Министерство науки и высшего образования Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Магнитогорский государственный технический университет им. Г. И. Носова» Кафедра геологии, маркшейдерского дела и обогащения полезных ископаемых КУРСОВАЯ РАБОТА по дисциплине «Геомеханика ПРМПИ» Выполнил: студент группы ГД-15-1 Байгалин А.Р., Проверил: доцент кафедры Романько Е.А. Магнитогорск, 2019 Задание Камерная система разработки. Общее сведение. Камерная система разработки – это отработка пласта полезных ископаемых короткими очистными забоями в направлении транспортной выработки к вентиляционной (прямым ходом) с составлением между образующимися камерами постоянных (не извлекаемых) целиков. Система имеет две разновидности, известные в горной литературе под наименованиями этажно-камерная система разработки и система разработки с подэтажной отбойкой или подэтажных штреков. Мощные крутые залежи отрабатывают камерами с оставлением целиков; руду отбивают в основном скважинами, пробуренными из подэтажных ортов или штреков (подэтажная отбойка). Вначале в камере формируют, отрезную щель, на которую затем отбивают руду вертикальными слоями. Доставка руды по очистному пространству самотечная. Выпускают руду через выработки в основании камеры. Чтобы уменьшить отслоение боковых пород или создать резерв руды заданного качества руду иногда магазинируют. После выемки камер погашают целики. Условия применения. Руда и боковые породы должны быть устойчивыми. В мощных месторождениях при неустойчивых боках приходится оставлять предохранительную рудную «корку» толщиной 1,5—3 м, если ее теряют, или 5—8 м, если извлекают вместе с целиками. При крутом падении мощность залежи может быть любой, при пологом и наклонном — не менее 10—20 м — иначе не окупятся расходы на проведение в породах лежачего бока выработок для выпуска и доставки руды. Параметры системы. В залежах малой и средней мощности камеры располагают по простиранию. Высота этажа ограничивается устойчивостью обнаженных боковых пород. В мощных залежах камеры располагают вкрест простирания. Высота этажа ограничивается устойчивостью руды. Оптимальную высоту этажа в технически допустимых пределах можно найти по условию (1.1) с учетом: затрат на проведение этажных выработок (входят в k, с), выработок для выпуска и доставки руды, на доставку материалов и оборудования; ущерба от потерь руды за счет неполной отбойки у контактов залежи, потерь на лежачем боку при недостаточно крутом падении залежи и при выемке целиков. Высота этажа колеблется в пределах от 50—60 м в залежах малой и средней мощности при неправильных контактах и недостаточно крутом падении до 100—170 м в залежах средней мощности и мощных с крепкой устойчивой рудой и очень крутым падением. Высота подэтажа при подэтажной отбойке оптимизируется по минимуму приведенных затрат (1.1), при этом учитываются: затраты на проходку подэтажных выработок, отбойку, вторичное дробление и доставку руды; ущерб от потерь и разубоживания руды за счет неточной отбойки по контактам залежи. Высота подэтажа колеблется от 8—12 до 30—40 м, в зависимости от типов буровых станков. Ширина камер при разработке по простиранию равна мощности залежи, длина 30—60 м в зависимости от устойчивости боковых пород. В мощных месторождениях длина камер равна мощности залежи (до 70—80 м), ширина 10—30 м, в зависимости от устойчивости рудной потолочины или боковых пород. Ширина междукамерных целиков 8—15 м. Залежи средней мощности с небольшой длиной по простиранию или падению отрабатывают иногда одной камерой без оставления целиков. Если залежь вытянута по падению, то оставляют только междуэтажные целики, если по простиранию — только междукамерные. Расстояние между выпускными отверстиями оптимизируется по условию (1.1) с учетом: затрат на проходку выработок для выпуска и доставки руды на оборудование и его монтаж; ущерба от потерь и разубоживания руды при выемке междуэтажного целика. При пологом и наклонном падении залежи выпускные выработки размещаются верхней частью в рудном теле, а нижней — в подстилающих породах. Расстояние (среднее по площади выпуска) от основания траншей или воронок до контакта лежачего бока. Высота основания камеры от этажного горизонта до гребней траншей или воронок при раздельных горизонтах доставки и транспортирования руды обычно составляет 14—20 м. Толщина потолочины 5—10 м. Междуэтажный целик располагают горизонтально или с наклоном к лежачему боку. При наклонном целике уменьшается в 2—3 раза трудно извлекаемый запас руды в основании блока, увеличивается запас руды на пункт выпуска, что благоприятствует использованию питателей. С другой стороны, из активного запаса верхнего этажа исключается часть руды снизу в виде треугольной призмы, объем которой прямо пропорционален мощности залежи и возрастает с увеличением угла падения залежи. Наклонное расположение междуэтажных целиков целесообразно лишь при ограниченной мощности (до 30—40 м при угле падения 50—60° и до 20—30 м при угле 70°) и при выдержанных элементах залегания рудного тела на значительную глубину. В варианте с подэтажной скважиной отбойкой и донным выпуском руды блоковые восстающие при разработке по простиранию располагают в целиках (рис. 4.2), а при разработке вкрест простирания — в камерах или целиках. В последнем случае на подэтажах из восстающих в камеры приходится пробивать штреки, которые в дальнейшем вместе с восстающими могут быть использованы для погашения целиков. Подэтажные штреки (орты) нарезают по всей длине камеры. Затраты на проведение выработок для выпуска и доставки руды достигают 20—30 % от всех затрат на подготовку и очистную выемку. Общие требования к системам с закладкой: 1)Системы с закладкой можно применять при отработке рудных тел любой мощности с любым углом падения. Руда должна быть от средней устойчивости до устойчивой, не склонной к обрушениям, вмещающие породы, как правило, средней устойчивости, требующие искусственного их поддержания. 2)Область применения систем с закладкой может быть расширена в случае разработки ценных или пожароопасных руд, необходимости сохранения поверхности, а также в случаях высокого горного давления и опасности горных ударов. 3)В зависимости от горнотехнических условий могут применяться следующие виды закладки: сухая, сухая с иньектированием вяжущих растворов, гидравлическая, твердеющая. Система может предусматривать применение нескольких видов закладочного материала. 4)При отработке тонких рудных тел рекомендуется вести раздельную выемку руды и породы. В зависимости от крепости и устойчивости руды и породы в начале может отбиваться руда, а затем пород или наоборот. Подрываемые породы оставлять в выработанном пространстве в качестве закладки. При излишнем отбиваемых пород часть их выдавать из блоков; при недостаточном - увеличить объем подрываемых вмещающих пород для заполнения выработанного пространства. При отработке пологих и наклонных рудных тел для повышения эффективности очистной выемки рекомендуется использовать силу взрыва при отбойке для отброса пустой породы в выработанное пространство. 5)При необходимости поддерживать кровлю временной крепью (стойки, крепежные рамы и др.), ослабленные участки крепи. 6)Крепление рудоспусков в закладке должно исключать потери руды. 7)Расстояние между рудоспусками устанавливается проектом. При необходимости в закладке выкреплять ходовые восстающие. 8)При отработке крутопадающих рудных тел камеры, как правило, располагать по простиранию. Если предельно допустимая ширина камеры меньше мощности рудного тела, камеры располагать вкрест простиранию. При отработке мощных пологих пород и наклонных рудных камер можно располагать по простиранию, вкрест простирания и по восстанию. Исходные данные. Условия применения систем разработки Систем Мощн Уго Свойства Глуби Ценн Стойкост Сохран а ость л на ость ьк ность Руда Пород разрабо рудно паде разраб руды самовозг поверх а тки го ния отки оранию ности тела зале жи 80 м 60˚ Камерн Боль ая с ше 15 последу ющей закладк ой камер 090˚ высок ая устой чивая высок 650 м высо ая кая устой Не ценн чивая ограни ая чена - сохран ить сохран ить 1. Высота устойчивости стенки камеры может быть определена по формуле: 𝐻90 = 2∗𝜆∗𝐶 𝛾 𝜑 * tan(45˚ + ), 2 где C – сцепление пород(руды) в образце, т/м2 ; λ – коэффициент структурного ослабления руды; γ – объемный вес руды, т/м3 ; φ – угол внутреннего трения. λ= µ 1− µ = 0,28 1−0,28 = 0,38 где µ - коэффициент Пуассона. 𝐻90 = 2∗𝜆∗𝐶 𝛾 𝜑 2 ∗ 0,38 ∗65,26 2 3,5 * tan(45˚ + ) = ∗ tan(45˚ + 36˚ 2 ) = 27,812 м. 2. Эквивалентный горизонтальный пролет кровли камер определяется по формуле: 𝜎 3 L = 2 * 𝑑𝐵 * √ сж , 𝑑 ∗𝛾 Г где 𝑑𝐵 и 𝑑Г – размер элементарного блока пород в вертикальной и горизонтальной плоскости. 3 𝜎 3 17590 L = 2 * 𝑑𝐵 * √ сж = 2 * 0,2 * √ = 11,716 м. 𝑑 ∗𝛾 0,2∗3,5 Г Примем эквивалентный горизонтальный пролет кровли камеры равным L = 10 м, в связи с горно - геологическими условиями. 3. В качестве нормативной принимают максимальную из величин прочности закладки при сжатии, рассчитанных для стадии отработки камер, Мпа: 𝜎сж = 𝑛 1000∗ 𝑘ф ∗𝑘д ∗( 𝑘𝛼 ∗ 𝛾1 ∗ 𝐻1 ∗𝑆 𝑠 + 𝛾2 ∗ ℎ2 ), где n – коэффициент запаса прочности (n=1,5-2,0); 𝑘ф – коэффициент формы целика, 𝑘ф = √𝑎⁄ℎ при a > h и 𝑘ф = 0,6 + 0,4 * 𝑎⁄ℎ при a <h; a и h – соответсвенно поперечный размер искусственного целика и его высота, м; 𝑘д − коэффициент, учитывающий длительную прочность искусственного целика (𝑘д = 0,5-0,7, если искусственные опоры работают при незаложенных камерах; 𝑘д = 1 – при кратковременном нагружении искусственных опор); 𝑘𝛼 – коэффициент, учитывающий угол падения залежи (𝑘𝛼 =𝑐𝑜𝑠 2 𝛼 + 𝜈 ∗ 𝑠𝑖𝑛2 𝛼); 𝛾1 и 𝛾2 – удельный вес соответственно пород пригружающей толщи и закладки, кН/м3 ; 𝐻1 – высота толщи, пригружающей искусственную опору, м (с известным запасом она может быть принята равной расстоянию L между осями рудных целиков, отрабатываемых в последнюю очередь); S – площадь кровли, прихлдящаяся на искуственную опору, м2 ; s – поперечная площадь искусственного целика, м2 ; ℎ2 – высота обнажаемой части закладочного массива, м. 𝜎сж = 𝑛 1000∗ 𝑘ф ∗𝑘д ∗( 𝑘𝛼 ∗ 𝛾1 ∗ 𝐻1 ∗𝑆 𝑠 + 𝛾2 ∗ ℎ2 ) = 4. Для стадии обработки рудных целиков предел прочности определяется по формуле: 𝜎сж = 𝑛 1000∗ 𝑘ф ∗𝑘д ∗( 𝑘𝛼 ∗ 𝑘н ∗ 𝛾1 ∗ Н∗𝐿 𝑠 + 𝛾2 ∗ ℎ2 ), где n – коэффициент запаса прочности (n=1-1,5); 𝑘ф – коэффициент, учитывающий, какая часть массы столба пород нагружает искусственный массив (𝑘н = 0,5 ∗ 𝐿⁄𝐻 < ; a и h – соответсвенно поперечный размер искусственного целика и его высота, м; 𝑘д − коэффициент, учитывающий длительную прочность искусственного целика (𝑘д = 0,5-0,7, если искусственные опоры работают при незаложенных камерах; 𝑘д = 1 – при кратковременном нагружении искусственных опор); 𝑘𝛼 – коэффициент, учитывающий угол падения залежи (𝑘𝛼 =𝑐𝑜𝑠 2 𝛼 + 𝜈 ∗ 𝑠𝑖𝑛2 𝛼); 𝛾1 и 𝛾2 – удельный вес соответственно пород пригружающей толщи и закладки, кН/м3 ; 𝐻1 – высота толщи, пригружающей искусственную опору, м (с известным запасом она может быть принята равной расстоянию L между осями рудных целиков, отрабатываемых в последнюю очередь); S – площадь кровли, прихлдящаяся на искуственную опору, м2 ; s – поперечная площадь искусственного целика, м2 ; ℎ2 – высота обнажаемой части закладочного массива, м.
