64053

Технологическая схема освоения месторождения Озерное

Дипломная

География, геология и геодезия

В экономическом отношении район характеризуется значительным развитием сельского хозяйства и горнодобывающей промышленности. Главным горным предприятием является Учалинский горно-обогатительный комбинат, продукцией которого являются медный, цинковый и пиритный концентраты.

Русский

2014-06-30

2.13 MB

22 чел.

Содержание.

  1.  Геологическая часть.................................................................................5

1.1. Общие сведения о районе месторождения..............................................5

1.2. Стратиграфия.............................................................................................6

1.3. Интрузивные образования........................................................................7

1.4. Тектоника...................................................................................................7

1.5. Морфология и условия залегания рудного тела.....................................8

1.6. Качество полезного ископаемого...........................................................10

1.7. Гидрогеологические условия месторождения......................................12

1.8. Инжинерно-геологические условия месторождения............................15

1.9.Запасы месторождения………………………………………………….17

  1.  Горная часть.............................................................................................21

2.1. Горно-техническая характеристика месторождения............................21

2.2. Выбор системы разработки.....................................................................23

2.3. Мощность и срок существования рудника............................................24

2.4. Режим работы рудника............................................................................24

2.5. Вскрытие месторождения.......................................................................25

2.6. Проведение подготовительно-нарезных работ.....................................27

  1.  Система разработки................................................................................29

3.1. Параметры системы разработки.............................................................31

3.2. Параметры БВР........................................................................................33

3.3. Доставка рудной массы...........................................................................35

3.4. Основные показатели по системе разработки.......................................37

  1.  Вентиляция...............................................................................................38

4.1. Расчет расхода воздуха для вентиляции шахты...................................38

4.2. Расчет вентиляции тупиковой выработки.............................................43

  1.  Горномеханическая часть.......................................................................45

5.1. Подземный транспорт..............................................................................45

5.2. Подъём.......................................................................................................52

5.3. Водоотлив..................................................................................................59

  1.  Строительная часть..................................................................................62

6.1. Технологический комплекс на поверхности..........................................62

6.2. Промплощадка рудника………………………………………………...62

  1.  Электротехническая часть……………………………………………...64

7.1. Электрооснащение……………………………………………...……….64

7.2. Силовое электрооборудование………………………………….……...67

7.3. Электроосвещение……………………………………………………....69

7.4. Заземление и молниезащита…………………………………………....72

  1.  Охрана недр и окружающей среды........................................................75

8.1. Охрана труда и противопожарная охрана..............................................75

8.3. Охрана окружающей среды.....................................................................82

  1.  Спецчасть : Технико-экономическое обоснование применения физико-химической геотехнологии на месторождении Озерное........86

9.1. Технологическая схема освоения месторождения Озерное в рамках единого горно-обогатительного комплекса............................................86

9.2. Технологические параметры освоения техногенных месторождений методом кучного выщелачивания………………………………...........121

9.3. Технологические параметры подземного выщелачивания массива….127

9.4. Оценка экономической эффективности и экологический эффек…….133

Заключение ...............................................................................................143

Используемая литература.........................................................................144


1.Геологическая часть

1.1.Общие сведения о месторождении.

Месторождения «Озерное» находится в Учалинском районе Республики Башкортостан с расстоянием в 16 км от районного центра (г. Учалы) на границе с Челябинской обл. РФ.

Ближайшими к месторождениям населенными пунктами являются поселок Межозерный (3,5 км к югу), деревня Урал (2,5 км к северу) и город Учалы (16 км к северу). Основное население района составляют русские, башкиры, татары.

Район месторождений имеет слабо расчлененный рельеф, по характеру относящийся к холмисто-увалистому и мелкосопочному. Имеющиеся возвышенности в виде отдельных гряд вытянуты в меридиональном направлении. Колебания абсолютных отметок находятся в пределах 503,0 (урез оз. Гнилое) – 646,6 метров (г. Утлык-Таш).

Большая часть площади района месторождений закрыта рыхлыми четвертичными образованиями. Обнажения коренных пород имеются лишь на вершинах возвышенностей и гор.

В экономическом отношении район характеризуется значительным развитием сельского хозяйства и горнодобывающей промышленности. Главным горным предприятием является Учалинский горно-обогатительный комбинат, продукцией которого являются медный, цинковый и пиритный концентраты.

Климат района – континентальный, с жарким летом, холодной зимой и кратковременными переходными периодами. Устойчивый снеговой покров образуется во второй половине ноября, сходит в начале апреля.

Гидросеть района развита слабо, представлена ручьями, частично пересыхающими в летнее время и принадлежащими бассейнам рек Урал и Тобол.

Озера и болота. В пределах района располагается ряд озер - Ургун, Бол. Учалы, Карагайлинское, Чебачье, Гнилое. Питание озер и болот, как и рек, происходит за счет атмосферных осадков. Заболоченные участки приурочены к плоским водораздельным пространствам.

Растительность района обусловлена приуроченностью территории к лесостепной полосе восточных предгорий Южного Урала с небольшими березовыми рощами.

Месторождение «Озерное» и промплощадка участка подземных горных работ располагаются на землях сельскохозяйственного назначения.

Сеть дорог. Путями сообщения служат шоссейная дорога с асфальтовым покрытием Учалы-Межозерный, проходящая в 700 м к западу от Озерного месторождения и широкая сеть проселочных дорог, пригодных для автотранспорта лишь в сухое время года. В непосредственной близости (200 м) от Озерного месторождения проходит железнодорожная ветка нормальной колеи Учалы-Межозерный.

Энерго- и водоснабжение. Район обладает развитой сетью линий электропередач. Снабжение электроэнергией осуществляется от Магнитогорской ТЭЦ, линия электропередачи которой (110 кВ) проходит в 2 км юго-восточнее Озерного месторождения.

Уголь и нефтепродукты привозные. Дрова и деловая древесина заготавливаются в районе.

Для обеспечения хозяйственно-питьевой водой населенных пунктов и промышленных предприятий имеются разведанные и обустроенные водозаборы. Для технических целей используются воды р. Урал, озер, а также шахтные и оборотные воды.

1.2. Стратиграфия

Район месторождения «Озерное» находится на восточном крыле Магнитогорского мегаcинклинория, сложенного вулканогенными и вулканогенно-осадочными породами нижнего и среднего палеозоя и прорывающими их субвулканическими и интрузивными телами кислого и среднего составов.

Улутауская свита 2gv ul) подразделяется на две толщи - нижнюю и верхнюю. Отложения свиты представлены породами последовательно дифференцированной формации - преимущественно лавовыми фациями андезитовых, андезит-дацитовых, плагиоклазовых, кварцпироксен-плагиоклазовых, дацитовых порфиритов с прослоями их туфов, туфобрекчий. Породы свиты прорываются субвулканическими телами липаритов, малыми интрузиями габбро-диоритовых и андезитовых порфиритов, сериями даек основного состава. Мощность свиты более 400 м.

1.3. Интрузивные образования

Рудовмещающая улутауская свита среднего девона на участке месторождения состоит из трех толщ. Нижняя толща сложена лавобрекчиями миндалекаменных базальтовых порфиритов. Средняя, непосредственно вмещающая рудные залежи, представлена телами кварцевых липаритовых порфиров, эруптивных и эксплозивных брекчий мощностью 400-600 м. Верхняя - пироксен-плагиоклазовыми порфиритами и их лавобрекчиями мощностью 100-150 м. Породы средней толщи прорваны дайками диабазовых порфиритов, плагиогранит-порфиров, гидротермально изменены и местами превращены в серицит-кварцевые, серицит-хлорит-кварцевые и хлорит-кварцевые породы с вкрапленностью сульфидов.

Кора выветривания имеет мощность 5-92 м, делювиальные рыхлые отложения – 2-35 м.

1.4. Тектоника

Рудная залежь месторождения локализована в эксплозивных брекчиях кремнекислого состава, развивающихся в виде трубообразного тела на контакте и под экраном субвулканических липаритовых порфиров (рис. 1.1).

Кремнекислая рудовмещающая толща представлена эффузивными и субвулканическими фациями, заполняющими дугообразный вулканический трог на южном склоне Утлыкташского поднятия. Положение рудовмещающего купола, сложенного западным и восточным субинтрузивами, контролируется пересечением не выходящих на поверхность тектонических нарушений СЗ и СВ простирания. Уходящая на большие глубины зона метасоматитов в лежачем боку рудного тела представляет собой рудоподводящую систему.

Месторождение сечется пострудными дайками диабазов, диабазовых порфиритов СЗ простирания, с падением к СВ под углами 85-90°, а также субширотной дайкой плагиогранита.

Руды возникли в результате гидротермально-метасоматического замещения вмещающих пород. Формирование руд происходило в несколько стадий. После своего образования руды подвергались метаморфическим преобразованиям.

Хлоритизация с востока сильная – 20-65 м, средняя – 30-80 м; с запада сильная – 2-15 м; серицитизация с запада сильная – 5-15 м, средняя – 15-30 м, слабая – 30-150 м; на глубину распространяется более 750 м. Эпидотизация и гематитизация в висячем боку слабая- 10-30 м.

1.5 Морфология и условия залегания рудных тел.

В рудной зоне на участке размером 400360 м среди эксплозивных брекчий, внедрившихся вдоль контактов субвулканических липаритов, на глубине от 132 до 510 м локализовано 10 слепых рудных тел, из них 4 с балансовыми запасами. Главным является рудное тело 1 (рис. 1.2), заключающее 99,3% балансовых и 93,0% забалансовых запасов руд.

Форма тела - грибовидный шток с пологой неровной кровлей и крутыми 3 и В контактами, падающими навстречу друг другу под углами 65-80°. Размер его верхней части в плане 300200 м, длина по падению 300 м. С глубины 400 м расщепляется на апофизы длиной до 40 м и мощностью 5-8 м.

Рудное тело сечется двумя пострудными дайками габбро-диабазов мощностью 7-30 м СЗ простирания, с падением к СВ под углами 85-90°. На СЗ фланге месторождения наблюдается горизонтальное смещение рудного тела на 50 м вдоль контакта габбро-диабазовой дайки. В рудном теле, вдоль контактов даек, развиваются зоны средней трещиноватости мощностью 0,5-5 м. Субмеридиональная зона интенсивной трещиноватости, вплоть до проявления сыпучих руд, установлена на горизонтах 223-230, 260-273 м западного фланга месторождения. Рудное тело имеет резкие контакты с вмещающими породами, по падению выклинивается постепенно, с пальцеванием.

Рудное тело № 2 залегает в 5-30 м выше кровли рудного тела № 1 и имеет сложную линзообразную форму. Длина его по простиранию 215 м, по падению 150 м, мощность 3,6 - 40,0 м.

Рудные тела пересекаются дайками габбро-диабазов мощностью от 7 до 30 м. Остальные рудные тела выделены по единичным сечениям, имеют незначительные размеры и представлены крутопадающими и пологими линзами. Протяженность от 50 до 215 м, мощность от 4 до 40 м, глубина залегания от 110 до 424 м.

Руды месторождения не затронуты процессами гипергенеза и представлены сплошными медистыми, цинковистыми, серноколчеданными и медисто-цинковистыми рудами, а также вкрапленными медистыми и цинковистыми рудами. 64% балансовых запасов представлено сплошными рудами и 36% - вкрапленными. Верхние горизонты рудных тел № 1 и 2 сложены преимущественно цинковистыми рудами с прослоями серного колчедана, средние горизонты - серноколчеданными с прослоями бедных медистых руд, нижние горизонты представлены медистыми рудами с линзами серноколчеданных и цинковистых руд. Запасы руд верхней и средней частей месторождения относятся к забалансовым, нижней к балансовым.

Из рудных минералов преобладают: пирит, пирротин, халькопирит, сфалерит, а из нерудных - кальцит, сидерит, кварц, хлорит, серицит. Постоянно присутствуют арсенопирит и блеклая руда.

Содержания меди и цинка в балансовых запасах медных руд изменяются от десятых и сотых долей, соответственно, до 27,4 и 1,2%, при средних значениях 2,82 и 0,13%, а содержание серы колеблется от 2,28 до 51,30% и в среднем составляет 34,8%. В рудах присутствуют: золото, серебро, селен, теллур, кадмий, индий, таллий, галлий, германий, свинец, кобальт, висмут, никель. Средние содержания вредных примесей составляют: сурьма - 0,015%, фтор - 0,05%, мышьяк – 0,33% в балансовых запасах медистых и серноколчеданных руд и 0,88% в забалансовых запасах.

Для руд месторождения характерны текстуры: массивная, вкрапленная, пятнистая, микропористая, полосчатая, колломорфная, петельчатая, брекчиевая, брекчиевидная, сетчатая; структуры - отложения, замещения, распада твердых растворов и катакластические. По крупности зерен выделяются структуры мелкозернистые, среднезернистые и крупнозернистые. Руды характеризуются тонким взаимопрорастанием сульфидов.

Пирит в виде мелкозернистых и колломорфных масс, гнезд, прожилков слагает сплошные (85-97%) и вкрапленные (15-65%) руды, размер зерен от долей до 3,0 -3,5 мм. Пирротин в количестве 1-2 до 80-96% в медных и серноколчеданных рудах образует агрегаты и прожилки с зернами 0,05-1,0 мм. Халькопирит (3-10%) образует тесные взаимопрорастания с пиритом, пирротином, размер зерен до 0,35 мм, редко до 2-5 мм.

1.6.Качество полезного ископаемого.

Месторождение «Озерное» представлено первичными колчеданными рудами, сложенными пиритом, пирротином, халькопиритом, сфалеритом и арсенопиритом. Полезные компоненты – медь, сера, золото, серебро, селен, теллур, индий.

Медистые сплошные колчеданные руды пользуются на месторождении наибольшим развитием. Мощность их по отдельным скважинам достигает 130 м. Содержание меди в них колеблется от 0,7 до 27,38%. Выделяются следующие минеральные виды медистого колчедана: халькопирит - пиритовый, арсенопирит - халькопирит - пиритовый, халькопирит - пирит - пирротиновый, арсенопирит -халькопирит - пирит - пирротиновый.

Содержание меди в этих рудах колеблется в следующих пределах: пирита от долей процента до 95-97%, пирротина от 0 до 95-97%, арсенопирита от 0 до 5-10%, халькопирита от долей процента до 70%. Чаще всего содержания халькопирита составляет 2-3%, нерудных минералов 5-10%.

Медноколчеданные руды переходят в пустые породы через зону медистых вкрапленных руд. Мощность их по скважинам до 60 м. Содержание меди в них составляет 0,7–22,12%.

По составу и минеральным видам медистый вкрапленник аналогичен медистому колчедану. Разница заключается лишь в иных количественных отношениях и преобладании нерудных минералов. Содержание последних достигает иногда 90-95%, а обычно составляет 70-75%.

Количество пирита колеблется от долей процента до 70-75%, чаще составляет 15-20%, содержание пирротина достигает 80-85%, арсенопирита 4-7%, халькопирита 85-90%. Обычно содержание халькопирита составляет 5-10%.

Обогатимость руд изучалась по четырем лабораторным пробам (весом от 82,5 до 320 кг) Башкирским геологическим управлением и по одной пробе (вес 4565 кг) в полупромышленных условиях Уралмеханобром. Содержание в полупромышленной пробе меди 1,49, цинка 0,51, серы 37,2%. При ее обогащении получены медные концентраты с содержанием меди 20–20,8% при извлечении 88,5% и пиритные концентраты с содержанием серы 45,66 и 46,2% при извлечении 87,9 и 90%.

Для обогащении руд рекомендована схема прямой селективной флотации, предусматривающая: двухстадийное измельчение 90-95% руды до крупности – 0,074 мм, основную медную флотацию, доизмельчение 91% грубого концентрата до класса – 0,043 мм и последующую флотацию с получением медного концентрата и из хвостов основной медной флотации – сульфидного (пирит + пирротин) концентрата.

При обогащении в медном концентрате накапливается индий (извлечение 42,5%), в сульфидном концентрате – цинк (75,4%), селен (84,7%), теллур (82,5%), кадмий (84,0%), мышьяк (73,0%), сурьма (78,2%), золото (72,3%), серебро (77,3%).

Верхнюю часть месторождения слагают непромышленные по содержанию меди руды. Здесь находятся все запасы собственно-цинковых руд, 95,7% запасов серного колчедана и 12,8% запасов непромышленных медных руд. Содержание меди в забалансовых рудах следующее (в%): МК – 0,7-5,0 (среднее – 1,0); МЦК – 0,71-7,64 (1,19); ЦК – 0-0,69 (0,30); ЦВ – 0-0,62 (0,23); СК – 0-,69 (0,42). Содержание цинка в забалансовых рудах следующее (в%): МК – 0-0,99 (среднее – 0,24); МЦК – 1,07-4,21 (1,86); ЦК – 1,0-10,33 (2,40); ЦВ – 1,0-5,66 (1,58); СК – 0-,99 (0,27). Здесь наблюдается чередование мощных (30-50 м) слоев серного колчедана и цинковых руд, среди которых медистые и медно-цинковые руды образуют небольшие прослои и линзы (2-10 м).

В результате испытаний указанных медных и медно-цинковых руд по схеме прямой селективной флотации получены: медный концентрат с содержанием меди 11% при извлечении меди 31,8%, сульфидный концентрат с содержанием серы 43,8%, меди 0,28%, селена 0,038% при извлечении серы 89%, меди 35,8%. Эти технологические показатели свидетельствуют о нецелесообразности обогащения данной руды для извлечении меди. В связи с этим, а также ввиду малых размеров и разобщенности всех этих тел они не имеют промышленного значения.

1.7.Гидрогеологичесике условия.

Гидрогеологические условия простые и благоприятные для разработки рудного тела.

На месторождении распространены подземные воды двух типов:

  •  грунтово-поровые воды толщи рыхлых отложений;
  •  трещинные и трещинно-жильные воды коренных пород.

Воды рыхлых отложений приурочены к делювиальным глинам и глиноподобной коре выветривания мощностью 5-60 м. Уровень воды в среднем на глубине 10-12 м. Направление подземного потока юго-западное, т.е. в сторону оз. Гнилого. Водообильность отложений невысокая: дебиты скважин не превышают 0,005-0,2 л/сек при понижении уровня 2,55-11,80 м; коэффициент фильтрации – 0,0028-0,0043 м/сут.

Озеро Гнилое располагается в 1,5 км юго-западнее месторождения, в то время как радиус влияния для месторождения определен равным 0,9 км.

По данным исследований отмечается взаимосвязь грунтово-поровых вод с трещинными водами.

Основное питание грунтовые воды получают за счет атмосферных осадков и частично напорных трещинных вод коренных пород.

По химическому составу вода рыхлых отложений гидрокарбонатная натриево-кальциевая, минерализация 0,8 г/л, рН – 7,2-8,0.

На обводненность проектируемого рудника грунтово-поровые воды влияние практически не оказывают.

Трещинные воды коренных пород образуют единый напорный водоносный комплекс, статический уровень устанавливается на глубине 7,5-22 м, в среднем - 15 м. Трещинные и трещинно-жильные воды циркулируют в надрудном и рудном горизонте и гидравлически взаимосвязаны. Наиболее водообильны андезитовые порфириты, дебит скважин 1,4 л/сек при понижении уровня до 9 м, мощность водоносной части этих пород 70-80 м, средний коэффициент фильтрации – 0,04 м/сут. Дебит скважин в кварцевых липаритах, обводненных до глубин 120-150 м, реже 170 м, составлял 0,517 л/сек при понижении 15,7 м, коэффициент фильтрации 0,043 м/сутки. Более водообильны дайки и рудная залежь. Их дебит составил 1,3 л/сек, при понижении 14,3 м, коэффициент фильтрации - 0,08-0,1 м/сутки.

С глубиной водопроницаемость пород снижается и на глубине более 400 м они становятся практически непроницаемыми, а подземные воды в них циркулируют только по зонам тектонической трещиноватости.

Режим подземных вод тесно связан с годовым циклом питания, амплитуда колебания уровня в течение года составляет 0,3-10 м.

По химическому составу подземные воды трещиннового водоносного горизонта как в пределах, так и за пределами рудного поля сравнительно однотипные. Из анионов в воде преобладает гидрокарбонат-ион. Содержание анионов составляет (в мг/л): гидрокарбоната 183-464; сульфата 8-144; хлора 1,5-135; катионов: кальция – 22-94; магния – 15-73; натрия и калия – 18-84. Общей минерализация 0,1-0,72 г/л, рН=7,2-8,2.

Содержание микрокомпонентов (мг/л): меди (Cu++) – 0,002-0,4; цинка (Zn++) - 0,02 – 0,5 , кобальта (Co++) – 0,007-0,1 остальные (Fe++, Fe+++, As++, Ni++ и др.) обнаружены в незначительных количествах.

Как показывает опыт разработки медноколчеданных месторождений Узельгинского рудного района, подземные воды, находящиеся в контакте с рудами и кислородом воздуха, постепенно становятся кислыми (рН=2,5-5), сульфатными (до 3,5 г/л), увеличивается минерализация (до 6,5 г/л) и содержание микроэлементов.

Ожидаемые водопритоки в подземные горные выработки составят:

  •  на глубину 240 м (гор. 310 м) - 160 м3/час;
  •  на конец отработки до глубины 425 м (гор. 125м) – до 300 м3/час.

Эти значения водопритоков подтверждаются фактическими данными водоотлива при отработке рядом расположенных и отработанных месторождений Узельгинского рудного района, где притоки в горные выработки глубоких горизонтов (400-500 м) не превышали 300-350 м3/час

На последующей стадии проектирования для достоверной количественной оценки водопритоков в подземный рудник необходимо проведение дополнительных работ для уточнения гидрогеологических условий отработки глубоких горизонтов месторождения.

1.8.Инженерно-геологические условия месторождения

Штокообразная залежь Озерного месторождения не выходит на дневную поверхность, верхний контакт расположен на глубинах 132-144 м. Балансовые запасы месторождения сосредоточены в «ножке» с глубины 230 до 410 м, а медные руды слагают внешнюю оболочку «ножки» и нижнюю корневую часть залежи. Вмещающие породы рассланцованы вблизи контакта (первые метры), трещиноваты до глубины 100-120 м, ниже монолитные и крепкие, но в них имеются зоны рассланцевания, которые совместно с приконтактовыми зонами, до глубины более 550 м, имеют пониженную устойчивость. Руда на контактах с дайками, а также на участках сыпучих руд в интервале глубин 220-275 м имеет пониженную плотность и устойчивость.

Толща делювиальных глин и коры выветривания по механическому составу и влажности неоднородна: до глубины 10-15 м - глинистый грунт, до 40 м - тяжелый и средний суглинок, до 50-60 м - легкий суглинок и супесь. Все грунты влагоемкие, их пористость колеблется от 24 до 34%. Число пластичности глин 27-34, коры выветривания - до 9. Результаты исследований показали, что несущая способность грунтов вполне достаточна для использования их в качестве оснований для сооружений.

Усредненные физико-механические свойства руд и вмещающих пород по данным отчета «Результаты разведочных работ за 60-71 гг…» (т. 4) по 136 образцам приведены в табл. 1.1.

Объемный вес рыхлой толщи 1,7-2,13, скальных пород - 2,6-2,8. Объемный вес руд массивных: медистого колчедана богатого - 4,25 т/м3, медистого бедного и медисто-цинковистого колчеданов - 4,4 т/м3, серного и цинковистого колчеданов - 4,3 т/м3, вкрапленных руд - 3,4 т/м3. Удельный вес пород 2,8, руды - 4,29 - 4,84 т/м3. Открытая пористость составляет 0,08-0,53%. На контактах пород с рудами коэффициент пористости увеличивается до 17,21, водопоглощение - до 1,23 - 3,01 - 1,65%. Водопоглощение пород 0,04 - 0,88%. Влажность пород и руд 0,65 - 0,75%. Предел прочности скальных пород в воздушно-сухом состоянии 1050-3500 кг/см2 (103-343 МПа). Рудовмещающие породы неравномерно трещиноватые и характеризуются с коэффициентом крепости 10-15. Руды в основном сплошные, участками трещиноватые с коэффициентом крепости 8-10.

Таблица 1.1 - Усредненные физико-механические свойства руд и вмещающих пород

Название породы

Объемная масса, г/см3

Порис-тость, %

Водопог-лощение, %

Влаж-ность, %

Предел при сжатии в воздушно-сухом состоянии, МПа

Сред.

Мин.

Лавобрекчия андезитовых порфиритов

2,73

1,17

0,34

165

157

Кварцевый липаритовый порфир

2,70

1,31

0,32

0,65

227

202

Липаритовый порфир

2,67

0,46

0,13

0,15

329

213

Серицит-кварцевая порода

2,83

1,20

0,57

0,41

150

145

Хлорит-кварцевая порода

2,75

0,89

0,52

0,36

144

125

Хлорит-серицит-кварцевая порода

2,65

3,02

1,17

179

130

Эксплозивная брекчия

2,82

0,62

0,23

0,5

236

229

Эруптивная брекчия

2,55

6,51

4,34

0,48

128

Тектонобрекчия липаритовых порфиров

3,22

0,20

0,06

0,1

160

Плагиогранит (дайка)

2,76

0,44

0,1

156

152

Габбро-диабаз (дайка)

2,76

0,35

0,10

216

167

Руда

4,18

1,62

0,25

0,31

Месторождение разведано только бурением колонковых скважин и поэтому исследований о взрываемости пород и руд не производилось. Не изучена способность руд на самовозгарание, силикозоопасность и слеживаемость вмещающих пород и руд. Однако по аналогии руд Озерного месторождения с рудами Узельгинского месторождения их можно классифицировать как пожароопасные и отнести к II типу. Введение горных работ является силикозоопасным.

Медноколчеданные руды, содержание пиритной серы в которой более 40%, являются взрывоопасными. При ведении взрывных работ без профилактических мероприятий по рудам с содержанием свыше 35% пиритной серы имеется опасность возникновения взрывов сульфидной пыли с выделением большого количества сернистого газа.

1.9. Запасы месторождения

В основу настоящего обоснования инвестиций положены запасы Озерного месторождения, утвержденные ГКЗ СССР протоколом № 6484 от 03.03.72г. по состоянию на 01.10.71г. в следующем количестве: (табл. 1.2).

Актом передачи Озерного месторождения от 26.12.1972 года Министерство геологии РСФСР передало Министерству цветной металлургии СССР для промышленного освоения Озерное месторождение меди.

Запасы подсчитаны в соответствии с постоянными разведочными кондициями. Кондиции составлены нормативно-исследовательской партией Уральского геологического управления. Утверждены ГКЗ СССР 29 мая 1970 года (Протокол № 481-к). Их параметры следующие:

Для подсчета балансовых запасов:

  •  минимальное промышленное содержание условной меди в блоке 2,6%, коэффициент перевода серы в условную медь - 0,03;
  •  бортовое содержание меди 0,7%. По этому содержанию проводится внешний контур балансовых запасов медных руд;
  •  минимальная мощность сортовых слоев в контуре балансовых запасов - 1,0 м;
  •  бортовое содержание для сортов руд в процентах:
  •   богатый медистый колчедан - меди 2,0 и более, серы 35,0 и более;
  •   богатый медистый вкрапленник - меди 2,0 и более, серы менее 35,0;
  •   рядовой медистый колчедан - меди 0,7 и более, серы 35,0 и более;
  •   серный колчедан - меди менее 0,7, серы 35,0 и более;
  •  минимальная мощность рудного тела, включаемая в контур балансовых запасов - 2 м; при меньшей мощности пользоваться метропроцентом;
  •  максимальная мощность пустых пород в зоне выклинивания рудного тела, включаемых в контуре балансовых запасов - 2 м.

Для подсчета забалансовых запасов в верхней части месторождения:

  •  минимальная мощность сортовых слоев в контуре забалансовых запасов -2 м;
  •  бортовое содержание для сортов руд в процентах:
  •  медистый колчедан - меди 0,7 и более, цинка менее 1,0, серы 35 и более;
  •  медисто-цинковистый колчедан - меди 0,7 и более, цинка 1,0 и более, серы 35 и   более;
  •  цинковистый колчедан - меди менее 0,7, цинка 1,0 и более, серы 35 и более;
  •  цинковистый вкрапленник - меди менее 0,7, цинка 1,0 и более, серы менее 35;
  •  серный колчедан - меди менее 0,7, цинка менее 1,0, серы 35 и более.

Кондициями предусматривалось подсчитать запасы золота, серебра, селена, теллура, кадмия, индия, галлия, германия, таллия, охарактеризовать руды по содержанию мышьяка, сурьмы, висмута, ртути и фтора.

Согласно «Классификация запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых» (М. 1997 г.) Озерное месторождение относится к 3-й группе по сложности геологического строения.

Предусматривается разработка рудного тела 1, в котором заключено 99.3% всех балансовых запасов месторождения. Распределение балансовых запасов, проектируемых к разработке, по типам руд и эксплуатационным этажам показано в таблице 1.3.

Таблица 1.2 - Запасы месторождения «Озерное»

Наименование

показателей

Медные

Медно-цинковые

Всего

Един.

изм.

категория запасов

категория запасов

категория запасов

В+С1

С2

В+С1

С2

В+С1

С2

1

2

3

4

5

6

7

8

Балансовые запасы:

руда

тыс.т

25 962,4

4 108,3

16 830,9

3 931,5

42 793,3

8 039,8

медь

тыс.т

255,5

28,8

111,2

22,9

366,7

51,7

цинк

тыс.т

-

-

295,7

83,3

295,7

83,3

сера

тыс.т

10 836,5

1 689,6

7 440,6

1 646,2

18 277,1

3 335,8

золото

кг

19 544,4

4 033,3

26 301,0

7 801,2

45 845,4

11 834,5

серебро

т

343,7

59,7

426,7

127,8

770,4

187,5

кадмий

т

681,8

112,3

1294

348,5

1975,8

460,8

Содержание

компонентов:

медь

%

0,98

0,70

0,66

0,58

0,86

0,64

цинк

%

0,46

0,50

1,76

2,12

1,76

2,12

сера

%

41,7

41,1

44,2

41,9

42,7

41,5

золото

г/т

0,8

1,0

1,6

2,0

1,1

1,5

серебро

г/т

13,2

14,5

25,4

32,5

18,0

23,3

кадмий

%

0,0026

0,0027

0,0076

0,0089

0,0046

0,0057

Забалансовые запасы:

 

 

 

 

 

 

 

руда

тыс.т

7,8

508,3

90,1

148,5

97,9

656,8

медь

тыс.т

-

3,9

0,6

1,5

0,6

5,4

цинк

тыс.т

-

-

1,2

1,9

1,2

1,9

сера

тыс.т

3,2

211,5

37,7

57,1

40,9

268,6

золото

кг

4,6

273,3

154,6

113

159,2

386,3

серебро

т

-

4,8

2,4

2,6

2,4

7,4

кадмий

т

0,2

10,6

6,8

8,1

7

18,7

Содержание компонентов

 

 

 

 

 

 

 

медь

%

0,6

0,77

0,67

1,01

0,61

0,82

цинк

%

-

-

1,33

1,28

1,33

1,28

сера

%

41

41,6

41,8

38,5

41,8

40,9

золото

г/т

0,6

0,5

1,7

0,8

1,6

0,6

серебро

г/т

-

9,4

26,6

17,5

24,5

11,2

кадмий

%

0,0026

0,0021

0,0075

0,0055

0,0072

0,0028

Вывод:

Вмещающие породы представлены плотными и устойчивыми образованьями липаритового состава крепостью 10-15 по шкале проф. Протодьяконова. Породы лежачего бока, представленные кварц-серицитовыми, примыкающие к рудному телу, менее плотные, слабоустойчивые. В целом распределение трещин в горном массиве хаотичное. В связи с этим следует применять анкерное и набрызг-бетонное крепление капитальных выработок, нарезные выработки крепить по необходимости.

В целом горнотехнические условия для подземной разработки месторождения благоприятны.


2. Горная часть

2.1.Горнотехническая характеристика месторождения

Штокообразная залежь Озерного месторождения не выходит на дневную поверхность, верхний контакт расположен на глубинах 132-144 м. Балансовые запасы месторождения сосредоточены в «ножке» с глубины 230 до 410 м, а медные руды слагают внешнюю оболочку «ножки» и нижнюю корневую часть залежи. Вмещающие породы рассланцованы вблизи контакта (первые метры), трещиноваты до глубины 100-120 м, ниже монолитные и крепкие, но в них имеются зоны рассланцевания, которые совместно с приконтактовыми зонами, до глубины более 550 м, имеют пониженную устойчивость. Руда на контактах с дайками, а также на участках сыпучих руд в интервале глубин 220-275 м имеет пониженную плотность и устойчивость.

Толща делювиальных глин и коры выветривания по механическому составу и влажности неоднородна: до глубины 10-15 м - глинистый грунт, до 40 м - тяжелый и средний суглинок, до 50-60 м - легкий суглинок и супесь. Все грунты влагоемкие, их пористость колеблется от 24 до 34%. Число пластичности глин 27-34, коры выветривания - до 9. Результаты исследований показали, что несущая способность грунтов вполне достаточна для использования их в качестве оснований для сооружений.

Усредненные физико-механические свойства руд и вмещающих пород по данным отчета «Результаты разведочных работ за 60-71 гг…» (т. 4) по 136 образцам приведены в табл. 2.1.

Объемный вес рыхлой толщи 1,7-2,13, скальных пород - 2,6-2,8. Объемный вес руд массивных: медистого колчедана богатого - 4,25 т/м3, медистого бедного и медисто-цинковистого колчеданов - 4,4 т/м3, серного и цинковистого колчеданов - 4,3 т/м3, вкрапленных руд - 3,4 т/м3. Удельный вес пород 2,8, руды - 4,29 - 4,84 т/м3. Открытая пористость составляет 0,08-0,53%. На контактах пород с рудами коэффициент пористости увеличивается до 17,21, водопоглощение - до 1,23 - 3,01 - 1,65%. Водопоглощение пород 0,04 - 0,88%. Влажность пород и руд 0,65 - 0,75%. Предел прочности скальных пород в воздушно-сухом состоянии 1050-3500 кг/см2 (103-343 МПа). Рудовмещающие породы неравномерно трещиноватые и характеризуются с коэффициентом крепости 10-15. Руды в основном сплошные, участками трещиноватые с коэффициентом крепости 8-10.

Таблица 2.1 - Усредненные физико-механические свойства руд и вмещающих пород

Название породы

Объемная масса, г/см3

Порис-тость, %

Водопог-лощение, %

Влаж-ность, %

Предел при сжатии в воздушно-сухом состоянии, МПа

Сред.

Мин.

Лавобрекчия андезитовых порфиритов

2,73

1,17

0,34

165

157

Кварцевый липаритовый порфир

2,70

1,31

0,32

0,65

227

202

Липаритовый порфир

2,67

0,46

0,13

0,15

329

213

Серицит-кварцевая порода

2,83

1,20

0,57

0,41

150

145

Хлорит-кварцевая порода

2,75

0,89

0,52

0,36

144

125

Хлорит-серицит-кварцевая порода

2,65

3,02

1,17

179

130

Эксплозивная брекчия

2,82

0,62

0,23

0,5

236

229

Эруптивная брекчия

2,55

6,51

4,34

0,48

128

Тектонобрекчия липаритовых порфиров

3,22

0,20

0,06

0,1

160

Плагиогранит (дайка)

2,76

0,44

0,1

156

152

Габбро-диабаз (дайка)

2,76

0,35

0,10

216

167

Руда

4,18

1,62

0,25

0,31

Месторождение разведано только бурением колонковых скважин и поэтому исследований о взрываемости пород и руд не производилось. Не изучена способность руд на самовозгарание, силикозоопасность и слеживаемость вмещающих пород и руд. Однако по аналогии руд Озерного месторождения с рудами Узельгинского месторождения их можно классифицировать как пожароопасные и отнести к II типу. Введение горных работ является силикозоопасным.

Медноколчеданные руды, содержание пиритной серы в которой более 40%, являются взрывоопасными. При ведении взрывных работ без профилактических мероприятий по рудам с содержанием свыше 35% пиритной серы имеется опасность возникновения взрывов сульфидной пыли с выделением большого количества сернистого газа. В целом горнотехнические условия для подземной разработки месторождения благоприятны.

2.2. Выбор системы разработки

В настоящем проекте принятом для разработки месторождения «Озерное» параметры подготовки и отработки запасов обосновывались и выбирались на основе имеющегося опыта отработки месторождений, находящихся в аналогичных горно-геологических и горнотехнических условиях Учалинского ГОКа.

Для Озерного месторождения характерно высокое содержание в руде серы, что из-за возможности эндогенных пожаров затрудняет отработку запасов системами с обрушением и магазинированием, а необходимость сохранения поверхности с пахотными землями полностью их исключают. Поэтому для отработки запасов предусматривается применение систем с закладкой выработанного пространства. Системы с закладкой призваны обеспечить безопасную эксплуатацию месторождения с наибольшей полнотой извлечения запасов.

По аналогии с другими предприятиями УГОК для Озерного рудника рассматривается применение сплошной камерной системы разработки с твердеющей закладкой.

2.3. Мощность и срок существования рудника.

Производственная мощность рудника и срок его существования определяется исходя из запасов месторождения.

Общее количество запасов подлежащих отработки Q=6,09 млн. т.

Годовая производственная мощность рудника по горным возможностям для месторождений с углом падения 30-90 определена по рекомендуемой нормами технологического проектирования формуле:

  тыс. т. /год

ν – среднее годовое понижение уровня выемки, ν=21

S – средняя величина рудной площади этажа, S = 7,5 тыс. м2

К1 – поправочный коэффициент на величину годового понижения от угла падения, К1=1,2

К2 - поправочный коэффициент к величине годового понижения от мощности рудного тела, К2=0,6

К3 – поправочный коэффициент к величине годового понижения зависимости от применяемых систем разработки, К3=0,85

К4 – поправочный коэффициент к величине годового понижения в зависимости от числа этажей, находящихся в одновременной работе, К4=1

γ  - плотность руды, γ =4,15 т/м3

Кп – коэффициент, учитывающий потери руды, доли ед., Кп=0,05

Кр – коэффициент, учитывающий разубоживание рудной массы, доли ед.,     Кр= 0,05

Исходя из этого расчётный срок существования рудника  в зависимости от обеспеченности запасами :

      лет

2.4. Режим работы рудника

Режим работы рудника:

– число рабочих дней в году – 300;

– число рабочих смен на основных технологических процессах в сутки – 3;

– продолжительность смены:

– на подземных работах – 7 часов,

– на поверхности – 8 часов;

Транспорт (объемы транспортирования):

– руда по руднику, всего – 400 тыс.т./год,

– порода (в год), всего – 6,4 тыс.

Характеристика транспортируемой горной массы:

 плотность в массиве: руда – 4,2 т/м3

– порода – 2,8 т/м3

– коэффициент разрыхления: по руде и по породе – 1,55 т/м3 

– дополнительная влажность – 4-7%

Люди. Общая списочная численность подземного горно-технологического комплекса (без поверхностных вспомогательных служб), согласно производственной структуры по руднику составит - 222 чел, в т.ч.:

– подземных рабочих - 201 чел;

– ИТР всего - 21 человек,

Максимальное количество подземных трудящихся составит:

– в сутки – 70чел.,

– в смену – 44 чел.

Вентиляция. Расчетная производительность вентилятора ГВУ, всего – 113 м3

Расчетная депрессия всего по руднику 540 мм вод.ст.

Водоотлив. Ожидаемая величина нормального (среднегодового) притока в горные выработки будет составлять 300 м3/час.

2.5. Вскрытие месторождения

2.5.1. Расположение основных вскрывающих выработок.

Вариант представляет собой классическую схему вскрытия крутопадающих залежей двумя вертикальными стволами и горизонтами. Стволы располагаются на одной промплощадке в непосредственной близости (75-150 м) друг от друга за расчетной зоной влияния горных работ. Сравнительный анализ клетевого и скипового подъемов для условий Озерного месторождения показал преимущества первого варианта. Поэтому в настоящем проекте принята клетевая оснастка стволов.

Местоположение вскрывающих выработок определяется оптимизацией проектных решений по руднику в целом, включая: способ и схему вскрытия шахтного поля; порядок отработки поля; способа и схемы проветривания; схемы и средств основного и вспомогательного транспорта; схем и средств кондиционирования, водоотлива, закладочных работ, а также учитываются возможности земельного участка под строительство, наличия требуемых размеров санитарно-защитной зоны, защиты от влияния горных работ.

2.5.2. Шаг вскрытия и высота этажа.

Вскрытие месторождения ведется на всю глубину. Разрабатываемая мощность месторождения 180 метров. Исходя из горно-геологических и горнотехнических условий и из опыта разработки месторождений УГОК, высота этажа принимается 60 м.

Горизонт +310 м является вентиляционно-закладочным и оборудован под прием закладочной смеси, подаваемой с поверхности, разводки ее в пределах горизонта для заполнения выработанного пространства на нижних уровнях. На горизонте расположен склад ВМ емкостью до 10 тонн. В районе околоствольного двора вентиляционного ствола на горизонте оборудована камера сборки самоходного оборудования, спускаемого по грузовому отделению ствола.

Горизонт +250 м и горизонт +190м являются промежуточными буро-транспортными горизонтами. На горизонте +250м оборудован гараж самоходного оборудования с ремонтной зоной, автозаправочный пункт со скважиной приема дизтоплива.

На всех горизонтах оборудуются камеры противопожарных материалов (ППМ).

Горизонт +125 м является концентрационным и оборудован рельсовой откаткой с использованием контактных электровозов типа КР-10. Горная масса с вышележащих горизонтов перепускается на гор.125 м по системе восстающих, оборудованных люковыми устройствами типа ЛВО для загрузки вагонеток. Для обеспечения независимой работы электровозов на горизонте предусмотрены две разминовки. На горизонте расположен комплекс главного водоотлива, электровозо-вагонное депо, склад ППМ и камерные выработки различного назначения.

2.5.3.Стволы шахт, их оборудование и функции

Клетевой ствол диаметром в свету 7,0 м (38,46 м2) пройден на глубину 434,2м и предназначен для выдачи руды, подачи в шахту свежего воздуха, спуска-подъема людей и материалов. По стволу также проложены кабели различного назначения, трубы сжатого воздуха, пожарно-оросительной системы, водоотлива. В стволе оборудовано лестничное отделение. Ствол имеет раскрытие на отметках +370м (для возможной доразведки забалансовых запасов), отметках основных горизонтов +310; +250; +190 и +125м. Ствол оснащен 2-х клетевым подъемом под вагонетку ВБ-2,5.

Вентиляционный ствол диаметром в свету 7,0 м (38,46 м2) пройден до глубины 433,5 м от поверхности и предназначен для выдачи отработанного воздуха, спуска крупногабаритного оборудования, выдачи породы и запасного выхода в аварийных ситуациях. Ствол имеет раскрытия на отметках всех основных горизонтов. Для выдачи отработанного воздуха ствол оборудован вентиляторной установкой главного проветривания. Ствол оснащен одноконцевым клетевым подъемом под вагонетку ВБ-1,6 для выдачи породы, а также грузовой лебедкой грузоподъемностью 40 т для спуска-подъема крупногабаритного оборудования.

Более подробное описание стволов, надшахтных сооружений, технологии подъема горной массы и спуска материалов приводится в горно-механической части настоящего диплома.

2.5.4. Околоствольные дворы.

Околоствольные дворы всех горизонтов оборудованы рельсовыми путями и пунктами перегрузки, что позволяет спускать на горизонты в вагонетках грузы и материалы, а выдавать породу из проходческих забоев. Для обеспечения требуемых вентиляционных режимов горизонтов на соединительных штреках каждого горизонта устанавливаются шлюзовые устройства.

Объемы горно-капитальных работ по вариантам строительства приведены в табл. 2.5.1. К горно-капитальным работам отнесены главные вскрывающие выработки, выработки основных горизонтов, восстающие и рудоспуски, камерные выработки горизонтов, а также технологические скважины с поверхности. Объем ГКР 155 тыс.м3. Непосредственно на стволы приходится 40,2 тыс.м3, или 26% от общего объема.

К горно-подготовительным выработкам отнесены оконтуривающие штреки, пройденные преимущественно по породе. Площадь горизонтов различна и уменьшается с глубиной. Для средней рудной площади равной 7,5 тыс.м2 протяженность подготовительных выработок составляет около 630 м, что и принято для последующих расчетов.

Таблица 2.5.1 - Таблица объемов горно-капитальных работ.

Выработки

Длина, м

Сечение, м²

Объем,

м³

Главные вскрывающие

 

 

40 269

Ствол клетевой (КС)

433

46.5

20 135

Ствол вентиляционый (ВС/ВПС)

433

46.5

20 135

Итого стволы

866

 

40 269

Горизонт 310м

 

 

22 805

Околоствольные дворы

 

 

2 004

Квершлаги и штреки

1 215

15.2

18 468

Склад ВМ

 

 

1 634

Автозаправочный пункт

 

 

568

Камера ППМ

 

 

74

Пункт загрузки автосамосвалов

 

 

 

Прочие горизонтальные и камерные

 

 

57

Горизонт 250м

 

 

21 585

Околоствольные дворы

 

 

1 341

Квершлаги и штреки

948

15.2

14 410

Камера ремонта СО

 

 

5 617

Насосная станция

 

 

 

Водосборники

 

 

 

Электроподстанция

 

 

 

Камера ППМ

 

 

74

Пункт загрузки автосамосвалов

 

 

 

Прочие горизонтальные и камерные

 

 

143

Горизонт 190м

 

 

14 146

Околоствольные дворы

 

 

1 341

Квершлаги и штреки

837

15.2

12 722

Камера ППМ

 

 

74

Пункт загрузки автосамосвалов

 

 

0

Прочие горизонтальные и камерные

 

 

9

Горизонт 125/130м

 

 

18 271

Околоствольные дворы

 

 

3 947

Квершлаги и штреки

1 010

7.9

7 979

Разминовки

94

17

1 598

Электровозное депо

 

 

1 151

Насосная станция

 

 

852

Водосборники

 

 

1 200

Электроподстанция

 

 

834

Камера ППМ

 

 

655

Пункт загрузки автосамосвалов

 

 

0

Прочие горизонтальные и камерные

 

 

55

Соединительный автоуклон

1 647

15.2

25 034

Вентиляционно-ходовой восстающий

185

5

875

Рудоспуски

794

5

3 970

Люковые и загрузочные камеры

 

 

1 946

Итого

 

 

148 901

Неучтенные - 5% объема

 

 

7 445

ВСЕГО

 

 

156 346

2.6 Проведение подготовительно-нарезных горных выработок.

Подготовительно-нарезные  работы  включают проходку комплекса выработок, необходимых для ведения очистных работ в соответствии с принятым вариантом системы разработки. Подготовка месторождения осуществляется по штрековой,  полевой схеме. Полевая подготовка обеспечивает меньшие затраты и значительно большие скорости подготовки этажей к эксплуатации, чем рудная. К тому же, при полевой подготовке в период выемки снижаются затраты на транспортировку, поддержание выработок, вентиляцию и др. Достигается более высокая интенсивность работы блоков и транспорта благодаря тому, что применяют прямые и устойчивые выработки.

Подготовительно-нарезные работы для ведения  очистных работ камерной системой разработки заключаются в проведении:

-транспортных выработок;

-буро-доставочных выработок ;

-вентиляционно-закладочных выработок;

-отрезных щелей.

Поперечное сечение выработок определяется исходя из их назначения и применяемого в них оборудования. Крепление подготовительных и нарезных выработок производится по паспортам, разработанным применительно к конкретным горнотехническим условиям. Тип и способ крепления устанавливается в зависимости от устойчивости рудного и породного массива, назначения и срока службы выработок.


3. Система разработки.

3.1. Параметры системы разработки.

Подэтажи отрабатываются в нисходящем порядке. Отставание отработки камер в секции нижнего подэтажа по отношению к отработке камер верхнего подэтажа не менее ширины камеры.

Отработка секций осуществляется сплошным способом. Для возможности независимой отработки секций, между секциями оставляются межсекционные целики. В целике располагается комплекс выработок необходимых для ведения очистных работ в секции. Основные выработки – орты могут располагаться по середине целика или смещаются к одной из смежных панелей.

К отработке секционных (ортовых) целиков приступают после отработки смежных секций и после того, когда отпадает необходимость поддержания и сохранения выработок, расположенных в целиках и предназначенных для вентиляции, запасных выходов, доставки материалов и горной массы, подачи закладочной смеси в отработанные камеры секции. Отработка целиков осуществляется так же как и отработка основных запасов.

Секции разбиваются на камеры. Количество камер в секции 4-8.

Камеры располагаются вкрест простирания рудного тела. Для придания кровли камер сводчатую форму, оси камер нижнего подэтажа смещают на половину ширины верхних камер.

Параметры камер:

  •  длина 18-60 м,
  •  ширина – 12-15м
  •  высота – 40-60 м.

Система разработки включает в себя следующие конструктивные элементы:

- заезды в камеру (погрузочные орты, штреки);

- буровой орт (штрек) по почве камеры;

- вентиляционно-закладочный орт (штрек) по кровле камеры;

- отрезной восстающий.

Запасы камер разбуриваются с буровых штреков (ортов), оконтуривание первичных камер ведётся как можно ровнее, чтобы при выемке вторичных камер минимально было засорение закладкой, так как попадание в рудную массу закладки заметно снижает извлечение металла в концентрат при обогащении. Во вторичных камерах, для избежания подрыва закладки, скважины недобуривают до контура камер на 1,0 – 1,5 м.  Расположение скважин веерное либо веерное -параллельное. В случае необходимости, бурение может производиться с вентиляционного орта в кровле камеры (нисходящими скважинами ).

В зависимости от сформировавшегося при отбойке навала руды ее отгрузку ведут со стороны оконтуривающего штрека. На отгрузке руды используются ковшовые ПДМ типа TORO 7 грузоподъемностью10 т, оборудованные системой дистанционного управления для зачистки почвы камеры. В режиме ручного управления заезд ПДМ в камеру разрешается не более чем на длину ковша. Руда из камер доставляется к рудоспускам.

Проветривание камер после взрывных работ осуществляется за счет общешахтной депрессии. Для проветривания тупиковых забоев используют вентиляторы местного проветривания.

Закладка выработанного пространства камер осуществляется по трубопроводу, проложенному по полевым штрекам и ортам и выведенного за небольшую перемычку в закладываемую камеру. После закладки камеры оставшееся за перемычкой пространство используют для сброса промывочной воды. Для уменьшения недозакладов кровлю камер располагают на уровне почвы орта и придают ей уклон 3-5 в противоположную сторону. Для ликвидации возможных пустот предусматривается их закладка через скважины, пробуренные из выработок верхнего яруса. При переходе от этажной системы к подэтажной с закладкой, схема подачи закладочного материала аналогична схеме для камерной системы.

Основные показатели по системе с камерной выемкой и закладкой:

Потери, % 5

Разубоживание, %  7

Месячная производительность очистной камеры, тыс. т/мес.  10-15

Объем подготовительно-нарезных работ на 1000 т, м3 61,0

Нормативная прочность закладки принята 4 МПа, для несущего слоя 7,5 МПа. Высота несущего слоя принята в соответствии с «технологической инструкцией по производству закладочных работ на рудниках Учалинского ГОКа. 

3.2. Параметры БВР

Отрезную щель шириной 2,5-3,0 м располагают по границе камер с противоположных сторон от полевых штреков. Формирование щели ведут методом секционного взрывания нисходящих скважин диаметром до 105 мм. Для выполнения буровых работ на подэтажах предварительно проходят короткие ниши. Щель формируется по подэтажам в восходящем порядке. После разделки отрезной щели поступают к отбойке основных камерных запасов. Отбойку ведут восходящими веерами скважин диаметром 75-105 мм. Для улучшения качества дробления руды ее отбойку на нижних подэтажах рекомендуется производить в зажиме. С целью снижения разубоживания закладкой с борта соседней камеры расстояние между искусственным массивом и концами скважин принимают равным 1-2 м в зависимости от диаметра скважины.

Подготовка камер к буровым работам

После проходки выработок. предназначенных для бурения камеры, производится её подготовка к буровым работам, которая заключается:

- в тщательной проверке устойчивости кровли и боков выработок, в которых будет производиться бурение, и подходов к ним;

- в оборудовании мест подключения воды, сжатого воздуха и электроэнергии;

- в оборудовании запасных выходов;

- в тщательной зачистке почвы буровых выработок.

После подготовки камеры к бурению производится окончательная маркшейдерская съемка пройденных в камере выработок.

Паспорт взрывных работ

Паспорт взрывных работ (Технический расчет массового взрыва) содержит:

- планы по буровым горизонтам (1:500) с указанием границ опасных зон и мест установки предупреждающих знаков (аншлагов).

- продольный разрез по камере (1:500) с указанием количества вееров (рядов), планируемых к взрыванию;

- поперечные разрезы по камере (1:200) по каждому вееру (ряду) с положением проектных и фактически пробуренных скважин с указанием массы и длин зарядов, величин недозарядов,  ступеней замедления и т.д. При одинаковых параметрах вееров (рядов) скважин допускается построение одного поперечного разреза по ним;

- перечень лиц, ответственных за проведение взрывных работ.

Дробление негабарита осуществляется в местах, указанных в паспорте на вторичное дробление, который составляется для каждой камеры. Основным условием определения мест дробления негабарита является  отсутствие оборудования и проложенных коммуникаций, а также безопасность производства работ.

Расчёта паспорта БВР :

1. Определяем ЛНС

К3=0,7 для веерных скважин;

m=1, для монолитных руд;

удельный расход ВВ:

, кг/м3

К1=1, К2=2,1; К4=1; К5=0,9; К6=1; К7=1,2; q0=0,7859

q=1,78 кг/м3

W=6,64 м

Расстояние между концами скважин 0,8-1,2 ЛНС, а=5,31 м

Nскв=17

Принимаем 19 скважин, т.к. две скважины добавляются для проработки подошвы отбиваемого слоя.

Lcp – средняя глубина скважин  , где

b1 – средняя ширина отбиваеммого слоя относительно выработки из которой производиться бурение, b1 = 6 м

hсл – высота отбиваемого слоя, hсл =60 м

bсл – ширина отбиваемого слоя, bcл=15 м

Общая длина скважин L=537 м

Величина заряда в веере 4255 кг

3.3. Доставка рудной массы.

Отработка запасов руды осуществляется системами с  применением  самоходного оборудования.

Отгрузку руды из камеры производят через погрузочные заезды с использованием погрузочно-доставочных машин.

Отгрузку руды из камеры в режиме ручного управления ПДМ тип TORO 200D разрешается производить с заездом в камеру не более чем на длину ковша машины. Дальнейшую отгрузку руды, если это предусмотрено проектом, ведут машинами, оборудованными системой дистанционного управления.

Схемы доставки и транспортировки руды выбираются проектом исходя из фактической технологической ситуации, а также длины доставки и транспортировки руды.

Рациональная длина доставки ПДМ 100-150 м. Руда и порода перепускаются по рудоспускам и породоспускам на горизонт 125м и доставляется далее вагонетками до околоствольного двора.  Порода выдаётся  на  поверхность.

Расчёта производительности ПДМ TORO 200D на доставке рудной массы.

Определение производительности ПДМ :

1512т/смену

кm - коэффициент использования ПДМ в смену.

Тсм – продолжительность смены, Т =6 часов

Тпз – время на подготовительные и заключительные работы, час.

Часовая производительность :

т/час, где

tцикла – продолжительность одного цикла, мин

М – масса груза, т

т, где

Vk -  объём ковша, Vk =5,4м3 

кнк - коэффициент наполнения ковша кнк =0,85

γ – объёмный вес руды, γ =4,67 кг/м3 

кр - коэффициент разрыхления отбитой руды k=1,3

мин, где

tнапол – время наполнения ковша, tнапол =0.12мин

tразгр – время разгрузки, tразгр =0.07 мин

tгруж – время движения гружёной машины, мин

tпорож – время движения порожней машины, мин

мин    мин , где

L - длина доставки, L=100 м

Vгруж – средняя скорость движения гружёной машины, Vгруж =3,3м/с

Vпорож – средняя скорость движения порожней машины, Vпорож =3,3м/с

3.4. Основные показатели по системе разработки.

Таблица 3.1 - Основные показатели по системе.

№ п.п

Наименование показателей

Единица измерения

Количество

1.

Объём камеры

м3 

48000

2.

Всего товарной руды

м3  

т

48000

11428

3

Объём подготовительно-нарезных работ

К объёму камеры

%

22,7

На 1000т руды

м3

52,7

4.

По основному массиву

Скважины

м

4564,5

Объём

м3

48000

Выход горн. массы

м 3/м.п.

10,52

5.

Разубоживание

%

7

6.

Потери

%

5


4. Вентиляция.

Общие сведения.

Проветривание рудника предусматривается по всасывающей схеме.

Месторождение вскрыто двумя вертикальными стволами:

- Клетьевой ствол

- Вентиляционный ствол.

Вентилятор главного проветривания установлен на вентиляционном стволе. Свежий воздух поступает по клетевому стволу и распределяется по горизонтам и подэтажам с помощью вентиляционных устройств и восстающих. Способ проветривания принимается всасывающий с прямой схемой проветривания.

Руды классифицируются как пожароопасные и относятся ко II типу. Введение горных работ является силикозоопасным.

4.1. Расчет расхода воздуха для вентиляции шахты.

Общешахтный метод расчета расхода воздуха для вентиляции шахты.

1.По наибольшему числу людей

где Qм – минимальная норма расхода воздуха на 1 человека, Qм=6 м3/мин;

N – наибольшая численность рабочей смены, N=44

Kз – коэффициент запаса воздуха, Kз=1,4

м3/мин

2.Расход воздуха по фактору расхода ВВ

где IВВ – газовость ВВ, принимается 0,04 м3/кг;

В – количество одновременно взрываемого ВВ, В=252 кг;

КЗ – коэффициент запаса, принимаемый равным 1,4;

T – время проветривания выработки после взрыва, Т=30 мин;

Сд – максимально допустимая концентрация газа в общей исходящей струе шахты (для условного оксида углерода СД=0,008%);

м3/мин

3.Расход воздуха для вентиляции шахты по фактору выхлопных газов ДВС

где qМ – нормативный расход воздуха на 1 кВт нормальной мощности двигателя (для дизельных  ДВС qм =5 м3/мин. на один мощности kВт);

NД – суммарная номинальная мощность всех двигателей, работающих в блоке (NД=560 кВт)

kO – коэффициент одновременности работы самоходных машин (при работе трех и более принимается 0,85)

м3/мин

4.Расход воздуха для проветривания по пылевому фактору

QП = 60 Vmin S, м3/мин,   (4.7)

где: Vmin – минимальная эффективная для удаления пыли скорость воздушного потока равняется 0,15 м/с

S – Суммарная площадь поперечного сечения штреков 182,4 м2.

м3/мин

Суммарное необходимое количество воздуха для нормальной работы рудника:

м3/мин или 113 м3/сек

5.Проверка сечений выработок по допустимым скоростям движения воздуха:

- скорость движения струи воздуха при температуры до 200С, во всех выработках, капитальных и подготовительных, должна быть не ниже 0,5м/с.

Скорость движения струи воздуха не должна превышать следующих норм:

- в квершлагах, вентиляционных и главных откаточных штреках, капитальных бремсбергах и уклонах =8 м/с;

- в остальных выработках = 6 м/с;

- в главных вентиляционных штреках = 10 м/с;

- в стволах, по которым производится, спуск и подъем людей и грузов =8 м/с;

- в стволах, служащих только для подъема и спуска грузов = 12 м/с;

- в вентиляционных стволах, не оборудованных подъемами, а также в вентиляционных каналах = 15 м/с.

6. Аэродинамическое сопротивление выработок и шахты в целом:

где КФ- коэффициент формы, КФ=3,83(для сечения сводчатой формы);

L – длина выработки, м;

S – сечение выработки, м2;

- коэффициент аэродинамического сопротивления .

7. Депрессия направления равна:

где hi – депрессия i-той выработки данной ветви, Па;

n – число выработок данной ветви;

hкв – депрессия канала вентиляторной установки, Па;

hк – депрессия воздухонагревателей, Па.

Таблица 4.1- Расчет депрессии выработок рудника

Участок

Наименование выработки

Род крепи

Коэффициент аэродинамическо-го сопротивления α

Длина выработки

Периметр выработки

Площадь сечения выработки

Количество воздуха проходящего по выработке, Q, м3/сек

Депрессия участка, мм. вод. ст.

Скорость движения воздуха

0-1

Ствол

бетон

0,033

238

22

38,5

113

38,66

2,9

01.фев

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

141,7

14,8

15,1

15,19

2,65

1,0

02.авг

штрек

Торкрет бетон

0,019

174,8

14,8

15,1

9,41

1,85

0,6

08.мар

штрек

Торкрет бетон

0,019

425,4

14,8

15,1

39,41

53,63

2,6

02.апр

штрек

Торкрет бетон

0,019

111,9

14,8

15,1

5,78

0,13

0,8

03.июн

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

108,8

14,8

15,1

23,85

0,13

1,6

03.апр

штрек

Торкрет бетон

0,019

32,4

14,8

15,1

15,56

3,33

1,0

04.май

штрек

Торкрет бетон

0,019

82

14,8

15,1

39,34

10,30

2,6

05.июн

штрек

Торкрет бетон

0,019

18,9

14,8

15,1

54,34

4,53

3,6

06.июл

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

31

14,8

15,1

58,19

8,52

3,9

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1-1’

Ствол

бетон

0,033

60

22

38,5

97,81

7,30

2,5

1’-2’

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

136,2

14,8

15,1

20

4,42

1,3

2’-3’

штрек

Торкрет бетон

0,019

525,5

14,8

15,1

11,34

5,49

0,8

2’-3’

штрек

Торкрет бетон

0,019

103,5

14,8

15,1

8,66

0,63

0,6

3’-6’

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

172,7

14,8

15,1

20

5,61

1,3

5’-5

автоуклон

Торкрет-бетон

0,019

345,5

14,8

15,1

15

6,31

1,0

6’-7

Ствол

бетон

0,033

60

22

38,5

54,81

2,29

1,4

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1’-1”

Ствол

бетон

0,033

60

22

38,5

77,81

4,62

2,0

1”-2”

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

211

14,8

15,1

63,31

68,65

4,2

2”-3”

штрек

Торкрет бетон

0,019

184,6

14,8

15,1

48

34,53

3,2

6”-3”

штрек

Торкрет-бетон

0,019

208,2

14,8

15,1

20

6,76

1,3

2”-3”

штрек

Торкрет бетон

0,019

54,7

14,8

15,1

17,31

1,33

1,1

3”-4”

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

106

14,8

15,1

37,31

11,98

2,5

4”-5”

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

84,2

14,8

15,1

22,31

3,40

1,5

4”-4’

автоуклон

Торкрет-бетон

0,019

345,5

14,8

15,1

15

6,31

1,0

6”-8

Восстающий

нет крепления

0,05

120

11

7

28

150,86

4,0

5”-6’

Ствол

бетон

0,033

60

22

38,5

34,81

0,92

0,9

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1”-1”’

Ствол

бетон

0,033

60

22

38,5

12,5

0,12

0,7

1”’-4’”

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

80

14,8

15,1

9

0,53

0,6

4”’-2”’

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

16,9

14,8

15,1

8

0,09

0,5

2”’-3”’

штрек

Торкрет бетон

0,019

428,2

14,8

15,1

7

1,70

0,5

1”’-5”’

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

267,6

14,8

15,1

3,5

0,27

0,9

5”’-6”’

штрек

Торкрет бетон

0,019

39,1

14,8

15,1

4,5

0,06

0,9

6”’-3”’

штрек

Торкрет бетон

0,019

66,1

14,8

15,1

5,5

0,16

0,7

4”’-5”’

штрек

Торкрет бетон

0,019

50

14,8

15,1

1

0,00

0,9

3”’-7”’

Квершлаг

Торкрет-бетон

0,019

172,4

14,8

15,1

12,5

2,19

0,8

 

 

 

 

 

 

 

всего

450,28

 

 

 

 

 

с учетом местных сопротивлений

562,85

 

С учетом полученных результатов, принимаем вентилятор главного проветривания модели ВОД-30

Таблица 4.2 - Техническая характеристика вентилятора ВОД-30.

Диаметр рабочего колеса, мм

30700

Частота вращения, об/мин-1

500

Подача в пределах рабочей зоны, м3/с

42-224

Статическое давления, Па

2700

Максимальное статическое к.п.д.

0,81

Средневзвешенный к.п.д.

0,72

Мощность приводного двигателя, кВт

1000

4.2. Расчет вентиляции тупиковой выработки.

Проходится штрек сечением 16,8м2, длинной 150м.

Расчет расхода воздуха по наибольшему числу людей:

Qл=6*Nчел.=6*4=24 м3/мин.=0,4 м3/сек.

По скорости движения воздуха:

Qзп=60*υmin*Sв=60*0,25*16,8=4,2 м3/сек .

Qзп=60*υmax* Sв= 60*4*16.8=67.2 м3/сек .

По фактору разжижения газов ВВ:

Т=60мин- время проветривания выработки после взрыва;

V – объем очистной выработки, загазованной после взрывных работ;

S =16,8м2 – сечение выработки;

L = 172м – длина выработки;

Кобв =0,8 – коэффициент обводненности;

Кут = 1,14 – коэффициент утечек в трубопроводе

V = 100*В = 100*126 = 12600л

В= N*(πd2/4)*lBB*Δ*10-3 =44*(3.14*0.0452/4)*1.4*1*10-3=126кг

N=44 –  количество заряжаемой части шпура.

Δ=1 г/см3- плотность ВВ.

Расчет по фактору газов ДВС.

Qз=qн*Nд=6,8*140=952 м3/мин.=16 м3/сек.

qн – нормативный расход воздуха на 1 л.с.

Nд – суммарная номинальная мощность двигателей.

    Принимаем для дальнейших расчетов расход воздуха

Q=16 м3/сек.

    

Выбор ВМП:

Определим дебит вентилятора:  

Qв= QДВС* кдт=16*1,14=18 м3/с

Депрессия гибкого трубопровода:

hтр=Rтр*Qв2=33,4*182=10821,6 Па

Rтр=33,4Н с2/м8- аэродинамическое сопротивление трубопровода

Депрессия ВМП составит:

hВМП = hТР + hМ + hДИН

hМ = 0,035 * n * z2 * υ2тр= 0,035*2*0,22*182=0,9Па

hДИН= ρ* Qв2/2* S2тр=1,2*182/2*(3,14*0,62/4)=833,14Па

hВМП=10821,6+0,9+833,14=11668,6Па

Для обеспечения расчетной депрессии выбираем вентилятор типа ВМ-12

Таблица 4.3 - Техническая характеристика вентилятора ВМ-12

Диаметр присоединительного патрубка  мм

1200

Частота вращения, мин-1

1470

Область промышленного использования:

     Производительность, м3/с

10-32

     Статическое давление, Па

800-3700

     Мощность, кВт

110

Масса вентилятора, кг

2300

Габариты, мм

     Длина

1950

     Ширина

1350

     Высота

1500


5 Горномеханическая часть.

Выбор оборудования подземного транспорта, подъемных, вентиляторных, водоотливных и компрессорных установок выполнен на основании следующих исходных данных:

Режим работы рудника (для подземных рабочих):

дней в год

305

смен в сутки

3

продолжительность смены

7

Транспорт (объемы транспортирования):

руда

тыс.т/год

400

порода

тыс.т /год

6,4

люди

чел./сут.

70

чел./смен.

44 (макс.)

Характеристика транспортируемой горной массы:

руда

порода

плотность в массиве

т/м3

4,2

2.8

коэффициент разрыхления

1.55

1.55

плотность в насыпке

т/м3

2,7

1,81

дополнительная влажность (от пылеподавления)

%

4.7

4.7

Вентиляция необходимое количество воздуха

воздуха

м3

165

Количество свежего воздуха и депрессия горных выработок по участкам приведена в разделе "Главные вентиляторные установки"

Водоотлив.

Объём ожидаемых притоков в горные выработки:

нормальный приток

м3

300

максимальный (среднемесячный)

м3

450

5.1. Общая схема транспорта.

Схема транспорта и расчетные параметры оборудования приведены на момент выхода рудника на проектную производительность 400 тыс.т (третий пусковой комплекс, 2014 расчетный год).

Транспорт руды.

Руда с очистных и нарезных подготовительных забоев транспортируется погрузочно-доставочными машинами к участковым рудоспускам. Перепускается на концентрационный гор.-125м, где через вибродоставочные установки грузится в вагонетки и откатывается электровозным транспортом к клетьевому стволу. Вагонетки поднимаются на поверхность где руда перегружается в приемные бункеры, питателями подается на ленточные конвейеры и по конвейерным галереям транспортируется на склад.

Транспорт породы.

Порода от горнокапитальных, горноно-подготовительных и нарезных работ транспортируется вагонетками к вентиляционному стволу. Вагонетки клетью поднимаются на поверхность.

Транспорт материалов и оборудования.

Материалы и оборудование доставляются с поверхности на рабочие горизонты по вентиляционному стволу. По безрельсовым горизонтам материалы доставляются непосредственно до рабочих мест, на откаточном горизонте (гор.-125м) предусмотрена камера перегрузки материалов с самоходного транспорта на рельсовый.

Транспорт людей.

Спуск людей на рабочие горизонты осуществляется по клетьевому стволу. По откаточному горизонту электровозным транспортом. Связь между горизонтами осуществляется наклонными съездами.

5.2 Электровозный транспорт.

Рудничный транспорт

В систему рудничного транспорта при вскрытии вертикальными стволами входят:

  •  локомотивный транспорт на концентрационном горизонте +125 м;
  •  система рудоспусков, оборудованных люковыми устройствами для выпуска руды и погрузки ее в вагонетки;
  •  комплекс обмена вагонеток у шахтных подъемов.

Откатка руды по концентрационному горизонту до клетевого ствола производится контактными электровозами типа КР-10 в вагонетках с боковой разгрузкой емкостью 2,5 м3 типа ВБ-2,5. Порода этими же электровозами в вагонетках ВБ-1,6 доставляется к стволу ВС, по которому и выдается на поверхность.

Выбор оборудования локомотивной откатки выполнен на основании следующих расчетов.

Расчет локомотивной откатки

Локомотивная откатка будет производиться на концентрационном горизонте, причем вагонетки используются двух типов ВБ-2,5 для руды и ВБ-1,6 для породы. Вес вагонетки:

, где

Kн – коэффициент наполнения, принимаем 0,9

γ – удельный вес 4,2 т/м3

V – объем вагонетки для руды 2,5 м3, породная вагонетка, соответственно 1,6 м3

Kр – коэффициент разрыхление 1,55

т-вес груженой вагонетки с рудой ВБ-2,5.

т-вес груженой вагонетки с породой ВБ-1,6.

Для локомотивной откатки выбираем рудничный электровоз К10, а количество вагонеток выбираем из условий:

  1.  По сцепному весу электровоза Рсц
  2.  По условию торможения на среднем уклоне (не более 40 м)
  3.  По ограничению нагрева двигателя.

Для вагонеток ВБ-2,5:

1. По сцепному весу электровоза

шт., где

Ψ – коэффициент сцепления колес с рельсами в зависимости от состояния рельсов,  принимаем 0,15

ωп – пусковое сопротивление движению груженой вагонетки, Н/кН

ωп=1,5ωгр

где ωгр – удельное ходовое сопротивление движению вагонетки принимаем 7

ωп=1,57=10,5 Н/кН

i-средний уклон, ‰, i= 0,003

jп - ускорение состава при спуске, м/с2, jп= 0,045

G- вес груженой вагонетки, 6,09 т

G0- собственный вес вагонетки, 1,52 т

1000, 110, 9,81 – числовые коэффициенты для перевода в размерности соответственно
кН – в Н; м/с
2 – в безразмерный; т - в кН;

РСЦ=10т=100 кН.

2. По условию торможения на среднем уклоне

шт, где

 - коэффициент трения между колодкой и ободом колеса, 0,21

 - коэффициент нажатия колодок, 0,8

 - замедления при торможении, м/с2 при максимально допустимой величине  тормозного пути lт=40 м

, где

 – коэффициент перевода км/ч в м/с;

Vдл – скорость длительного режима движения (км/ч) определяется по характеристике двигателя

3. По ограничению нагрева двигателя

, где

Fдл – длительная сила тяги электровоза, кН

 - коэффициент маневрового режима, 1,4

 - относительная продолжительность движения определяется:

, где

Vдл – скорость длительного режима движения определяется по характеристике двигателя км/мин, Vдл=0,3

 - время маневрирования при погрузке и разгрузке, мин, =0,15

α – длина откатки, км, α=1,2

 β – сопротивление движению от уклона равного сопротивления, Н/кН;

β=20 Н/т =2 Н/кН

Согласно выше приведенным расчетам для локомотива К-10 принимаем количество вагонеток ВБ-2,5 равным 7.

Для вагонеток ВБ-1,6:

, где

Ψ – коэффициент сцепления колес с рельсами в зависимости от состояния рельсов,  принимаем 0,15

ωп – пусковое сопротивление движению груженой вагонетки, Н/кН

ωп=1,5ωгр

где ωгр – удельное ходовое сопротивление движению вагонетки принимаем 8

ωп=1,58=15,75 Н/кН

i-средний уклон, ‰, i= 0,003

jп - ускорение состава при движение под уклон, м/с2, jп= 0,045

G- вес груженой вагонетки, 4,0 т

G0- собственный вес вагонетки, 0,8 т

1000, 110, 9,81 – числовые коэффициенты для перевода в размерности соответственно
кН – в Н; м/с
2 – в безразмерный; т - в кН;

2. По условию торможения на среднем уклоне

шт, где

 - коэффициент трения между колодкой и ободом колеса, 0,21

 - коэффициент нажатия колодок, 0,8

 - замедления при торможении, м/с2 при максимально допустимой величине  тормозного пути lт=40 м

, где

 - коэффициент перевода км/ч в м/с;

Vдл – скорость длительного режима движения (км/ч) определяется по характеристике  двигателя

ωгр – удельное ходовое сопротивление движению вагонетки принимаем 8

3. По ограничению нагрева двигателя

, где

Fдл – длительная сила тяги электровоза, кН

 - коэффициент маневрового режима, 1,4

 - относительная продолжительность движения определяется:

, где

Vдл – скорость длительного режима движения определяется по характеристике  двигателя км/мин, Vдл=0,3

 - время маневрирования при погрузке и разгрузке, мин, =0,15

α – длина откатки, км, α=1,2

 β – сопротивление движению от уклона равного сопротивления, Н/кН;

β=20 Н/т =2 Н/кН

Согласно выше приведенным расчетам для локомотива К-10 принимаем количество вагонеток ВБ-1,6 равным 10.

Количество рейсов в смену для вывоза руды:

, где

1,25-коэффициент неравномерности поступления руды в течение смены

Асм – сменная производительность рудника, т, Асм= 444 т

n – количество вагонеток в составе, шт. n=7

 

Средняя продолжительность рейса на откаточном горизонте:

, где

Vдл – скорость длительного режима движения, определяется по характеристике  двигателя, Vдл=18

tм – 15 мин – время маневров и пауз в конечных пунктах

0,75 – коэффициент

мин

Тогда количество возможных рейсов одного локомотиво-состава:

, где

Tсм - продолжительность работы локомотиво-состава в смену, ч, Tсм=6,5

При вскрытии подземного рудника транспортным уклоном система рудничного транспорта представлена только шахтными автосамосвалами. По данной схеме горная масса, в отличие от локомотивной откатки по концентрационному горизонту, выдается с каждого горизонта, а при необходимости, с каждого подэтажа. Длина транспортирования при этом изменяется от 2,2 (горизонт +250 м) до 3,5 км (горизонт +135 м). Однако, варьируя объемами отгрузки с горизонтов в случае их одновременной отработки, можно добиться постоянной (средневзвешенной) длины транспортирования равной 2,7 км.

Таблица 5.1 - Объемы грузоперевозок по ярусам и периодам отработки

Ярус,

горизонт

Длина

доставки, м

Периоды по годам отработки

Пусковой,

годы 1-2

Первый,

годы 3-7

Переход.,

годы 8-9

Второй,

годы 10-16

+ 250 м

2200

372,6

271,0

21,9

0

+ 190 м

2800

0

0

309,0

406,4

+ 135 м

3450

33,8

135,6

75,5

0

Средневзвешенная длина доставки, м

2304

2618

2890

2800

5.3. Шахтный подъем. Характеристика стволов.

Вскрытие месторождения «Озерное» по первому варианту осуществляется двумя вертикальными стволами; по второму варианту – двумя уклонами; по третьему – уклоном и вспомогательным (клетевым) вентиляционным стволом.

Клетевой ствол.

Клетевой ствол является основным стволом для выдачи руды и породы на поверхность, спуска и подъема людей, взрывчатых веществ, материалов и малогабаритного оборудования. По стволу в необходимых для ведения горных работ количествах по каналу из калориферной подается свежий воздух.

Ствол проходится на глубину 434 м., диаметр в свету 7,0 м. (38,46 м2). Крепь ствола выполняется из бетона и железобетона (сопряжение, устье ствола). Армировка ствола выполнена из металлических расстрелов двутаврового профиля № 36 .

Выбор оборудования для работы ствола рудника произведен на основании расчетов в зависимости от глубины, диаметра ствола в свету и фактических нагрузок.

С правой стороны от ствола по той же оси располагается здание, которое оснащается одной двухбарабанной машиной типа 2Ц-52,4. Подъемная установка (ПУ) работает по системе «клеть-клеть» с размещением в стволе двух одноэтажных клетей 1УКН 4,5-3 из условий спуска-подъема вагонов с откидным бортом ВБ-2,5, вместимостью на 30 человек.

На рабочее место персонал добирается из АБК по пешеходной галерее до ствола, затем в клети до нужного горизонта. В стволе оборудуется лестничное отделение, прокладываются трубы водоотлива, сжатого воздуха, промводы и электрические кабели.

Механизация всех операций по обмену вагонеток на горизонтах и клетевом отделении производится с использованием толкателей ТКО 16-80 в комплексе со стопором путевым СП800-7,5П и лебедкой или канатных толкателей верхнего действия инв.№12587, талей ручных червячных передвижных г/п 5 т., стволовыми предохранительными дверями с электроприводом, посадочными кулаками КП и качающимися площадками.

Количество и тип оборудования может уточняться при выполнении рабочей документации по требованию рудника и изменении номенклатуры заводов – изготовителей.

Ствол оснащается копром с надшахтными сооружениями. В надшахтном здании, пристроенному к копру, на высоте 9,600 м от устья ствола производится механизация по обмену вагонеток с помощью толкателей верхнего действия и перестановочных платформ, монтируется разгрузочный бункер (выполняемый по индивидуальному проекту) для выдачи породы. Далее из приемного бункера-дозатора и питателя качающегося КТ-10 руда поступает на ленточный конвейер СМД-151-50 и далее вывозится карьерными автосамосвалами на склад руды.

Вентиляционный ствол.

Глубина ствола 434 м., сечение (38,46 м2). Крепь ствола выполняется из бетона и железобетона (сопряжение, устье ствола). Армировка выполнена из металлических расстрелов двутаврового № 36 с односторонними металлическими проводниками Р 38.

Вентиляционный ствол выполняет функции воздуховыдающего ствола. Отработанный загрязненный воздух через вентилятор главного проветривания ВОД-30 по вентиляционному каналу на поверхность. В стволе проложены трубопроводы для подачи закладочной смеси, электрические кабели, оборудуется лестничное отделение.

Ствол предназначается для аварийного спуска и подъема людей, выдачи породы от проходки горных выработок в клети 1НВ 3,1-3.

С востока от ствола по той же оси располагается одноканатная подъемная установка МПП-17,5, остающаяся с проходческого периода и работающей по системе «клеть с противовесом» под вагон ВБ-1,6.

Здание грузовой лебедки ЛПЭП-25, размером 612 м, расположено на северо-востоке от ствола и служит для спуска-подъема крупногабаритного оборудования.

Ствол оснащается копром с надшахтными сооружениями. Операции по подготовке к спуску в ствол крупногабаритного оборудования выполняется в отапливаемом помещении.

На внутренних площадях нулевой отметки надшахтного здания организованы места

складирования длинномерных материалов и сосудов. Доставка материалов и оборудования производится через грузовой проем в стволе на платформе грузоподъемностью 30 т.

Механизация работ по вагонообмену, приему и разгрузке породы в металлический бункер, оборудованный на отм. + 10,0 м. выполняется толкателем ТС-5,5 в комплексе с перестановочной платформой ПРП-04 с автоматическим стопором и лебедкой. К бункеру- дозатору с юга примыкает конвейер, предназначенный для транспортировки породы на временный отвал и далее вывозимый автосамосвалами в отвал пустой породы расположенный рядом с карьером на базе месторождения «Западно-Озерное». Уборка породы в отвал из-под узла разгрузи, при необходимости, производится бульдозером.

Механизация всех операций по вагонообмену на горизонтах 250 м, 190 м, и 125 м. по приему и выдачи горной массы на гора выполняется канатными толкателями ТКО16-80

В комплексе со стопором путевым СП800-7,5П и лебедкой, перестановочных платформ, стволовыми дверями и качающимися площадками.

Руддвор вентиляционного ствола на горизонте 310 м предназначен для приема и монтажа спускаемого крупногабаритного оборудования.

Технические характеристики по подъемным установкам рудника приведены в табл. 5.2.

Таблица 5.2 - Технические характеристики подъемов рудника

Наименование

КС (вариант 1)

ВС (вариант 1)

Высота подъема, м

440

440

Режим работы подъема по выдаче

руды:

дней в год, дн/год

часов в сутки, ч/сут.

Коэффициент неравномерности

300

300

18

14

1,4

1,4

Характеристика оборудования подъемной установки:

Клеть Количество, шт.

1УКН 4,5-3

2

1 НВ 3,1 – 3

1

Диаметр подъемного каната

44,5

33

Подъемная машина:

Тип

Количество, шт

Диметр барабана, м

2 Ц – 52,4

МПП – 17,5

1

1

5

2,850

Электродвигатель:

Ном.мощность, кВт

Частота вращ, об/мин

П2-630-215-4КУ4

АК3-13-46-6

1600

630

40

985

Редуктор, тип

Ц2Ш-900

Передаточное отношение

1

202

Мах. скорость подъема, м/с

10,5

8

Производительность

ПУ, тыс.т/год

500

300

Спуск крупногабаритного оборудования

Для спуска крупногабаритного оборудования вентиляционный ствол дополнительно оснащается грузовой лебедкой ЛПЭП-25 грузоподъемностью 25 т, что практически без разборки позволяет спускать самоходное оборудование.

Для организации спуска крупногабаритного оборудования предусматривается следующая схема оборудования нулевой площадки надшахтного здания: помещение для разборки оборудования оснащается мостовым двухбалочным опорным краном грузоподъемностью 20 т и самоходной платформой грузоподъемностью 30 т предназначенной для перевозки больших грузов (успешно применялась на шахте № 65 Южного рудника Джезказганского горно-металлургического комбината).

Конструктивно платформа представляет собой две продольные балки, равного сопротивления, соединенные на расстоянии один метр от концов двумя шкворневыми балками, через которые платформа опирается на тележки. Между балками даны ребра жесткости и поперечные балки, которые создают решетчатую структуру. Сверху платформа перекрыта деревянным настилом из брусьев сечением 70100 мм. На передних наклонных плоскостях боковых балок установлены штепсельные розетки для подключения силового кабеля. Платформа приводится в движение электродвигателем мощностью 1,3 кВт через редуктор и открытую зубчатую передачу.

После погрузки оборудования на платформу, последняя движется и перекрывает часть ствола. Оборудование подвешивается с применением траверсы и занимает вертикальное положение при помощи грузовой лебедки. Самоходная платформа отъезжает, а груз через грузовую нишу опускается на горизонт 310 м.

На горизонте 310 м для приема опускаемого крупногабаритного оборудования (ПДМ, буровые станки и др.) оборудуется такой же самоходной платформой которая надвигается на ствол для приема опускаемого оборудования.

Так как, в связи с жестким ограничением платформы по высоте в конструкции платформы отсутствуют амортизирующие устройства, при погрузочных работах необходимо выполнить следующие требования:

а) максимальный вес погрузочной единицы не должен быть более 20 т;

б) опускание груза должно производиться с минимальной скоростью, а в непосредственной близости от поверхности платформы – с короткими остановками. Не допустима погрузка с ходу грузов, весом более 15 т;

в) при установке грузовых единиц весом от 15 т до 20 т их центр тяжести не должен смещаться от поперечной (центральной) оси платформы более 0,8 м.;

г) при опускании груза весом более 15 т, подкладкой деревянного бруса следует обеспечить касание его о поверхность платформы сначала одним концом, а затем плавно, с короткими остановками, окончательно опустить груз на платформу.

Для подъема груза с платформы горизонт 310 м оборудован краном мостовым ручным двухбалочным опорным грузоподъемностью 20 т и местом для монтажа крупногабаритного самоходного оборудования.

Спуск – подъем людей и материалов

Спуск (подъем) людей на рабочие горизонты осуществляется клетевыми подъемами по стволам КС и ВС. Максимальная смена доставляется за один рейс. Аварийным выходом на поверхность служит подъем ствола ВС. По второму варианту вскрытия (двумя уклонами) доставка людей осуществляется специализированным автотранспортом типа GIA UV211 (перевозка персонала до 12 чел).

Спуск материалов и мелкого оборудования осуществляется в вагонетках (тележках) по клетевым подъемам стволов КС и ВС. Для приема длинномерных грузов, дополнительно к оборудованию вагонообменов, в околоствольном дворе предусматривается таль ручная червячная передвижная г/п 5 т (ВБИ исполнения).

На каждом горизонте, у рудных тел, предусматривается оборудование камер перегрузки материалов (КПМ) на колесный вид транспорта, самоходных тележек типа UV211 (фирма GIA industri ab). Камеры оборудованы талью грузоподъемностью 5 т.

5.4. Главная вентиляторная установка рудника

Проветривание рудника будет производиться с применением главной вентиляторной установки типа ВОД-30, работающей на всасывание. Вентиляторы выбраны, с учетом максимальных расчетных параметров вентиляционной сети в эксплуатационный период.

Вентиляторная установка оборудована двумя (рабочим и резервным) вентиляторами с комплектом средств для реверсирования вентиляционной струи и перехода с рабочего вентилятора на резервный. Работа ГВУ предусматривается в автоматическом режиме, с выводом необходимых параметров через систему АСОДУ диспетчеру рудника.

Здание ГВУ с главными вентиляторными установками размещается в районе вентиля- ционного ствола и связано подземным каналом со стволом ВС. Для ведения ремонтных работ здание ГВУ оборудуется краном ручным однобалочным г/п 5 т.

Участковые вентиляторные установки. Проветривание горных работ будет осуществляться с применением вентиляторов ВМЭ – 6 и ВМЭ – 12А.

Калориферная. В зимнее время воздух в подземные выработки подается подогретый через калориферную установку, расположенную у воздухоподающего клетевого ствола. Количество калориферов рассчитывается из условий необходимого подогретого воздуха подаваемого в подземные выработки. 

5.5.Водоотлив. Насосная установка главного водоотлива

Расчетный водоприток в подземной части рудника составляет 300 м3/час или 7200 м3/сут, включая водопритоки по шахтным стволам. Шахтные воды по прогнозу обладают сульфатной агрессивностью по отношению к бетону на обычных несульфатостойких цементах. При вскрытии месторождения с использованием вертикальных стволов «Обоснованиями инвестиций» предусматривается одноступенчатый водоотлив. Насосная станция главного водоотлива расположена в районе клетевого ствола на уровне горизонта 125 м/135 м. Требуемая производительность насосной установки 300 м3/час и напор для выдачи воды на поверхность с глубины 435 м. Принимаем насосную установку ЦНСКА 300480. Насосы многоступенчатые, центробежные, секционные. Проектируемая насосная установка главного водоотлива состоит из 3-х насосных агрегатов (один в работе, один в резерве, один в ремонте) комплектно с электродвигателем ВАО 2560М-4, мощностью 630 кВт, напряжением 6000 В и рамой под насосный агрегат.

Шахтная вода на поверхность выдается по двум напорным ставам Дн = 219 мм, один из которых в работе, другой в резерве. Ставы труб снабжены эл. задвижками для подключения к тому или другому насосу. Трубы с учетом кислотности воды (кислотность уточняется) принимаются трубы ГОСТ 8732-80.

Ставы проложены по клетевому (вспомогательному) стволу, опускаются на колена и закреплены.

При выбранной технологии отработки месторождения вся вода с горизонтов по скважинам перепускается в водосборники, примыкающие к насосной камере. Объем водосборников, их не менее двух, рассчитывается на 4-х часовой приток воды. Открыванием ручных задвижек того или иного водосборника вода через приемный клапан заполняет коллектор и запускает в работу выбранный насос. Доставка оборудования в насосную камеру осуществляется через транспортную выработку от горизонта 125 м. к насосной камере. В насосной камере для монтажа оборудования предусматривается кран подвесной однобалочный ручной, грузоподъемностью 3,2 т., пролет крана 3,0 м.

Для откачки воды из зумпфов у каждого ствола предусматривается зумпфовой водоотлив с насосными агрегатами ВКС 4/28А производительностью 14 м3/ч и Н=28 м. Вода из зумпфа подается в водосборник насосной станции.

При вскрытии рудника двумя уклонами используется 2-х ступенчатая схема шахтного водоотлива. Насосная установка второй ступени располагается на отметке гор. +135 м и предназначена для сбора-откачки воды, поступающей с горизонта + 190 м и ниже расположенных подъэтажей. Главная насосная установка размещается на горизонте 250 м. Производительность насосной установки 300 м3 в час и напором для выдачи воды на поверхность. Глубина от поверхности порядка 240 м. Принимаем насосную установку ЦНСКА 300240. Насосы многоступенчатые, центробежные, секционные. Проектируемая насосная установка главного водоотлива состоит из 3-х насосов (1 – в работе, 1 – в резерве, 1 – в ремонте) комплектно с электродвигателем ВАО 2 – 450 LA-4, мощностью 315 кВт, напряжением 6000 В, весом 3930 кг.

В водосборник главной насосной станции с нижележащих горизонтов вода поступает из перекачной насосной станции расположенной на горизонте 135 м. Перекачная насосная станция с водосборником собирает всю воду с подэтажей ниже отметки горизонта 250 м и по трубам Ø219 мм подает воду на главную насосную станцию.

Два става труб от перекачной насосной станции до водосборной ГНУ проложены по трубному отделению восстающего 135/250 м.

Зумпфовые насосные станции. При вскрытии стволами устье каждого оборудовано зумпфовыми насосными установками. Откачка воды из зумпфов стволов в водосборники главного водоотлива осуществляется перекачной насосной станцией, расположенной на отм. 115 м. Каждая насосная станция оборудована двумя (рабочий и резервный) насосами вихревыми типа ВКС4/28А с электродвигателями типа 4А132 М4У3. Производительность насоса Q = 14 м3/час, напор 30 м. Откаченная из зумпфа стволов вода по трубопроводам диаметром Ду = 50 – 100 мм, которые проложены по стволу, поступает в водосборники ГНС.

Работа зумпфовых насосных станций предусматривается в автоматическом режиме, с выводом необходимых параметров диспетчеру рудника.

На поверхности шахтная вода поступает в прудок-отстойник из которого самотеком по трубопроводу направляется на станцию нейтрализации и очистки шахтных и карьерных вод. Часть шахтной воды из прудка отбирается на технологические нужды закладочного комплекса.


6. Строительная часть

6.1. Технологический комплекс па поверхности

Для приема руды служат надшахтные здания скипового и клетевого подъемов с приемными бункерами, копрами и машинными зданиями. Технологическая обработка руды производится в дробильно-сортировочной и обогатительной фабриках; складирование и погрузка руды – в открытых складах и бункерах. Транспортировка руды между отдельными сооружениями поверхности производится по конвейерным галереям и эстакаде.

В надшахтных сооружениях выполняется следующий комплекс работ:

  •  перегрузка руды от клетьевого ствола автосамосвалами к руддвору;
  •  от руддвора ж/д транспортом руда доставляется на обогатительную фабрику, расположенную в непосредственной близости от Учалинского ГОКа;
  •  на обогатительной фабрике получают медный концентрат.

Если в руде среднее содержание полезных компонентов составляет не менее 0,8%, ее отправляют на обогатительную фабрику. Там она измельчается и поступает на флотоагрегаты. Метод флотации основан на различении разных материалов по степени смачиваемости их водой. С участием флотореагентов из породы выделяется концентрат, а отходы, «хвосты», уходят в отвал.

6.2. Промплощадка рудника

Компоновка промплощадки рудника осуществляется с учётом рельефа местности, направления господствующих ветров. Опасные в пожарном отношении объекты, в частности склад ГСМ, располагаются с подветренной стороны при удалении от надшахтных зданий, вентиляторов и калориферов на 100 метров.

Расстояние между зданиями и сооружениями принималось из условий соблюдения противопожарных и санитарных норм, с учётом прокладки инженерных сетей, а также возможности расширения отдельных зданий и сооружений.

Возле АБК предусмотрена площадка для общественного и индивидуального транспорта. Сеть внутриплощадочных автомобильных дорог предусмотрена кольцевой, что необходимо для противопожарных целей, поскольку позволяет обеспечить доступ пожарных машин ко всем основным зданиям и сооружениям с двух сторон.

Прокладка инженерных коммуникаций предусматривается, как правило, надземным способом, при использовании для этих целей галерей и эстакад. При подземной прокладке инженерные коммуникации размещают вдоль автомобильных дорог, параллельно основным зданиям и сооружениям. При проектировании промплощадки учитывалась возможность реконструкции поверхностного комплекса шахты в будущем в связи с возможным увеличением производственной мощности предприятия и необходимыми нормами, предусматривающими резерв территории.


7. Электротехническая часть

В электротехнической части рассмотрены электроснабжение, силовое электрооборудование, внутреннее и наружное освещение.

7.1. Электроснабжение

Проектируемое горнодобывающее предприятие включает в себя подземный рудник, закладочный комплекс, объекты поверхности, объекты подсобного и обслуживающего назначения, объекты энергетического хозяйств, очистные сооружения шахтных и карьерных вод

Электротехническая часть выполнена в соответствии с требованиями «Правил устройства электроустановок» (ПУЭ), «Единых правил безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» ПБ 03-458-02, «Единых правил безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» ПБ03-553-03, СНиП 23-05-95 «Естественное и искусственное освещение» и других нормативных документов Российской Федерации.

Основными высоковольтными потребителями подземной части рудника асинхронные двигатели насосной станции главного  водоотлива, на поверхности рудничной площадки асинхронные двигатели подъемной машины и синхроннные двигатели компрессорной станции и мельницы закладочного комплекса. Низковольтными потребителями подземной части рудника являются асинхронные двигатели вентиляторов местного проветривания и технологического оборудования, на поверхности рудника -  асинхронные двигатели вентиляторной установки главного проветривания, технологического и сантехнического оборудования.  

Основными высоковольтными потребителями на курьере являются асинхронные двигатели карьерного водоотлива  и экскаваторы. Низковольтными потребителями -  электродвигатели буровых станков и погружных насосов для откачки карьерных вод.

По степени требований в отношении  надежности и бесперебойности электроснабжения; к первой категории относятся насосная станция главного водоотлива на руднике, вентиляторы главного проветривания, грузолюдская клеть, противопожарные  насосы, насосная станция карьерного водоотлива, остальные  электроприемники - к третьей категории

Для предприятия приняты следующие системы напряжения:

  •  110 кВ – для питания главной понизительной подстанции рудника (ГПП);
  •   трехфазная 6 кВ – для питания силовых трансформаторов понижающих комплектных подстанций, высоковольтных синхронных и асинхронных двигателей;
  •  трехфазная 660 В с изолированной нейтралью - для питания технологического оборудования подземной части рудника;
  •  трехфазная 380/220 В с глухозаземленной нейтралью – для питания силового электрооборудования, рабочего и аварийного освещения;
  •  однофазная 36 В и 12 В для переносного освещения;
  •  трехфазная 380 В с изолированной нейтралью для потребителей рудника и карьера;
  •  трехфазная 127 В с изолированной нейтралью для освещения выработок подземного рудник.

На рудничной промплощадке предполагается строительство двухтрансформаторной подстанции «Рудничная» 110/6 кВ с двумя трансформаторами по 16 МВА каждый и центральным распределительным устройством 6 кВ с камерами выполнеными на вакуумных выключателях. Трансформаторную подстанцию предполагается запитатать от двух существующих подстанций «Иремель» и «Маяк». Общая протяженность воздушной линии 110 кВ составляет 36 км.

Питание карьера «Западно-Озерный» предполагается запитать двухцепной воздушной линии напряжением 6 кВ. Потребители, находящиеся рудничной  промплощадке, запитываются от ЦРП  посредством 6 кВ кабельных линий. Схема электроснабжения вентиляции местного проветривания и насосного оборудования представлена на рис 7.1.

Для поверхностных потребителей приняты комплектные трансфоматорные подстанции внутренней установки с распредустройствами 0,4 кВ применены ОАО Самарского завод «Электрощит». Подстанции для карьера выбраны наружной установки киоскового типа Кушвинского электромеханического завода.

Питание подземного распредустройства 6 кВ осуществляется по двум кабельным линиям напряжением 6 кВ от . Распредустройство выполнено на камерах в рудничном нормальном исполнении типа КРУ-РН-6. От подземного распредустройства запитаны высоковольтные двигатели насосной главного воотлива и комплектные трансформаторные подстанции в рудничном нормальном исполнении КТП-РН ПП ООО «Шахтная электроаппаратура» г. Тула.

Рисунок 7.1. Схема электроснабжения вентиляторов местного проветривания и насосного оборудования.


7.2.Силовое электрооборудование

Основными потребителями силового электрооборудования на руднике и карьере являются электродвигатели технологического оборудования, электродвигатели приточных и вытяжных систем, погружные насосы на карьере, потребители очистных сооружений, дробильно-сортировочной установки, закладочного комплекса.

Для транспортировки руды и породы на горизонте +125 м предусмотрена электровозная откатка с двумя контактными электровозами марки К10. Питание электровозов осуществляется по тяговой сети постоянного тока напряжением 275 В от подземная тяговая подстанция типа АТПП-0,4/0,23-500/275.

Электрооборудование в основном поставляется комплектно с технологическим оборудованием, основные показатели электропотребления приведены в таблице 7.1. Размещение станций управления электроприводами предусматривается по месту расположения технологического оборудования.

Таблица 7.1.- Основные показатели электропотребления

Поверхность подземного рудника

Надшахтный комплекс клетевого ствола

Р уст., кВт

1738

Р расч., кВт

1057

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

2301

Надшахтный комплекс вентиляционного ствола

Р уст., кВт

1373

Р расч., кВт

950

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

926

Вентиляторная установка главного проветривания

Р уст., кВт

800

Р расч., кВт

300

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

2628

Закладочный комплекс

Р уст., кВт

924

Р расч., кВт

632

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

4179

Компрессорная установка

Р уст., кВт

1677

Р расч., кВт

1006

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

7729

Котельная

Р уст., кВт

300

Р расч., кВт

234

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

999

Прочие нагрузки

Р уст., кВт

2436

Р расч., кВт

1574

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

3178

Итого по поверхности рудника

Р уст., кВт

7510

Р расч., кВт

4696

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

21940

Подземная часть рудника

Р уст., кВт

3026

Р расч., кВт

1224

Расход эл. энергии, тыс. кВт∙ч

3478

Для питания потребителей 0,4 кВ применены следующие марки кабелей:

  •  для наземных потребителей напряжением 0,4 кВ прокладываемых в траншеях – АВБбШнг, ВБбШнг, в помещениях – АВВГнг, ВВГнг;
  •  КТГ-ХЛ –0,66 кВ для питания буровых станков.

Для питания потребителей 6 кВ на поверхности прокладываемых в траншеях применен кабель марки АВБбШв-6, ВБбШв-ш, для питания экскаваторов кабель марки КГЭ-6..

Для подземных потребителей кабель -  ЭВТ 6000, ЭВТ 1140 и КГЭШ.

В качестве распределительных пунктов на поверхности приняты шкафы типа ПР8503. Распределение электроэнергии в подземных выработках осуществляется от рудничных подстанций КТ-РН-250-6/0,4, КТП-РН-160-6/0,4, КТР-РН-400-6/0,4 через  автоматические выключатели рудничного нормального исполнения ВР-250 ДО. Подключение механизмов  в подземных выработках от автоматических выключателей до механизмов осуществляется посредством  магнитных пускателей ПР-32М, ПР-40М, ПР-63М и ПР-125М. Питающие и контрольные кабели впомещениях прокладываются на лотках и кабельных конструкциях по стенам; проводки в полах защищаются стальными водогазопроводными трубами.

Кабельные проводки в подземных выработках прокладываются  на кронштейнах с расстоянием между точками крепления не более 2 м. В качестве тягового агрегата принят агрегат типа АТПП-0,4/0,23-200/275Р, изготавливаемый ООО «Шэла».

7.3.Электрическое освещение

В разделе рассмотрено:

– электроосвещение выработок подземного рудника на базе месторождения «Озёрное»;  

– электроосвещение территории промплощадки подземного рудника;

– электроосвещение территории отвала пустой породы;

– электроосвещение территории ДСУ;

– электроосвещение рудовозных дорог, двухуровневого путепровода, железнодорожного переезда и внутриплощадочных проездов;

– внутреннее электроосвещение объектов промплощадок.

Минимальная освещённость объектов принята в соответствии со следующими нормативными документами: «Естественное и искусственное освещение» СНиП 23-05-95*, «Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» ПБ 03-553-03, «Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» ПБ 03-498-02 и составляет для основных помещений и открытых объектов:

– в подземных электроподстанциях, насосных и других электромашинных камерах – 75 лк;

– в подземных подготовительных выработках – 15 лк;

– в подземных откаточных выработках – 5 лк;

– в подземных людских ходках – 2 лк;

– на промплощадке ДСУ – 10 лк;

– на прочих автодорогах – 2 лк;

– на подходах к вспомогательным объектам – 1 лк;

– в машинных помещениях подъёмных установок, щитовых, насосных – 150 лк;

– в диспетчерских – 300 лк;

– в офисно-административных – 200 лк;

– в складских – 50 лк.

Осветительные приборы выбраны с учётом характера зрительной работы, необходимой освещённости, характера окружающей среды:

– для освещения основных подземных камер – шахтные люминесцентные двухламповые 218 Вт СШЛ.2-10;

– для освещения подземных откаточных выработок и людских ходков – шахтные люминесцентные одноламповые СШЛ.1-01;

– для освещения при проходке – забойные СЭВ.1.2М;

– для наружного освещения открытых производственных участков – консольные

наружного освещения ЖКУ 50-400-001, ЖКУ 30-250-001 и прожекторы ЖО07-400-001 с установкой на железобетонных опорах и на производственных зданиях, а также прожекторы ЖО 21-1000-001, устанавливаемые на типовых стационарных, высотой    30 м (по бортам карьера; типовой проект ТП 3.403.6) и передвижных, высотой 15 м (внутри карьера и на отвале; типовой проект ТП 3.403.7) мачтах;

– для освещения автодорог - ЖКУ 30-150-001;

– для освещения двухуровневого путепровода - ЖСУ 26-250-001;

– для внутреннего освещения производственных помещений – РСП 5-400, РСП 5-250, ПВЛМ П 236, НСП 17-200, НПП-03-100, ПСХ-60;

– для внутреннего освещения административных и бытовых помещений –
ЛПО 46-4
18 и НСП 21-100.

Принятые для электроосвещения системы напряжений:

– трёхфазная 0,4/0,23 кВ с глухо заземлённой нейтралью – для питания осветительных приборов наружного освещения территорий промплощадок подземного рудника, ДСУ, рудовозных дорог, путепровода, железнодорожного переезда, внутреннего освещения объектов промплощадок;

– трёхфазная 0,133 кВ с изолированной нейтралью – для питания светильников подземного рудника;

– однофазная низкого напряжения (12 В и 48 В) для питания штепсельных розеток ремонтного освещения.

Все применённые светильники и прожекторы – однофазные.

Источниками питания осветительных приборов служат:

– для питания прожекторов на мачтах по бортам карьера – комплектные трансформаторные подстанции КТП-ТВ-К 160-6,0/0,4 кВ и КТП-ТВ-К 100-6,0/0,4 кВ насосных станций отсасывающего водоотлива;

– для питания светильников наружного освещения промплощадок и освещения дорог – КТП-ТВ-К 400-6,0/0,4 кВ и 2КТПН 630-6,0/0,4 кВ силовых потребителей промплощадок;

– для питания внутреннего освещения – фидера силовых распределительных пунктов;

– для питания подземных осветительных линий на напряжении 127 В - шахтные осветительные аппараты АОШ-4, 660/127 В

Для основных производственных помещений помимо рабочего предусматривается также аварийное освещение (безопасности и эвакуационное), питание которого осуществляется от отдельных осветительных щитков, присоединяемых к независимому источнику электроснабжения. В качестве осветительных щитков рабочего и аварийного освещения для главного корпуса и заглублённой насосной станции приняты щитки типа ЩО 8505.

Управление освещением:

– рабочим производственных и административных помещений – местное, аварийным – дистанционное – со щитков аварийного освещения.

–- территорией промплощадок подземного рудника, ДСУ, рудовозных дорог, путепровода, железнодорожного переезда – автоматическое от фотодатчиков в составе ящиков управления  электроосвещением типа ЯУО 9602 и дистанционное;

– подземного рудника – местное – шахтными осветительными аппаратами АОШ-4 и дистанционное – фидерными выключателями.

Магистральная, распределительная и групповая осветительная приводка выполняется:

– подземного рудника – бронированным кабелем марки ВБбШнг по кабельным конструкциям;

– освещения открытых территорий промплощадок подземного рудника, ДСУ, а также подвод питания к прожекторным мачтам на бортах карьера – кабелем АВБбШв-0,66 в траншее и по наружным стенам зданий, технологическому оборудованию, ограждениям;

– освещения рудовозных дорог, станции «Пост Западно-Озёрный», путепровода, железнодорожного переезда – кабелем АВБбШв-0,66 в траншее и проводом АС-35 на железобетонных опорах;

– внутреннего освещения помещений – кабелем ВВГ и ВВГнг в кабельных лотках и коробах, открыто по строительным  конструкциям и в ПВХ миниканалах.

6.4.Заземление и молниезащита

Для обеспечения безопасности обслуживающего персонала предусматривается выполнение мероприятий по сооружению защитного заземления поверхностных потребителей рудничной площадки.  В соответствии с требованиями по обеспечению безопасности ГОСТ 30331.2-95 (МЭК 364-3-93), ГОСТ Р 50571.2-94 (МЭК 364-3-93) для поверхностных потребителей, принята система TN-S для сетей 0,4/0,23 кВ. Нулевой и защитный проводники работают раздельно. Все металлические части конструкций нормально не находящиеся под напряжением в сетях 0,4/0,23 кВ должны быть соединены с защитным нулевым проводником (PE). Для заземления электрооборудования в сетях 0,4 кВ используется пятая жила кабеля, в однофазных сетях 0,23 кВ – третья жила кабеля. Заземлению подлежат: корпуса электрических машин, каркасы распределительных щитов и шкафов управления, металлические кабельные конструкции, металлические рукава и трубы электропроводок, а также металлические конструкции, на которых устанавливается электрооборудование нормально не находящееся под напряжением.

Для защиты людей от поражения электрическим током необходимо провести комплекс мер по защите от прямого и косвенного прикосновения в соответствии с правилами электроустановок седьмого издания (глава 1.7). Выравнивание потенциалов выполнить согласно ГОСТ 30331.3-95 (МЭК 364-4-44-92) и правил ПУЭ седьмого издания.

Заземление подземных установок осуществляется с помощью специальных заземляющих устройств. Главный заземлитель выполнить в водосточной канавке стальной полосой сечением не менее 0,6 м2, толщиной не менее 3 мм и длиной не менее 2,5 м. Заземлитель уложить в углубленном месте сточной канавы на «подушку» толщиной не менее 50 мм из песка или мелких кусков породы и засыпать слоем в 150 мм из того же материала.

У каждой передвижной трансформаторной подстанции, автоматических выключателей, пускателей предусматриваются  местные заземлители. Для сети стационарного освещения  местные заземлители выполняются через каждые 100 м кабельной сети.

Молниезащита поверхностных объектов рудничной площадки подземного рудника выполняется в соответствии с требованиями «Инструкции по устройству молниезащиты зданий и сооружений» РД 34.21.122-87, согласно которой все здания и сооружения промплощадок отнесены к III категории по молниезащитным мероприятиям и подлежат защите от прямых ударов молнии и заноса высоких потенциалов.  Для защиты производственных зданий от прямых ударов молнии достаточно соединения металлического каркаса здания с объединенным заземляющим устройством.  Для защиты от высоких потенциалов по внешним наземным (надземным) металлическим коммуникациям их необходимо на вводе в здание присоединить к заземлителю защиты от прямых ударов молнии.


8. Охрана недр и окружающей среды.

8.1.Охрана труда и противопожарная охрана.

В настоящей главе рассматриваются следующие вопросы охраны труда и техники безопасности:

● организация профессиональной подготовки трудящихся;

● обеспечение трудящихся медицинским обслуживанием;

● снабжение трудящихся средствами индивидуальной защиты;

● создание нормальных условий труда рабочих мест;

● обеспечение требуемой ширины рабочих зон и проходов;

1. Все рабочие и ИТР, занятые на подземных работах, кроме профессиональной подготовки, должны пройти обучение правилам безопасности при работе на предприятиях УГОК. При этом к руководству вентиляционной службы и буровзрывными работами допускаются ИТР, со стажем подземной работы на руднике не менее одного года.

Лица, направляемые на подземные работы, подлежат медицинскому обследованию. В дальнейшем освидетельствование должно производиться не реже одного раза в год.

Все трудящиеся, занятые на подземных работах должны обслуживаться медицинской помощью.

2. Подземные рабочие и лица технического надзора (ИТР) должны оснащаться средствами индивидуальной защиты (СИЗ), регламентируемые ГОСТ 12.4.011-89. К средствам индивидуальной защиты относятся: специальная одежда, респираторы, самоспасатели, рукавицы, каски, противошумные наушники.

Все подземные рабочие обеспечиваются индивидуальными головными светильниками типа СГГ-5 и самоспасателями.

Создание нормальных условий труда обеспечивается действенной вентиляцией, уровнем освещенности, допустимым уровнем вибрации, шума, запыленности и загрязненности воздуха.

3. Количество воздуха, подаваемого в рудник должно соответствовать рассчитанному в настоящей работе.

В соответствии с ЕПБруд, выработки действующих горизонтов рудника должны оснащаться замерными станциями для замера количества проходящего воздуха и скорости его движения. Места расположения замерных станций будут определены при рабочем проектировании.

4. Для контроля за состоянием техники безопасности и вентиляции рудника (оперативный замер и контроль содержания газов в рудничной атмосфере, ремонт и строительство общерудничных вентиляционных сооружений и т.д.) предусматривается создание службы вентиляции и техники безопасности (ВТБ). Общее руководство всеми работами ТБ осуществляет зам. главного инженера по ТБ.

5. Для освещения горных выработок предусматриваются светильники с люминесцентной лампой мощностью 20 Вт, обеспечивающие уровень освещенности, соответствующий требованию ЕПБруд.

6. Основным источником шума и вибрации при производстве горных работ является применение буровых установок - буровых кареток, ручных или телескопных перфораторов. Допустимые уровни шума и вибрации на рабочих местах, а также методы и средства защиты регламентируются ГОСТ 12.1.029-80 и ГОСТ 12.2.010-75. Согласно указанным ГОСТам, применяемые перфораторы обеспечивают гигиенические нормы шума и вибрации на рабочем месте только с применением средств строительной и технической акустики. Однако в условиях горных работ, как правило, невозможно применить указанные средства, поэтому используются средства индивидуальной защиты: противошумные наушники типа ВЦНИИОТ-2 или противошумные каски типа ВЦНИИОТ-2М.

Для защиты бурильщиков от вибрации предусматривается применение ручных перфораторов с пневмоколонкой и виброгасящей колонкой КР-1А, а телескопных перфораторов – оборудованных виброзащитным устройством типа ПТ-03. При этом у всех рабочих, имеющих контакт с вибрацией, режим труда должен быть не более 2/3 смены с перерывами через каждый час.

7. Основным источником пылеобразования при ведении горных работ является процесс отбойки горной массы буровзрывным способом, а также уборка и транспортировка горной массы. Пылеподавление на рабочем месте предусматривается водой от общерудничного водопровода. При этом для бурения должны применяться перфораторы, буровые станки и установки, оборудованные для работы с водой в заводском исполнении. Кроме этого, рабочее место должно обеспечиваться интенсивной вентиляцией, а рабочие индивидуальными средствами защиты органов дыхания типа «Астра-2» или «Лепесток».

Камеры погрузки и разгрузки породы и руды в вагонетки оборудуются оросителями типа 03-1. Критерием эффективности средств пылеподавления является доведение концентрации пыли на рабочем месте до санитарной нормы – 6 мг/м3 (ГОСТ 12.1.005-88).

8. В случае остановки вентилятора главного проветривания, нарушения вентиляции или обнаружения в действующей выработке недопустимого содержания токсичных газов, работы в этой выработке немедленно прекращаются, люди выводятся на свежую струю или на поверхность, двигатели внутреннего сгорания заглушаются. Работы возобновляются только по разрешению главного инженера рудника после проветривания выработки и снижения концентрации токсичных газов до допустимого уровня.

9. Поперечное сечение горных выработок запроектировано в соответствии с требованиями ЕПБруд. в части обеспечения требуемых зазоров.

10. В соответствии с ЕПБруд во всех выработках и их пересечениях должны быть вывешены указатели направления к запасным выходам и расстояний до них. Данной работой предусматривается, что во всех выработках и их пересечениях вывешиваются таблички, которые изготавливаются в виде металлических пластин размером 250350 мм, которые нарезаются из стальных листов размером 12503500 мм. Надписи на пластинах выполняются самосветящейся краской.

Руды Озерного месторождения из-за повышенного содержания серы склонны к окислению и к самовозгоранию. Применение систем с полной закладкой выработанного пространства практически полностью исключает возможность эндогенных пожаров. Окисление с повышением температуры руды до опасных пределов может произойти в аварийных камерах с отбитой или обрушенной рудой, в аккумулирующих выработках, рудоспусках.

Для предупреждения и тушения эндогенных пожаров предусматривается использование пожарно-оросительного и, преимущественно, закладочного трубопроводов. Закладочные трубопроводы проложены по кровле отрабатываемых горизонтов и обеспечивают возможность аварийной закладки любой нижележащей камеры или выработки смесями на основе цемента. Оставшиеся запасы аварийной камеры после набора искусственным массивом необходимой прочности извлекают по локальному проекту, утвержденному в установленном порядке. Использование глинистых материалов для заиливания опасных участков при выбранном способе управления горным давлением нецелесообразно.

Контроль над состоянием массива и протеканием эндогенных процессов осуществляется по температурному фактору и содержанию в шахтной воде серной кислоты.

Пожарно-оросительный трубопровод Ø100 мм прокладывается на каждом горизонте от клетевого (вентиляционно-вспомогательного) ствола и через восстающий разводится по нижерасположенным подэтажам. Трубопровод проложен в одну нитку, оборудован системой редукторов понижения давления и вентилями. В качестве резервной линии подачи воды предусматривается использование трубопровода сжатого воздуха. Одно из основных назначений пожарно-оросительного трубопровода – борьба с пиритной пылью в горных выработках во избежание ее возможного взрыва при отбойке руды.

На каждом горизонте обустраиваются камеры (склады) противопожарных материалов и инструмента в соответствии с требованиями нормативных документов.

Вертикальные стволы и камерные выработки (склад ВВ, автозаправочный пункт, камера ремонта СО, электровозо-вагонное депо и др.) оборудуются системами противопожарной защиты в соответствии с правилами их обустройства.

Все самоходное оборудование (погрузочно-доставочные машины, шахтные автосамосвалы, буровое оборудование) оснащается автономными системами пожаротушения в заводском исполнении.

Комплектация установок автоматического пожаротушения (УАПТ) производится на основе применения порошковых установок. Для локализации пожара в горных выработках проектируемых горизонтов и камерах предусматривается установка противопожарных дверей.

На всех горизонтах, вблизи воздухоподающих выработок устанавливаются противопожарные двери, закрывающиеся по направлению движения свежей вентиляционной струи. Расстояние между дверями принято не более 10 м.

Каждый выход из камеры пункта заправки топливом оборудуется противопожарным поясом из 2-х металлических дверей и решетчатой дверью с запорным устройством.

Таблица 8.1.- Размещение и номенклатура средств пожаротушения.

Наименования выработок.

Объекты комплектации

Огнетушители

Песок,

м3

Лопаты,
шт.

УАПТ* (50-100л),
шт.

порошковые с зарядом

10 кг

ОП-10 (3)

пенные

ОУ-5

Околоствольный двор ВС

4

4

0.2

2

-

Околоствольный двор КС

4

4

0.2

2

-

Центральная эл.подстанция

6

-

0,2

1

2

Электроподстанция участковая

4

-

0.2

1

1

Камера противопожарных материалов

20

20

3

4

2

Электровозное депо

2

4

0,2

2

1

Камера ГСМ

4

4

0,4

2

2

Склад ВМ

4

4

0,4

2

1

Комплекс главного водоотлива

2

2

0,2

1

-

Камера перегрузки материалов

2

2

0,4

1

-

Транспортный уклон (верхняя и нижняя площадки)

2

2

0.4

1

-

Во всех подземных камерах (электрических подстанций, преобразовательных подстанций, депо аккумуляторных электровозов, комплекса камер обслуживания самоходного оборудования и раздаточной камере ВМ) предусматривается установка противопожарной двери с решетчатой дверью, оборудуемой запорным устройством на каждом входе.

Профилактика пожаров при производстве горных работ осуществляется с соблюдением ЕПБруд, ЕПБвзр, Требований безопасности при эксплуатации самоходного (нерельсового) оборудования, с проведением профилактических проверок с привлечением служб рудника, шахтостроительных организаций и ВГСО. Периодичность проверок устанавливается годовыми планами работ по руднику, по согласованию с ВГСО.

Мероприятия по предупреждению аварийных ситуаций.

При подземной отработке месторождения возможны следующие аварийные ситуации, представляющие опасность для персонала рудника:

● обрушение пород кровли и бортов выработок;

● взрывы и пожары, вызванные опасными концентрациями пыли и эксплуатацией горно-шахтного оборудования;

● прорыв воды;

● отключение электроснабжения;

● нарушение работы подъемных установок;

● нарушение работы системы вентиляции;

● аварии на транспорте и на производственных процессах.

Ниже приводится сводный перечень мероприятий по обеспечению безопасности персонала рудника на подземных горных работах, составленный на основании решений, принятых в проекте:

1. Разработка планов ликвидации аварии (ПЛА) по руднику на каждое полугодие, в соответствии требований ЕПБруд.

2. Применение насосной станции главного водоотлива рудника на горизонте 125 (135) м, обеспечивающей сбор и откачку всех шахтных вод при эксплуатации месторождения в соответствии требований ЕПБруд.

3. Для предотвращения опасности ухудшения состояния рудничной атмосферы предусматривается контроль над режимами проветривания с помощью системы АСОДУ.

4. Настоящими Обоснованиями приняты организационные и технические мероприятия по предупреждению возникновения пожара, его локализации и тушению во всех процессах горного производства. К ним относятся использование несгораемых материалов для крепления выработок, установка противопожарных дверей, прокладка пожарно-оросительного водопровода, устройство на каждом действующем горизонте складов противопожарных материалов, оборудование выработок средствами пожаротушения, аварийной связью и сигнализацией.

5. Устройство двух независимых выходов на поверхность со всех горизонтов. Основными выходами с каждого горизонта на поверхность являются вертикальные стволы, оборудованных клетевыми подъемами, и транспортные уклоны с механизированной доставкой людей.

В эксплуатационном рудном блоке запасными выходами на вышележащий и нижележащий горизонты являются ходовые вент. восстающие и транспортный уклон.

6. Сечения всех выработок, в части зазоров, выбраны в соответствии с требованиями ЕПБ.

7. Оснащение капитальных и подготовительно-нарезных выработок стационарным освещением и обеспечение всех людей, находящихся в шахте, индивидуальными светильниками.

8. Устройство аварийной сигнализации, телефонной связи, громкоговорящей связи и оперативной радиосвязи индивидуального оповещения.

9. Искусственная вентиляция всех подземных работ, с обеспечением возможности реверсирования воздушной струи в аварийных ситуациях. Подогрев воздуха, поступающего в рудник, для поддержания температуры рудничной атмосферы не ниже +2°С.

10. Ведение всех подземных работ и эксплуатация оборудования в соответствии с ЕПБруд, ЕПБвзр и Технологическими регламентами УГОК.

12. Электроснабжение всех подземных распределительных подстанций 6 кВ осуществляется по двум кабельным фидерам с автоматическим переключением питания с поврежденной линии на оставшуюся в работе.

13. На планах горных работ ежегодно должны выносится опасные зоны и предохранительные охранные зоны (целики) от влияния горных работ.

8.2.Охрана окружающей среды.

Работы по изучению и фиксированию экологического состояния горно-промышленной деятельности региона охватывают компоненты экосистемы: климат, воды, биологическую среду, ландшафты, систему расселения, хозяйственную деятельность. Средствами защиты и контроля за состоянием окружающей среды является наличие региональной и локальной наблюдательной сети и гарантированное выполнение полноценных мониторинговых исследований.

Мониторинг безопасности строится на основе оптимизации объема наблюдений, обеспечивающих своевременное выявление (прогнозирование) и предупреждение аварийных ситуаций. Для выполнения отдельных наблюдений могут привлекаться специализированные организации. Руководство и организацию ведения безопасности рекомендуется возлагать на службу геотехконтроля, с привлечением специалистов маркшейдерских, геологических, технологических и иных служб УГОК.

Обоснование и выбор защитных мероприятий. Технология подземных и открытых горных работ и непосредственная техногенная деятельность не предусматривают непосредственного влияния на прилегающие к подземному руднику земные поверхностные площади и воздушный бассейн атмосферы. Вся производственная (техногенная) подземная деятельность не имеет прямого воздействия на окружающую месторождение экосистему региона, т.к. эти процессы имеют косвенный характер:

- горная масса (руда, порода) выдаются на внешний отвал на поверхности;

- в руднике организован регулируемый сбор шахтных вод с последующей их нейтрализацией и очисткой;

- продукты вентиляции (пыль, продукты работы ДСО, газы) выдаются непосредственно в атмосферный воздух.

Мероприятия по охране недр. Для охраны недр и окружающей среды региона предусмотрена опережающая эксплуатационная разведка, для повышения изученности горно-геологических условий месторождений, что позволит определить тип вмещающих пород, наличие тектонических нарушений, уточнить морфологию рудных тел и его качественную характеристику. На основе данных эксплуатационной разведки, предусмотрено доизучение гидрогеологических условий месторождений, которые на данный момент изучены недостаточно.

Нормативными актами предусмотрено запрещение разработки месторождений, без маркшейдерского обеспечения горных работ, а также без документации по учету и движению запасов руды, их количества по категориям вскрытых, подготовленных и готовых к выемке. Геолого-маркшейдерские работы должны производиться в соответствии с проектом, ведомственными нормативными документами, а также с соблюдением требований ЕПБрудн. и закона РФ "О недрах".

Предусматривается осуществлять подготовку и нарезку очистных блоков, с учетом разработанных нормативов подготовленных и готовых к выемке запасов руды. Принятая система разработки обеспечивает безопасные условия горных работ и приемлемый уровень потерь руды. Расчеты показателей извлечения полезного ископаемого (потери и разубоживания) выполнены по удельным нормативам в соответствии с «Правилами охраны недр».

При обосновании и выборе решений по технологии подземных горных работ, особое внимание обращено на разработку комплексных мероприятий по охране окружающей среды, основными из которых являются:

● применение высокоэффективного самоходного оборудования с дизельным и электрическим приводом позволяет обеспечить полноту выемки запасов с минимальными производственными издержками;

● применение закладки выработанного пространства твердеющими смесями, при камерных системах, обеспечивающей минимальные деформации земной поверхности и охрану природных объектов, зданий и сооружений от вредного влияния подземной разработки;

● границы горного отвода рудника определены исходя из контуров месторождений, с учётом зон сдвижения пород.

Промышленные площадки под наземные сооружения и коммуникации предпрития, отвалы вмещающих пород, организованные и неорганизованные свалки – источник изъятия и загрязнения земель.

При отсыпке промплощадок предварительно производится очистка территории от леса, кустарника строго в границах земельного отвода, снятие растительного слоя и складирование его в отвал за пределами промплощадки, для использования его в дальнейшем при озеленении и рекультивации.

Для уменьшения воздействия на земельные ресурсы предусмотрено:

● максимальная экономия площади земель за счет прокладки автодорог и инженерных коммуникаций в единой технологической полосе;

● назначение минимальных, обеспечивающих противопожарный разрыв и безопасность транспортного обслуживания, расстояний между зданиями и сооружениями, при компоновке промплощадок рудника.

Защита рудника затопления. Рудничный водоотлив – источник гидродинамического воздействия на горный массив, определяющий понижение уровня подземных вод с образованием депрессионной воронки. Сброс дренажных и рудничных вод, сточные воды технологического комплекса и вспомогательных производств – источник гидрохимического воздействия на поверхностные воды.

На руднике предусмотрен раздельный сбор шахтных (карьерных) и поверхностных вод (дождевые воды, воды весеннего половодья) с последующей их переработкой.

Защита воздушного бассейна от выбросов рудничного воздуха. Источниками загрязнения рудничного воздуха при подземных горных работах на руднике будут являться:

- взрывные работы при проходке и очистной выемке;

- работающие машины и механизмы с двигателями внутреннего сгорания;

- запыление рудничного воздуха при: бурении шпуров; погрузочно-разгрузочных работах с горной массой и сыпучими материалами; нанесение набрызг-бетонного покрытия на контуры выработок и транспортные операции.

На период эксплуатации рудника, вентиляционные выбросы рудничной атмосферы, с загрязняющими веществами будут выбрасываться в воздушный бассейн через специальные диффузоры вентиляционных установок. Соответственно, загрязняющими факторами рудничной атмосферы, будут являться:

- газы, образующиеся при производстве взрывных работ;

- отработанные газы самоходного оборудования с дизельным приводом;

- пыль, образующаяся при отбойке горной массы буровзрывным способом, при уборке и транспортировке горной массы.

Для обеспечения содержания нормируемого ПДК на рабочих местах, производится интенсивное проветривание всех подземных горных выработок. Расчет необходимого количества воздуха для проветривания подземных выработок, и в целом рудника, производится с учетом всех нормируемых технологических факторов воздействия (взрывные работы, работа ПДМ, и т.д.), по всем вышеперечисленным факторам выбирается наибольшее рассчитанное количество воздуха.

Необходимо отметить, что требования, предъявляемые к технологическим и экологическим параметрам подземных горных работ более «жесткие», по сравнению с открытыми горными работами: особые требования по допуску и применению ДСО; по ПДК рудничной атмосферы; по допуску и применению специальных (подземных) видов горнотехнического оборудования и т. д. Так:

- Количество воздуха, подаваемого в забой после взрывных работ, должно обеспечивать достижение ПДК за время не более 30 минут после взрыва.

- Бурение шпуров и скважин предусматривается буровыми установками с промывкой;

- Взрывные работы производятся в межсменный перерыв, при этом следует отметить, что взрывные работы производятся только при наличии водяного орошения (водяная завеса), и фактический объем продуктов одиночного взрыва (вес ВВ не более 100 кг) – (оксид углерода, диоксиды азота и рудничная пыль) - практически не оказывают влияния на воздушный бассейн.

- К дизельному самоходному оборудованию (ДСО) подземных рудников предъявляются более жесткие требования, чем к наземным транспортным средствам. Регламентируется содержание основных токсичных компонентов: количество воздуха, подаваемого в горные выработки, для разжижения отработанных газов от ДСО рассчитывается из соотношения 5 м³/мин на 1 л.с. мощности двигателя; используется только малосернистое топливо; предусмотрена в обязательном порядке двухступенчатая система очистки отходящих газов (каталитический нейтрализатор и барботажный бак с водой). В настоящее время решается вопрос о разработке каталитических нейтрализаторов, позволяющих сократить выбросы не только оксида углерода и углеводородов, но и диоксидов азота.


9. Спецчасть. Технико-экономическое обоснование применения физико-химической геотехнологии на месторождении Озерное.

9.1. Технологическая схема освоения месторождения Озерное в рамках единого горно-обогатительного комплекса

В соответствии с разработанной технологической схемой наибольший эффект от внедрения безотходной геотехнологии освоения медно-колчеданных месторождений с использованием отходов в закладке подземного выработанного пространства может быть достигнут на вновь вовлекаемом в разработку месторождении, таком как Озерное. Технология позволит отказаться от строительства и эксплуатации хвостохранилищ и сохранит природный ресурсный потенциал региона.

При освоении месторождения подземным способом будет выдано на поверхность более 6 млн.т руды, обогащение которой приведет к образованию более чем 4 млн.т отходов. Их размещение и хранение на дневной поверхности значительно ухудшит  экологическую обстановку Республики и пограничных районов ввиду выноса пыли, сброса и миграции загрязненных стоков в природные водоемы. Использование приведенных технологических рекомендаций позволит повысить полноту и комплексность  освоения месторождения и отказаться от строительства хвостохранилищ.

Общие запасы месторождения составляют 6,09 млн.т.

Вскрытие месторождения осуществляется двумя вертикальными стволами на всю глубину рудного тела. Клетьевой и вентиляционный стволы закладываются на расстоянии 120 м друг от друга. Клетьевой ствол является рудовыдачным и оборудуется клетьевым подъемом, вентиляционный предназначен для проветривания шахты, выдачи породы, доставки закладочных и других материалов, спуска и подъема людей.

Отработка месторождения Озерное проектируется в нисходящем порядке этажно-камерными системами с твердеющей закладкой выработанного пространства. По фактору устойчивости руды и пород, а также в связи с особенностями ведения закладочных работ в камерах второй очереди, разработка ведется камерными системами с высотой камеры (в среднем) 60 метров. Этаж делится на панели, которые включают камеры шириной по 15 м, располагаемых вкрест простирания даек включения. Пролеты камер и ширина целиков определялись исходя из устойчивости колчеданных руд. Предусматривается двухстадийная выемка запасов, через целик.


Рис. 9.1. Технологическая схема, предусматривающая формирование из текущих отходов обогащения массива окомкованного материала на полигоне кучного выщелачивания, его выщелачивание с использованием отработанных окатышей в качестве закладочного материала: 1 – склад компонентов шихты для окомкования; 2 – доставка компонентов шихты в дозирующие бункера (3) окомкователя (4); 5 – система конвейеров и консольный штабелеукладчик (6); 7 и 8 – соответственно формируемый и выщелачиваемый штабель окатанного материала; 9 – прудки продуктивного и маточного растворов; 10 – комплекс переработки продуктивного раствора; 11 – склад отходов выщелачивания (после извлечения ценных компонентов); 12 – поверхностный закладочный комплекс; 13, 14, 15 и 16 – выработки подземного рудника; 17 – твердеющий массив отходов выщелачивания;18 – выщелачиваемые окатыши в камерах второй очереди


Бурение скважин производится из траншейного орта камеры на всю ширину. При бурении глубоких взрывных скважин применяется станок СММ-2 («Интереол Ренд», США) на гусеничном ходу с электроприводом. Диаметр скважин составляет 105 мм, глубина бурения до 60 м. Для заряжания взрывных скважин используются 3 ДАУ Ульба с длиной транспортирования 350 м и производительностью 30-40 кг/мин (тип ВВ – Гранулит AС-8).

Выпуск руды происходит из заездов траншейных ортов, откуда погрузочно-доставочными машинами типа TORO 200D с емкостью ковша 2-2,5 м3 руду доставляют до участковых рудоспусков и перепускают на концентрационный горизонт, после чего руда вагонетками транспортируется до околоствольного двора.

Объемы подготовительно-нарезных работ в блоке и основные технологические показатели описанного варианта отработки камер представлены в табл. 9.1.

Производительность подземного рудника и обогатительной фабрики составляет 400 тыс.т. руды в год при общих запасах руд, вовлекаемых в отработку подземным способом 6,09 млн.т.

Таблица 9.1- Основные показатели отработки блока камерными системами с закладкой

№ п/п

Наименование показателей

Размерность

Значение

1

Запасы панели (в среднем)

тыс.тонн

1015

2

Потери

%

7

3

Разубоживание

%

5

4

Удельный объем ПНР, всего:

м3/тыс.т

536,15

5

В том числе: руды

246,3

6

породы

289,85

Обогащение медно-цинковых руд осуществляется по традиционной схеме коллективно-селективной или прямой селективной флотации. Для окомкования хвосты обогащения подвергаются обезвоживанию до влажности 8-10 %. Оценка фронта сгущения в соответствии с  при условии, что в сливе теряются зерна не крупнее 3-5 мкм, показала, что для обезвоживания 960 тонн хвостов в сутки потребуется 2 радиальных сгустителя диаметром 50 м. Это предполагает строительство отдельного цеха и отчуждения земель. Для снижения фронта сгущения пульпы хвостов, содержащей частицы доминирующей крупности -0,044+0 мм, т.е. весьма тонкие частицы, могут быть рекомендованы в цикле сгущения коагулянты, например полиакриламид, наиболее часто применяемый в цикле сгущения на обогатительных фабриках. По данным скорость осаждения скоагулированной пульпы увеличивается в 3-4 раза, а потери твердого в сливе снижаются в 6-18 раз. В качестве альтернативных, более современных полимерных реагентов для сгущения могут быть рекомендованы коагулянты,  серийно выпускаемые «Haudan GMBH», которые характеризуются высокой коагуляционной способностью, инертностью в химическом отношении и относительно низкой стоимостью, что позволит сократить объем машин в 2 раза. В цикле фильтрации рекомендуется применять дисковые вакуум-фильтры «CERAMIC», которые давно зарекомендовали себя на Российских обогатительных фабриках. К их достоинствам можно отнести низкое потребление электроэнергии, низкую влажность кека (до 10 %), высокую производительность и износостойкость керамических пластин, а также выход кристально чистого фильтрата, возвращаемого в оборот обогатительной фабрики. Обезвоженные хвосты с влажностью 8 – 10 % конвейером подаются в смеситель шихты для окомкования (рис.9.2) и перемешивания с вяжущим – гранулированным шлаком медеплавильного производства, который поставляется с отвалов близлежащего Баймакского медеплавильного завода, его запасы составляют 1,5 млн.т.

Шлак предварительно измельчается до крупности 100 % класса -0,044 + 0 мм и сразу после измельчения направляется в смеситель. Требуемую крупность измельчения обеспечивают мельницы сухого помола Выксунского завода дробильно-размольного оборудования типа СДМ – 493Б, производительностью от 0,2 до 10 т/ч. На выходе из смесителя шихта состава: 950 кг/м3 хвостов и 50 кг/м3 свежемолотого шлака, при влажности 8-10 %  направляется в барабанный окомкователь типоразмера 3,6*10 м (диаметр и длина барабана), производительность которого достигает 2200 т/сут. Регулируемые в широких пределах угол наклона барабана в сторону разгрузки (6-10 град) и частота вращения (15-16 об/мин) обеспечивают требуемую продолжительность окомкования 7-10 мин и, как следствие, формирование окатышей требуемых кондиций. Барабанные окомкователи серийно выпускает «Уралмашзавод» (УЗТМ). В барабан в струйном режиме увлажнения подается дополнительная техническая вода – фильтрат после обезвоживания для доведения влажности шихты до 16-22 %. Образуются водонасыщенные центры грануляции, и, как следствие, накат. Разгрузочный конец барабанного окомкователя представлен барабанным грохотом для отсева неокомкованного материала и разрушения неупрочненных окатышей. Отсев составляет возврат на доокомкование.

Свежеприготовленные окатыши системой конвейеров, направляются на площадку для кучного выщелачивания или в склад хранения окатышей. Каждый штабель кучного выщелачивания представляет собой малое техногенное месторождение, которое может быть эффективно освоено методами физико-химической геотехнологии через 45 суток после его формирования. Такой срок определяется устойчивостью окатышей в сернокислых средах. Серная кислота генетически связана с сульфидами и при разработке медно-колчеданных месторождений образуется значительное количество сернокислых медьсодержащих стоков, которые до настоящего времени сбрасывались в отстойники.

Хвосты с обогатительной фабрики

cu= 0,6 %, Q = 288 тыс.т/год

Обезвоживание

                                                          Кек                          

            βCu= 0,38 %                     Влажность 8-10 %      Фильтрат в оборот ОФ

            Шлак 14400т/год                                                     Вода

                                                    

                                                     Грануляция, t = 10 мин

                                         Барабанный окомкователь

                                           Возврат  10 %    Окатанный материал

   Влажность 16 – 22 %

 Q=301тыс.т/год, βCu = 0,589 %

                                                       Формирование техногенного                                                                 

                                                                       массива  

                                                                                           

                                                                           

                                                        На дневной                              В выработанном подземном

                                              поверхности                                           пространстве

                                            Q=212,5 тыс.т/год                                Q= 87,5 тыс.т./год                                                   

                    Сернокислотное выщелачивание                  Сернокислотное выщелачивание

                                            εси= 70 %                                                         εси=90 %

 

                                                                                  Кек  βCu= 0,06 %                         Продуктивный                                                                         

    Продуктивный               Кек   на закладочный  εси= 10 %; εсквозн.= 0,12 %     раствор                                                                                                                               

          раствор                      комплекс  βCu= 0.18 %  

                                             εси= 30 %; εсквозн.= 0,32 %

                                                               

                                                   Медьсодержащие растворы

                                                    ccu= 1,5 г/дм3; рH= 1,5

 Осветление

                                                            Осветленный   Шламы εсквозн.= 0,09 %

   продуктивный

                                          раствор  на переработку

Рис.9.2.Технологическая схема освоения отходов переработки руд медно-колчеданных месторождений

При комбинированной геотехнологии комплексного освоения месторождений медно-колчеданных руд с комплексным использованием отходов их переработки, сточные воды могут быть эффективно вовлечены в промышленную эксплуатацию в качестве химического агента, в результате будет достигнуто снижение расхода серной кислоты на выщелачивание и получена дополнительная медь, содержание которой в промышленных стоках составляет до 250 мг/дм3. Кучное выщелачивание производится рудничными водами с добавлением серной кислоты, модифицированной карбамидом CO(NH2)2 при расходе 250 г/т (концентрация 12 моль*10-3). В растворы, направляемые на подземное выщелачивание целесообразно  добавлять Fe2 (SO4)3 при расходе 50 кг/т. Извлечение меди из продуктивных растворов выщелачивания с содержанием Cu 1,5 г/дм3 методом цементации было апробировано в опытно-промышленном эксперименте на установке кучного выщелачивания окисленных медных руд месторождения Бакр-Узяк (рис.9.3). Подбором реагентного режима может быть обеспечено извлечение других компонентов.

Сернокислотное выщелачивание

Продуктивный раствор

СCu=0,8 г/дм3, рН = 1,5-2,0

Осветление

                               Осветленный                     Шламы

                                 продуктивный раствор

                              Осаждение Fe (III)

                           рН = 2,7-3 ,  εсквозн.= 0,22 %                  Доукрепление

                                                                                        до рН = 1,5-2

                                 Цементация

                     Барабанный цементатор

                      Пульпа цементной меди

                                     βCu= 70 %

                                 Отстаивание

            Готовый цементат  продуктивные растворы

                     в плавку                   на доукрепление εсквозн.= 0,5 %

                   

Рис.9.3. Схема переработки продуктивных растворов выщелачивания

Промышленная площадка предприятия по комплексному освоению месторождения представляет собой единое инфраструктурное образование (см.рис.9.1). Так, обогатительная фабрика и закладочная установка находятся в одном здании. Этим достигается использование оборудования обогатительной фабрики (при необходимости повышения доли шламов в отходах выщелачивания путем додрабливания окатышей), сокращаются транспортные расходы и численность персонала за счет формирования единой ремонтной службы, лаборатории, хозяйственно-бытового комплекса и т.д. После набора требуемой прочности камер первой очереди, отрабатываются вторичные камеры, в выработанном пространстве которых формируется массив окатышей для выщелачивания, по завершении которого пустоты дозакладываются отходами выщелачивания на поверхности.

9.2. Технологические параметры освоения техногенных месторождений методом кучного выщелачивания

Выбор местоположения площадки для кучного выщелачивания зависит от многих факторов, которые в значительной степени определяют технико-экономические показатели процесса. В рамках единого горно-перерабатывающего комплекса перспективно использование капитальной площадки, основание штабелей и прудки сбора продуктивных растворов которой выполнены бетонным кислотостойким покрытием. При этом однажды сооруженная площадка имеет постоянное трубопроводное и насосное хозяйство, кроме того, обеспечиваются наилучшие условия охраны окружающей среды. Площадка  отстраивается на весь срок эксплуатации месторождения исходя из требуемой производительности по хвостам под уклоном 4-60 для обеспечения дренажа растворов. Учитывая рельеф местности в районе ведения работ по освоению месторождения Озерное, такой уклон обеспечивается естественным ландшафтом. Для бесперебойной и производительной работы комплекса по отсыпке штабелей площадка проектируется тремя блоками, поделенными на два сектора. Каждый сектор оборудуется (рис.9.4): 4 бетонными основаниями для отсыпки штабелей, по периметру которых выводятся изолированные сточные канавы для сбора и самотечной транспортировки продуктивных растворов, раствороприемными прудками, в которых обеспечивается отстаивание  растворов и их циркуляция в обороте участка КВ, насосными установками.

Рис.9.4. Сектор участка кучного выщелачивания: 1 – штабель, 2 – система орошения, 3 – многослойное основание штабеля; 4, 6, 7- прудки для сбора и циркуляции продуктивных  и маточных растворов; 8 – система удлинительных конвейеров; 9  - система сочлененных конвейеров; 10 - штабелеукладчик

Пролеты между штабелями в каждом секторе должны обеспечить свободное перемещение сочлененных и удлинительных конвейеров и пневмоколесных погрузчиков типа ТО-19, предназначенных для отсыпки кварцевого песка для обеспечения дренажа продуктивного раствора и минимального воздействия на отсыпаемый материал,  а также для расформирования штабелей. На выходе с обогатительной фабрики (из барабанного окомкователя), окомкованные хвосты подаются на магистральный конвейер типа ТК-25, длиной 80 м. Конвейер подает окатыши в приемную воронку перегружателя, который направляет материал на распределительный конвейер, работающий на определенный сектор участка КВ, в котором ведутся работы по формированию штабелей и далее системой удлинительных и сочлененных конвейеров (8,9) (см.рис.9.4.) на штабелеукладчик (подвижная консоль) (10), который обеспечивает высоту выгрузки рудной массы от 0,5 до 6,5 м, при максимальном повороте стрелы 75 град. Формирование одного штабеля обеспечивается тремя проходками штабелеукладчика в сторону оси удлинительного конвейера, путем постепенного вывода секторов сочлененного конвейера из работы. Эффективную отсыпку штабелей такой высоты обеспечивает комплекс оборудования для транспортирования и укладки в штабель горной массы для кучного выщелачивания разработанный НПО ВНИИстройдормаш. В состав комплекса входят штабелеукладчик и сочлененные конвейеры. Комплекс выпускается Орским заводом строительных машин.

При регламентируемой высоте штабеля 6 м, и технологических возможностях комплекса укладки, габариты каждого штабеля составили L*B*H =100*20*6 метров.

Для условий месторождения Озерное выщелачиванием должно быть переработано всего 300 тыс.тонн окатышей. Из них 87465 тонн подземным выщелачиванием и 212535 тонн кучным (соответственно 46278 м3 и 112453 м3).

При объеме каждого штабеля 10500 м3  и продолжительности: отсыпки штабеля 5 суток, экспериментально определенной необходимости его выдержки до набора устойчивости к  кислым средам 1,5 мес. и времени выщелачивания 2 мес., а также скорость его  расформирования 5 суток, определенно количество штабелей, размещенных на площадке КВ, которое составило 12 штабелей. Таким образом, площадка планируется 3 блока по 4 штабеля.

Блоки формируются начиная со второй половины февраля. Отсыпка прекращается в октябре. Штабели блока, отсыпанного в октябре-ноябре (3), могут быть переработаны в ноябре месяце, при условии подогрева растворителя, или выдержаны в зимнее время года и переработаны весной, что позволяют полностью освободившиеся площадки других блоков (1,2).    Календарный план отработки блоков кучного выщелачивания (1,2,3), включающих 3 блока сектора и 4 штабелей КВ приведен в табл. 9.2. Полный цикл отработки блока составляет 3,5 месяца. В зимнее время года окомкованные хвосты подаются в количестве 81000 тонн или 42860 м3 на склад хранения окатышей. Как показали исследования, проведенные ИПКОН РАН, набор окатышами требуемой прочности для возможности отсыпки в камеру, высотой 30 метров происходит в течение 90 суток.

Таблица 9.2 - Календарный план отработки блоков кучного выщелачивания по процессам (1,2,3 – номера блоков, последовательно вводимых в эксплуатацию)

           Месяцы                                                     года

Техн.

операции

02

03

04

05

06

07

08

09

10

11

12

01

02

Отсыпка

пв/1

1,2

2,3

3,1

1,2

2,3

3,1

1,2

2,3

3/пв

пв

пв

пв/1

Выдержка

1

1,2

2,3

3,1

1,2

2,3

3,1

1,2

2,3

3

Выщелачивание

1

1,2

1,2,3

2,3,1

3,1,2

1,2,3

2,3,1

3,1,2

1,2,3

Рекультивация

1

1,2

1,2,3

3,1,2

1,2,3

2,3,1

3,1,2

1,2,3

3

 

По завершению отсыпки штабеля производится монтаж системы орошения. Для этого на поверхности штабеля распределяется система оросителей – гибких труб, выполненных из резины или полимерных материалов (рис.9.5.-2). Орошение штабеля производится в увязке с системой орошения выщелачиваемых массивов всего перерабатывающего комплекса, приведенной на рис.4.10. Сбор продуктивного раствора осуществляется посредством сточных канав (5), расположенных по всему периметру штабеля который под естественным уклоном местности собирается в прудке-сборнике продуктивного раствора (6). Циркуляция продуктивного раствора осуществляется до его насыщения по меди (концентрация должна составлять от 0,8 г/дм3), после достижения которой, растворы перерабатываются методом цементации по опыту эксплуатации установки кучного выщелачивания окисленных медных руд месторождения Бакр-Узяк (рис.4.4). Основные технологические показатели процесса приведены в табл.4.3.

Рис. 9.5. Система орошения штабеля и сбора продуктивного раствора

Отходы выщелачивания в количестве 79409 т (в соответствии с исследованиями ИПКОН РАН на 1 м3 закладочной смеси дозируется 1,65 т отходов) направляются для приготовления закладочной смеси, которая подается для закладки выработанного пространства камер первой очереди, в количестве 10193 т на формирование упрочненного днища камер второй очереди, и в количестве 11643 т для дозакладки камер второй очереди после подземного выщелачивания.

Семь штабелей составляют свободный остаток КВ в количестве 118755 т, который реализуется в качестве дополнительной товарной продукции в строительную индустрию. Балансовое распределение объемов отходов переработки по технологическим процессам представлено на рис. 9.6.

Таблица 9.3 - Основные технологические показатели процесса кучного выщелачивания окатышей в блоке (4 штабеля)

Параметры процесса

Количественная характеристика

Подготовка площадки:

Отсыпка искусственной постели кв.песка

Монтаж системы орошения

225 м3

270 м

Состав растворителя

Количество серной кислоты на 1 дм3               шахтных стоков

2% серная кислота

карбамид 250 г/т

1,035 г

Орошение:

Производительность блока по растворам

Коэффициент фильтрации

8980 м3/сут

22 м/сут

Сбор продуктивного раствора:

Объем емкостей для сбора растворителя

Объем прудка-отстойника

20000 м3

20000 м3

Размеры штабеля в блоке

100*20*6

Объем окатышей в штабеле подвергаемый выщелачиванию

10500 м3 или

25 725 т

Среднее содержание меди в окатышах

0,35 %

Среднее содержание меди в растворе

1,5 г/дм3

Количество меди в блоке

247,96 т

Извлечение меди из блока

70 %

Добываемое с  блока количество меди после          цементации

138,86 т

Добываемое за сезон количество меди

416,57 т

 

а)                                                              б)

Рис.9.6. Баланс отходов переработки медно-колчеданных руд: а - распределение объемов окатышей, выщелачиваемых на поверхности (1) и в подземных условиях (2); б – распределение отходов выщелачивания: в строительную индустрию (1); для закладки камер второй очереди (2); для закладки камер первой очереди (3); для упрочненного днища (1) и дозакладки пустот вторичных камер (4,5)

Таким образом, организация процесса переработки окомкованных хвостов на площадке кучного выщелачивания обеспечивает доизвлечение меди и способствует утилизации отходов с поверхности. Часть окатышей, выдержанных на складе в течение 90 суток не подвергаются выщелачиванию, а направляются для укладки в выработанное пространство вторичных камер.

9.3. Технологические параметры подземного выщелачивания массива

Выработанное пространство камер второй очереди  предназначено для формирования техногенного массива  из продуктов совместной переработки хвостов и шлака и его подземного выщелачивания. К достоинствам подземного выщелачивания окатышей следует отнести ведение работ круглый год, чему способствуют стабильные положительные температуры, возможность извлечения металлов на высоком уровне и полной автоматизации процесса.

Для обеспечения требуемой производительности подземного рудника, а также эффективности и интенсивности ведения работ по подземному выщелачиванию окатышей во вторичных камерах, в работе параллельно находятся две панели. Каждый блок камеры шириной по 15 м, располагаемых вкрест простирания залежи. Средняя высота камер составляет 60 метров, длина 60 метров. Запасы каждой панели составляют в среднем 1000 тыс. тонн. В табл. 9.4. представлен календарный план отработки блока, где 1-5 номера отрабатываемых камер. В рассмотренном примере разработка панели производится двумя бригадами рабочих, выполняющих те или иные технологические операции. Как видно из таблицы, технологический период выемки основных запасов блока составляет 12 месяцев календарного года, полный цикл отработки блока, включающий подземное выщелачивание массива окатышей во вторичных камерах составляет 16 месяцев. Последовательность работ следующая: после выемки запасов руды камер № 1, № 3 и № 5, производится их закладка твердеющей смесью на основе отходов выщелачивания и бригады направляются на отработку вторичных камер № 2 и № 4. По завершению выемки запасов камер второй очереди (рис.9.7) производится изоляция их очистного пространства путем установления перемычек в заездах. В этом случае днище камеры на высоту несущего слоя 5 метров заполняется твердеющей смесью на основе отходов кучного выщелачивания  и кислотостойкого цемента. Подача закладочной смеси производится по традиционным схемам, как и для камер первой очереди, в с вентиляционно-закладочного горизонта. Камеры блока, находящегося в параллельной отработке располагаются в обратной последовательности, таким образом, обеспечивается выемка запасов через целик – 5 первичных и 5 вторичных камер.

После набора прочности днищем камеры его обуривают системой наклонных скважин (рис. 9.8-5) диаметром 105 мм из траншейных ортов (7). Веера скважин  располагаются через 5 метров по всей длине камеры. Длина каждой скважины составляет в среднем 11 метров, общая длина скважин  на камеру составляет 484 метра.

Рис. 9.7. Последовательность отработки камер второй очереди в блоке: 1 – нарезные работы; 2 – отбойка руды; 3 – выпуск руды; 4 - возведение днища камеры; 5 – выщелачивание массива окатышей


Скважины обсаживаются пластиковыми  ПВХ трубами и  соединяются с магистральным трубопроводом диаметром 250 мм, который расположен по всей длине камеры в  раствороприемном орте (7), и служит для сбора и  самотечной транспортировки продуктивных растворов по откаточному штреку (6) в  участковый водосборник, емкостью 100 м3. Из участкового водосборника монтируются трубопроводы для обеспечения циркуляции продуктивных растворов. Подача раствора на вышележащий горизонт для орошения камер второй очереди осуществляется погружным насосом из этажного зумпфа. Общая длина труб системы орошения составляет 512 м. Пластиковые трубы выполнены секторами, соединяющимися между собой муфтами, что позволяет их использовать после выщелачивания конкретной камеры для отработки остальных.

После завершения монтажа системы орошения в камеры из заездов (2) вентиляционно-закладочного горизонта (1) с использованием самоходных машин типа PAUS метательного типа для сухой закладки  выработанного пространства отсыпается слой кварцевого песка (4), толщиной 0,2-0,3 м, который служит искусственной постелью для дальнейшей отсыпки окатышей с целью предохранения их от раскола во время падения.

Окатыши, выдержанные на полигоне кучного выщелачивания в течение 90 суток загружаются в вагонетки и по клетьевому стволу транспортируются в шахту. После перепуска на нижележащий горизонт окатыши доставляются машинами типа TORO 200D до заездов вентиляционно-закладочного горизонта и загружаются в камеру. Отсыпка производится до определенной отметки, пока окатыши рассыпаются под углом естественного откоса. Остальное пространство засыпается с помощью машины PAUS до горизонтального выравнивания слоя.

После формирования малого техногенного массива в  камерах второй очереди в заездах (2) устанавливаются герметичные перемычки, за  которыми размещаются разбрызгиватели растворов выщелачивания различного радиуса действия. Максимальное расстояние разбрызгивания составляет 20 метров, минимальное 1 метр.

Рис.9.8 Технология формирования массива окатанного материала в отработанных камерах второй очереди: 1, 2 – выработки вентиляционно-закладочного горизонта; 3 – массив окатышей; 4 – постель из кварцевого песка; 5 – скважины для сбора продуктивного раствора; 6 – откаточный штрек; 7 – раствороприемный орт

Выщелачивание массива производится по следующей схеме (рис.9.9). Сбросные шахтные воды (19), откачиваемые на поверхность из зумпфа главного ствола (16), поступают на участок переработки продуктивных растворов для доукрепления до рН=1,5. Доукрепленные растворы (8) подаются на участок ШПВ (11) в этажный зумпф. Орошение массива окатышей из разбрызгивателей (13) происходит под напором, создаваемого погружным насосом.  Дренаж рабочих растворов (17) осуществляется под действием сил гравитации. В днище камеры растворы собираются системой наклонных скважин (14) и самотеком транспортируются в этажный зумпф (15) расположенный на горизонте сбора растворов и насосом направляется вновь на орошение массива. При достижении концентрации меди в растворе 0,8 г/дм3 раствор по трубопроводу (10) доставляется на поверхность в прудок - отстойник (4,5) для осветления и осаждения сульфата железа (III) из которого подается на  цементационную установку (6,7). Маточные растворы с цементационной установки направляются на узел приготовления растворов (9) для доукрепления.

Выщелачивание массива окатанного материала производится до достижения не менее 90%-ного извлечения меди, расчетный срок выщелачивания при этом составляет 100 суток. По данным исследований ИПКОН РАН в качестве наиболее эффективного и целесообразного  способа для подземного выщелачивания рекомендуется подача в массив сернокислых растворов с сульфатом трехвалентного железа.

Основные технологические показатели подземного выщелачивания меди из массива окатанного материала приведены в табл.9.5.

Таблица 9.5 - Основные параметры подземного выщелачивания

Параметры процесса

Количественная характеристика

Подготовка днища:

Объем закладочной смеси

Общая длина скважин

Диаметр скважин

1800 м3

192 м

105мм

Состав растворителя

Количество серной кислоты на 1 дм3               шахтных стоков

2% H2SO4+50 г/т Fe2(SO4)3

1,035 г

Орошение:

Производительность камеры по растворам

Коэффициент фильтрации

 1000 м3/сут

10 м/сут

Сбор продуктивного раствора:

Объем емкости для сбора растворителя

Диаметр магистрального трубопровода

Объем прудка-отстойника

100 м3

250 мм

20000 м3

Размеры массива

60*15*60

Объем окатышей в камере подвергаемый выщелачиванию

39600 м3 или

87465 т

Среднее содержание меди в окатышах

0,35 %

Среднее содержание меди в растворе, не менее

1,5 г/дм3

Количество меди в камере

110,2 т

Извлечение меди из окатышей, не менее

90 %

Добываемое с камеры количество меди, не менее

110,2 т

Добываемое в год количество меди, не менее

220,4 т


Рис. 9.9. Система сбора и циркуляции выщелачивающих растворов1 – штабель КВ; 2 – рабочие растворы на КВ; 3 – продуктивный раствор с КВ; 4 – прудок-сборник продуктивных растворов КВ и ШПВ для осветления: 5 – прудок-сборник осветленного продуктивного раствора; 6 – барабанный цементатор; 7 – прудок-сборник обезмеженного раствора; 8 – магистральный трубопровод рабочих растворов выщелачивания; 9 – узел доукрепления маточных растворов; 10 – трубопровод продуктивных растворов с ШПВ; 11 – трубопровод доукрепленных растворов для ШПВ; 12 – трубопровод сбросных шахтных вод на цементацию; 13 – орошение массива окатанного материала; 14 – скважины для сбора продуктивного раствора; 15 – зумпф для циркуляции растворов ШПВ; 16 – зумпф главного ствола; 17 – направление движения рабочих растворов в камере второй очереди; 18 – осветленные продуктивные растворы КВ и ШПВ; 19 – сбросные шахтные воды на цементацию; 20 – обезмеженные растворы для осветления; 21 – маточные растворы на доукрепление


После завершения процесса выщелачивания производится дозакладка камер второй очереди с подачей закладочной смеси на основе отходов кучного выщелачивания под кровлю, демонтаж систем орошения и сбора продуктивного раствора и их перенос на другие камеры подземного выщелачивания.

Приведенные технологические рекомендации комплексного освоения руд медно-колчеданных месторождений с использованием отходов их переработки обеспечивают повышение эффективности освоения месторождений за счет сочетания подземной добычи руд и физико-химических технологий переработки отходов с их утилизацией в выработанном пространстве. Их использование позволит повысить сквозное извлечение меди на горно-перерабатывающем предприятии с традиционных 70-85 % до 90-95 %. Структуру потерь слагают: потери меди в руде при подземной добыче, в кеках кучного и подземного выщелачивания, в шламах после осветления продуктивного раствора и осаждения сульфата железа, неизбежные потери при цементации и неучтенные технологические потери растворов (в каждой операции не превышают 0,5 %). С достаточной точностью все потери могут быть подсчитаны и учтены только в промышленном эксперименте.

9.4. Оценка экономической эффективности и экологический эффект

Экономическая эффективность комбинированной геотехнологии освоения месторождений  медно-колчеданных руд с комплексным использованием продуктов их переработки заключалась в определении совокупного дохода от реализации дополнительной товарной продукции – цементной меди и кеков кучного выщелачивания, а так же экономический эффект при отказе от сооружения хвостохранилищ. Были рассчитаны отклонения по основным статьям затрат, возникающих при введении дополнительных технологических операций -  окомкования, кучного и подземного выщелачивания.

Капитальные затраты сформированы исходя из стоимости основного технологического оборудования в каждой дополнительной операции (табл.9.6), а также капитального строительства площадки кучного выщелачивания и зданий ангарного типа, предназначенных для хранения окатышей.

Таблица 9.6 -Дополнительные капитальные затраты  

 

 

 

Наименование

Ед. изм.

Кол-во

Цена, тыс.р.

Всего, тыс.р.

 

 

 

 

 

Окомкование

Фильтр ceramic С 45

шт

2

23092,85

46185,7

Сгуститель

шт

1

35600

35600

Мельница СМД-493Б

шт

1

6728,4

6728,4

Гранулятор барабанн.3,6*10 м

шт

1

2225

2225

Итого:

 

 

 

60739,1

Кучное выщелачивание окатышей

Комплекс оборудования для транспортирования и укладки

шт

1

17800

17800

             штабелей

 

 

 

 

Цементатор барабанный

шт

1

9649,38

9649,38

Насос кислотостойкий х-80-65-160

шт

4

2850,225

11400,9

Погрузчик

шт

2

1332,33

2664,66

Здания ангарного типа

шт

2

1790,146

3580,292

Кислотостойкий цемент

кг

165600

0,015

2484

Итого:

 

 

 

47579,232

Подземное выщелачивание окатышей

Погрузчик

шт

2

1332,33

2664,66

Насос кислотостойкий х-80-65-160

шт

3

2850,225

8550,675

Итого:

 

 

 

11215,335

Закладка выработанного пространства

Закладочный комплекс заданной производительности

кол-во

1

267000

267000

Итого:

 

 

 

267000

ВСЕГО:

 

 

 

159533,667

Основные расходы связаны с приобретением обезвоживающих аппаратов, однако наряду с возникающими дополнительными капитальными затратами, составляющими 472,8 млн.р, у предприятия существует возможность существенной экономии по этой статье, связанной с отказом от строительства хвостохранилищ и упрощением структуры закладочного комплекса – закладочная установка отличается от традиционной и состоит только из смесителя и бункеров для дозирования цемента и отходов кучного выщелачивания, что составляет 50 % основной стоимости.

Эксплуатационные расходы представлены затратами на приобретение и доставку вяжущего – шлака медной плавки, а также расходами на основные технологические операции – окомкование, подземное и кучное выщелачивание. В расчетах эксплуатационные и затраты на подземное выщелачивание приняты удельными на тонну переработки окатышей в соответствии с и составили 150 руб./т. Существующая по сравнению с традиционной схемой освоения медно-колчеданных месторождений экономия эксплуатационных затрат представлена в таблице 9.8. и связана с отсутствием экологических платежей за эксплуатацию хвостохранилища (в рублях за тонну хранения отходов) и использованием доступного, низкостоимостного наполнителя закладочной смеси – отходов кучного выщелачивания в твердеющей закладке камер 1-ой очереди, формирования днища и дозакладки пустот вторичных камер.

Себестоимость изготовления 1 тонны окатышей составила 144,1 р/т, кучного и подземного выщелачивания окатышей 165,59 р/т и 150 р/т соответственно. Внедрение безотходной технологии при производительности подземного рудника 400 тыс.т в год позволяет предприятию получать дополнительную товарную продукцию в виде цементной меди, содержащей 75 %(по данным опытно-промышленных испытаний ИПКОН РАН) металла и 118 тыс.т кеков выщелачивания  для реализации в строительную индустрию. Доход от реализации дополнительной товарной продукции составит 93 млн.р/год, от сокращения экологических платежей 69,535 млн.р/год.


Таблица 9.8.-  Сравнительная экономическая характеристика классической системы разработки и комбинированной физико-химической

Наименование статей

Затраты

Цена

Всего,

Эффект,

 

тыс.т

р/т, м куб.

млн.р.

млн.р.

Доход

Предлагаемый вариант

Принятый вариант

Предлагаемый вариант

Принятый вариант

Предлагаемый вариант

Принятый вариант

 

Доход от реализации медного концентрата

10,152

10,152

 

95160

966,04

966,04

 

Доход от реализации Си при КВ

416,57

 

 

146400

60,98

 

 

Доход от реализации Си при ПВ

220,4

 

 

146400

32,26

 

 

Доход от реализации кеков

118

 

 

3,56

0,42

 

 

Итого:

 

 

 

 

1059,7

966,04

-93,66

 

 

 

 

 

 

 

 

Капитальные затраты на:

 

 

 

 

 

 

 

Строительство подземного рудника

 

 

 

 

1275

1275

 

комплекс окомкования

 

 

 

 

60,27

 

 

кучное выщелачивание

 

 

 

 

47,5

 

 

подземное выщелачивание

 

 

 

 

11,2

 

 

строительство хвостохранилища

 

300

 

98,9

 

29,67

 

строительство закладочного комплекса

 

 

 

 

31,991

63,981

 

Итого:

 

 

 

 

1425,961

1368,651

57,31

 

 

 

 

 

 

 

 

Эксплуатационные  затраты на:

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

процесс окомкования

300

 

80,95

 

24,29

 

 

кучное выщелачивание

212,535

 

165,59

 

35,19

 

 

подземное выщелачивание

87,465

 

267

 

23,35

 

 

закладку камер, м куб.

82,5

150

194

342

16,005

51,3

 

эксплуатацию хвостохранилища

 

300

 

1,33

 

0,399

 

Итого:

 

 

 

 

98,84

51,699

47,14

 

 

 

 

 

 

 

 

Экологические платежи

 

300

 

113,17

 

33,95

 

Итого:

 

 

 

 

 

33,95

-33,95


В ходе исследования влияний ряда факторов на экономику предприятия была создана модель. Э та модель позволяет рассчитать любой экономический показатель предприятия и выдать конечный результат при изменении всего лишь одного параметра. Так, например, при изменении цены на медь можно, построив графики, увидеть при какой цене будет наибольшая экономическая эффективность предприятия.

Рис. 9.10. Динамика чистого дисконтированного дохода по годам, при цене меди на LME 4800$ за тонну. Эф-ть 5,65%

Рисунок 9.11. Динамика чистого дисконтированного дохода по годам, при цене меди на LME 3800$ за тонну. Эф-ть 6,31%

Рисунок 9.12. Динамика чистого дисконтированного дохода по годам, при цене меди на LME 2800$ за тонну. Не эффективно разрабатывать ни по одному из предложенных вариантов

Рисунок 9.12. Динамика чистого дисконтированного дохода по годам, при цене меди на LME 8000$ за тонну. Эф-ть 5,25%

Далее изучалось влияние роста экологических платежей. Мировой опыт показывает, что в каждым годом стоимость загрязнения окружающей среды становится дороже.

Рисунок 9.13. Динамика чистого дисконтированного дохода по годам, при цене меди на LME 4800$ за тонну. Экологические платежи 150 руб./т. Эф-ть 8,61%

Рисунок 9.14. Динамика чистого дисконтированного дохода по годам, при цене меди на LME 4800$ за тонну. Экологические платежи 200 руб./т. Эф-ть 12,68%

Исследовав динамику таких параметров, как цена МЕ, экологических платежей на созданной модели можно сделать, что при росте рыночной цены меди и при росте экологических платежей возрастает эффективность использования комбинированной физико-химической геотехнологии и сокращается срок окупаемости рудника. А так как в мире наблюдается тенденция именно к увеличению платежей за принесение вреда экологии, то уже в ближайшем будущем применение безотходных систем разработки имеет место перспективного развития.

Заключение

  1.  Предложена технологическая схема комплексного освоения месторождений медно-колчеданных руд с компл