руды является обеспечение доставки достаточным количеством отбитой руды для выполнения сменного задания. Указанное условие можно представить в виде соотношения

tотб ≤ tдост, (4.11)

где t отб – общая продолжительность отбойки руды, смен (час);

tотб = tб+tз, (4.12)

здесь tб – продолжительность обуривания уступа (слоя);

tз - – продолжительность заряжания шпуровых зарядов.

Соотношение (4.11) через параметры БВР может быть представлено в развернутом виде, позволяющем находить длину очистного уступа.

[L_у/W (m_г–2а_кр)/ а l_шп] (1/Н_б + τ_з/Н_з) = Т_отб/Н_д, (4.13)

где L_{у –} длина очистного уступа_, м;

m_г – горизонтальная мощность, м;

а_кр – расстояние от крайних шпуров до борта рудного тела, м;

а_кр = 0,25 – 0,3 м; а – расстояние между шпурами, м;

W – линия наименьшего сопротивления, м;

1_шп – длина шпура, м;

Н_б – норма выработки на бурение шпуров, м/смену;

Н_з - – норма выработки на заряжание, м/смену; Т_отб – количество отбиваемой руды за один прием, т;

Н_д - норма выработки на доставку руды, т/смену.

В выражении (4.13) неизвестными являются две величины: длина очистного уступа L_у и количество отбиваемой руды Т_отб. Однако правая часть равенства представляет собой продолжительность доставки, которой можно задаваться принимая равной одной, двум, трем и т. д. сменам, что упрощает определение длины уступа. Способ поддержания выработанного пространства выбирают в зависимости от конкретных горно-технических условий. Это может быть поддержание кровли крепью, целиками и за счет естественной устойчивости вмещающих пород, закладкой.

При управлении кровлей с помощью крепи разрабатывают паспорт крепления, в котором приводят конструкцию, элементы, размеры, расход крепежных материалов, технологию возведения крепи с указанием зазоров согласно Единым правилам безопасности, допускаемое отставание от забоя.

В случае поддержания выработанного пространства за счет естественной устойчивости пород, естественными или искусственными целиками прочные размеры целиков, пролеты обнажения определяют по расчетным методикам [4, 12]. Оставление естественных целиков вызывает значительные потери руды, достигающие иногда 20…30 %, что не целесообразно, так как в настоящее время месторождения, расположенные относительно в благоприятных условиях – близость транспортных путей, мягкий климат, наличие трудовых и энергетических ресурсов – почти отработаны, и вовлекаемые в эксплуатацию месторождения приходится разрабатывать в более трудных условиях. Искусственные целики способствуют существенному сокращению потерь, и их применение взамен естественных является важным направлением в отечественной и мировой горнорудной практике.

В расчетах доставки руды устанавливают ее продолжительность в случае цикличной организации очистных работ, количество доставочных машин при циклично-поточной организации.

Количество погрузочно-доставочных машин n_м равно

n_м = А_г / (12n_см n_сут n_бл Р_м К_р), (4.14)

где А_г – годовая производительность горного предприятия, т/год;

n_см – количество рабочих смен в сутках; n_сут - количество рабочих суток в месяце;

n_бл – количество очистных блоков в одновременной отработке;

Р_м – сменная производительность (норма выработки) ПТМ, т/смену; К_р – коэффициент резерва, д. ед., К_р = 1,15…1,2.

Расчеты по управлению горным давлением при помощи закладки в основном сводятся к определению состава и объемов твердеющей смеси, расчету гидротранспорта.

Предел прочности при системах разработки с двухстадийной выемкой рассчитывают по формуле

σ_сж1=n/1000К_фК_д(К_αγ₁Н₁S_ν/s+γ₂h₂), (4.15)

где σ_сж1 – нормативная прочность, МПа;

n – коэффициент запаса прочности, n = 1,5…2;

К_ф – коэффициент формы целика, К_ф = (а/h)^0,5 при а > h и К_ф = 0,6 + 0,4 а/h, при а < h, а и h – соответственно ширина и высота целика;

К_д – коэффициент длительной прочности целика; К_д = 0,5…0,7 при незаложенных камерах;

К_α– коэффициент на угол падения;

γ₁ γ₂ - удельный вес соответственно пород пригруженной толщи и закладки, кН/м³;

Н₁ – высота толщи пород, пригружающей целик, может быть принята равной расстоянию L между осями целиков, м;

S – площадь кровли, приходящаяся на целик, м²;

s - поперечная площадь искусственного целика, м²;

h₂ – высота обнаженного массива, м.

Для стадии отработки рудных целиков предел прочности определяют по формуле

σ_сж2 = n / 1000К_фК_д (К_αК_нγ₁НL / а+γ₂ h₂), (4.16)

где К_н – коэффициент нагрузки, К_н= 0,5 L/Н, при незаложенных камерах К_н= 0,5 L/Н ≤ 1;

Н – глубина от поверхности, ;

L – ширина панели (блока), м;

а – ширина искусственного целика, м;

n – коэффициент запаса прочности, n = 1…1,5.

Полученные значения σ_сж1 и σ_сж2 сравнивают с прочностью закладки в вертикальном обнажении σ_сж3: высота обнажения,м…до

10 10…20 20…30 30…40

σ_сж3, МПа …………………………………0,98 1,47 1,96 2,45.

В качестве нормативной прочность принимают наибольшую величину из σ_сж1, σ_сж2 , σ_сж3.

При системах разработки со сплошной слоевой восходящей выемкой прочность закладки должна обеспечивать: возможность работы машин на поверхности закладочного массива через 2-3 дня, σ_сж = 0,7…1,5 МПа; устойчивость вертикального обнажения закладки при работе в соседних заходках σ_сж = 1,0…1,5 МПа при высоте обнажения h не более 3 м, при h = 3…5 м σ_сж = 1,5…2 МПа, а при h более 5 м σ_сж = 2…3 МПа.

При нисходящей слоевой выемке определяют нормативное напряжение в искусственной кровле, МПа:

σ = 0,0028γ₂ А²(1+К_п) / h₀, (4.17)

где К_п - коэффициент пригрузки по Г.Н. Кузнецову,

К_п = 1…1,5;

А – пролет обнажения, м (ширина заходки);

h₀ – толщина несущего слоя искусственной кровли, м;

Расчет трубопроводного транспорта закладочной смеси производят по формулам: диаметр трубопровода, мм:

Α = 18,8(Q_п.ч / V_п)^0,5, (4.18)

где V_п – скорость движения пульпы, м/с, при твердеющей смеси V_п = 0,5…0,7 м/с;

Q _п.ч – часовая производительность закладочного комплекса, м³/ч.

Максимальная длина горизонтального участка гравитационного транспорта, м, определяется по формуле

L_г = К_зпН(10γ_п / Δр–1) – h–ΣL_экв, (4.19)

где К_зп – средний коэффициент заполнения вертикального става закладочной смесью, К_{зп =} 0,7…0,8;

Н – высота вертикального става, м;

γ_п – удельный вес пульпы, кН/м³;

h – остаточный напор струи на выходе из трубопровода, h ≈ 2 м; Σ L_экв - суммарные потери напора в коленах и закруглениях, м;

Σ L_экв = n₁l₁ + n₂l₂, здесь n₁ и n₂ – число колен в трубопроводе с углом поворота соответственно 90 и 45⁰;

l₁ и l₂ – эквивалентная длина одного колена при угле поворота соответственно 90 и 45⁰;

l₁ = 12 и l₂ = 6 м при радиусе закругления 2 м.

Расчеты основных производственных процессов служат основанием для планирования организации очистных работ. На подземных очистных работах при разработке рудных месторождений применяют в основном две формы организации: цикличную и циклично-поточную. Последнюю используют при разработке мощных и средней мощности месторождений, когда возможно безопасное совмещение бурения и доставки руды. В этом случае цикл имеет место на отбойке руды: бурение скважин, заряжание, монтаж взрывной сети, взрывание, и поток – на доставке. Продолжительность производственного процесса, например, бурения, определяют по формуле:

t_б = V_б / (Н_б·n_б.у.), смен, (4.20)

где V_{б -} объем работ по бурению, м;

Н_б – норма на бурение буровой установкой, буровым станком при принятом количестве исполнителей;

n_б.у.- количество одновременно работающих буровых установок, буровых станков.

В разделе организации очистных работ исходя из принятого оборудования, количества исполнителей, объемов работ находят трудоемкость по каждому производственному процессу и их продолжительность. Производительность труда забойного рабочего по очистным работам определяют по выражению

Р₀ = D/ΣN, (4.21)

где Р₀ - производительность забойного рабочего по очистным работам, т/чел.-смену;

D – количество рудной массы, добываемой за один цикл цикличной организации или отбиваемой за один прием при циклично-поточной, т;

ΣN – суммарная трудоемкость по производственным процессам очистной выемки, чел. смен.

Таблица 4.3

График организации очистных работ в блоке (применительно к системам разработки с массовой отбойкой руды)

Таблица 4.4

График подготовительно-нарезных работ в панели (применительно к панельно-столбовой системе)

Примечание. При проходке подготовительно-нарезных выработок используется по возможности то же оборудование, что и при выполнении очистных работ

Трудоемкость по производственному процессу находят по зависимости

N = (V / Н_в) n_и, (4.22)

где - V - объем работ по производственному процессу;

Н_в – норма выработки или эксплуатационная производительность машины (установки);

n_и – количество исполнителей в звене, обслуживающем машину (установку).

Для оперативного планирования и контроля разрабатывают график организации очистных работ. Основные принципы составления графика следующие: обеспечение безопасности работ, максимально возможное использование горного оборудования, совмещение производственных процессов. Одна из возможных форм графика применительно к циклично-поточной организации работ приведена в табл. 4.3.

Продолжительность подготовки и нарезки выемочного участка определяется организацией подготовительно-нарезных работ. При составлении графика подготовительно-нарезных работ исходят из принципов: относительно равномерное использование трудовых, энергетических и материальных ресурсов; максимальная скорость проходки, совмещение проведения выработок. Применяют календарное и сетевое планирование подготовительно-нарезных работ. Календарное планирование характеризуется большей наглядностью, сетевое дает возможность выявить критический путь и на нем сосредоточить основное внимание.

Приведенный в табл. 4.4 календарный график подготовительно-нарезных построен для варианта панельно-столбовой системы с применением самоходного, в том числе автотранспортного оборудования.

Продолжительность полной отработки блока t_бл при двухстадийной выемке его запасов равна

t_бл = t₀ + t_ц, (4.23)

где t_бл – общая продолжительность отработки блока, мес.;

t₀ - продолжительность выемки камерных запасов, мес.;

t_ц – продолжительность погашения целиков, мес.;

t₀ = D_к / Р_к, t_ц = D_ц / Р_ц, (4.24)

где D_к - эксплуатационные камерные запасы блока, т;

Р_к – месячная производительность блока при выемке камерных запасов, т_мес;

D_ц – эксплуатационные запасы в целиках, т;

Р_ц - месячная производительность блока при погашении целиков, т/мес.

При системе с магазинированием руды в блоках продолжительность полной отработки блока t₀ находят по выражению

t₀ = t_отб + t_вып, (4.25)

где t_отб – продолжительность отбойки блока с одновременным магазинированием руды, мес.;

t_вып – полный выпуск из блока замагазинированной руды.

В табл. 4.5 приведены рекомендуемые составы комплексов самоходного оборудования для систем с массовой отбойкой руды и камерной выемкой.

Проектным институтом ГИПРОЦВЕТМЕТ разработаны параметры и способы подготовки, нарезки и отработки блоков системами с закладкой, приведенными в табл. 4.6.

Таблица 4.5

Состав комплекса самоходного оборудования для систем разработки подэтажных штреков и этажно-камерной

Контрольные вопросы:

1. Порядок расчета системы разработки.

2. Формы организации очистных работ в выемочном участке.

3. Назначение графика подготовительно-нарезных работ в выемочном участке.

4. Принципы составления графика подготовительно-нарезных работ.

5. Сущность и назначение подсчета запасов руды в выемочном участке.

6. Показатели, определяемые при подсчете запасов руды.

7. График организации очистных работ.

8. Увязка отбойки и доставки руды в циклично-поточных технологиях.

9. Продолжительность отработки блока.

10. Продолжительность отработки блока при системах с магазинированием руды.

11. Технико-экономические показатели отбойки руды.

12. Прогрессивная форма организации очистных работ.

Рекомендуемая литература

1. Баранов А.О. Проектирование технологических схем и процессов подземной добычи руд. Справочное пособие – М.: Недра, 1993. – 285 с.

2. Ерофеев И.Е. Повышение эффективности буровзрывных работ на рудниках. – М.: Недра, 1988. – 271 с.

3. Справочник по горнорудному делу / Под. Ред. В.А. Гребенюка и др. – М.: Недра, 1983.-815 с.