43086

Определение балансовых запасов и горизонтальной площади залежи

Курсовая

География, геология и геодезия

Вскрытие месторождения – проведение комплекса горных выработок с целью обеспечения доступа с поверхности к рудному телу или его части и возможности проведения подготовительных выработок. Схема вскрытия – это размещение в пространстве различных по назначению вскрывающих выработок. К данному виду выработок относятся вентиляционные и стволы и штольни квершлаги соединяющие главный и вспомогательный ствол с месторождением капитальные скважины и восстающие и пр. В первом случае околоствольные дворы с полным комплектом выработок...

Русский

2013-11-01

648.5 KB

26 чел.

урсовой проект – электронная версия

Определение балансовых запасов и горизонтальной площади залежи

Горизонтальную площадь рудного тела S определяют по формуле:

S = m  L / sinα , м2;                  (1)

При наличии в месторождении нескольких рудных тел общую величину балансовых запасов и горизонтальную площадь рудных тел определяют путем суммирования запасов и площадей по отдельным телам.

Определение годовой производственной мощности

рудника по горным возможностям

Годовая производственная мощность рудника по горным возможностям – максимально возможная годовая производительность, которая может быть достигнута на данном месторождении.

При углах падения рудного тела от 300 и более она определяется исходя из среднего годового понижения уровня очистной выемки по формуле

,                 (2)

где  Aг – годовая производительность проектируемого рудника по горным возможностям, т/год;   v – среднее годовое понижения очистной выемки по всей рудной площади, м/год (табл. 1); К1, К2, К3, К4  - поправочные коэффициенты учитывающие, соответственно, угол падения и мощность рудного тела, применяемую систему разработки и число этажей, находящихся в одновременной работе (табл. 2);  п  и   р - планируемые коэффициенты потерь и разубоживания руды (табл. 3), доли ед.

Таблица  1

Среднегодовое понижение горных работ для горнорудных предприятий цветной и черной металлургии

Цветная металлургия

Черная металлургия

Горизонтальная площадь рудных тел, тыс.м2

Среднегодовое понижение, м/год

Горизонтальная площадь рудных тел, тыс.м2

Среднегодовое понижение, м/год

До 4

26...33

10...20

30...25

4...6

23...30

20...50

25...20

6...12

17...25

50...100

20...15

12...20

13...22

100...200

15...12

более 20

9...15

200...400

12...8

Более 400

7

Таблица 2

Поправочные коэффициенты для расчета годового понижения

Угол падения, град.

К1

Мощность рудного тела, м

К2

Класс  систем по ПТЭ

К3

Число этажей в одновременной отработке

К4

90

1,2

До 3

1,3

I , II , V1)

1,0

1

1,0

60

1,0

3...5

1,2

IV, V2)

0,9

2

1,2...1,5

45

0,9

5...15

1,0

III3)

0,85

3 и более

1,5...1,7

30

0,8

15...25

0,8

V4)

0,8

более 25

0,6

III5)

0,7

Примечания: 1)С открытым выработанным пространством, с магазинированием, с обрушением (без слоевого);     2) С креплением и обрушением  (без слоевого); 3) Камерная, сплошная и столбовая с закладкой; 4) Слоевое обрушение; 5) Горизонтальные слои с закладкой.

Таблица 3

Ориентировочные значения показателей извлечения руды при различных  системах разработки

Классы

Системы разработки

Коэффициенты, доли ед.

потерь II

разубоживания P

1

2

3

4

I. Системы с открытым выработанным пространством

1. Сплошная

0,15...0,30

0,06...0,07

2. Потолкоуступная

0,02...0,06

0,10...0,15

3. Камерно-столбовая

0,25...050

0,05...0,10

4. Подэтажных штреков (ортов)

0,06...0,12

0,05...0,10

5. С доставкой руды силой взрыва

0,10...0,15

0,05...0,15

6. Этажно-камерная

0,10...0,15

0,10...0,15

II. Системы с магазинированием руды

7. Блоковая с магазинированием

0,06...0,12

0,05...0,10

8. Камерная с магазинированием

0,10...0,20

0,10...0,15

III. Системы с закладкой

9. Горизонтальных слоев с закладкой очистного пространства

0,01...0,04

0,05...0,10

10. Сплошная с однослойной выемкой и закладкой

0,01...0,06

0,10...0,20

11. Столбовая с однослойной выемкой и закладкой

0,01...0,06

0,10...0,20

12. С камерной выемкой и закладкой

0,01...0,07

0,10...0,15

IV. Системы креплением

13. С распорной крепью

0,01...0,05

0,03...0,07

14. С креплением рамами

0,01...0,03

0,02...0,05

15. Сплошная с однослойной выемкой и креплением

0,01...0,05

0,02...0,05

16. Столбовая с однослойной выемкой и креплением

0,01...0,05

0,02...0,05

V. Системы с обрушением

17. Слоевого обрушения

0,02...0,05

0,02...0,05

18. Столбовая с обрушением налегающих пород

0,05...0,10

0,02...0,07

19. Подэтажного обрушения

0,05...0,15

0,20...0,30

20. Этажного обрушения

0,10...0,20

0,10...0,20

VI. Комбинированные системы

21. С креплением и магазинированием руды

0,05...0,08

0,20...0,30

22. С креплением и закладкой

0,03...0,08

0,07...0,15

23. С магазинированием руды и обрушением

0,08...0,12

0,15...0,20

При углах падения залежей менее 30 годовая производительность  по горным возможностям определяется исходя из развития очистных работ по формуле

,      (   3    )

где i – коэффициент использования рудной площади (табл. 4); Т – удельный вес k-ой системы разработки в общем объеме добычи, доли ед.; q – производительность очистного блока при k-ой системе разработки (15...200 тыс. т/год);  Sк – площадь блока или панели, находящихся в очистной выемке при k-й  системе разработки, тыс.м2.

Таблица  4

Коэффициент использования рудной площади (i)

S, тыс.м2

i

S, тыс.м2

i

5...10

0,35...0,27

100...200

0,12...0,09

10...20

0,27...0,23

200...400

0,09...0,06

20...50

0,23...0,17

более 400

0,05

50...100

0,17...0,12

Уточнение годовой производительности и срока существования рудника

После определения годовой производительности рудника по горным возможностям полученное значение округляют до тысяч тонн и уточняют срок существования рудника и годовую производительность.

В соответствии с действующими положениями, экономически оптимальной является такая годовая производительность, при которой достигается максимальное значение чистого дисконтированного дохода (ЧДД) за весь срок существования рудника.

На рис.1 представлен характер изменения величины ЧДД от срока существования рудников при их проектировании на базе  месторождений с разными объемами балансовых запасов. Из рисунка следует, что существуют оптимальные соотношения срока существования рудника и величины ЧДД. В тоже время, прямая связь между сроком существования рудника и годовой производительностью описывается формулой

,                                          (   4    )

где Т – срок существования рудника, лет; А – годовая производительность рудника, тыс. т.

В табл. 5 и 6 приведены обобщенные данные  по экономически целесообразным соотношениям годовой производительности и срока существования для рудников черной и цветной металлургии.

Таблица 5

Экономически целесообразное соотношение годовой производительности и срока существования для рудников черной металлургии

Годовая производительность ,млн.т               

1…3

3…5

5…7

7…10

>10

Срок существования, лет         

20

25

30

35

40

Таблица 6

Экономически целесообразное соотношение годовой производительности и срока существования для рудников цветной металлургии

Годовая производительность, тыс.т

Срок существования при различных условиях строительства, лет

легкие1

средние

тяжелые2

100

10...11

12...13

14...18

200

12...13

14...17

18...20

300

14...15

17...20

21...23

500

16...18

20...23

24...26

750

18...20

22...25

27...30

1000

20...22

24...28

30...33

более 1000

22...25

28...32

34...40

и более

и более

и более

Примечания: 1. Наибольшая глубина, обжитой район, простые горно-геологические условия, рудник в действующем предприятии. 2. Условия, противоположные легким.

Уточнение значения годовой производительности и определение срока существования рудника производится в следующей последовательности:

  •   по формуле (4) определяется срок существования рудника (Т) при годовой производительности по горным возможностям  (А=АГ);
  •   в случае, если полученный срок существования равен или больше рекомендуемого для данного значения годовой производительности (Т ТЭ), то в качестве окончательных принимаются годовая производительность по горным возможностям и соответствующий ей срок существования рудника;
  •   если полученный срок существования меньше рекомендуемого для данного значения годовой производительности (Т < ТЭ), то годовая производительность последовательно уменьшается до получения рекомендуемых экономически целесообразных соотношений производительности и срока существования.

Пример 1. Годовая производительность рудника цветной металлургии по горным возможностям составила АГ = 400 тыс. т. Уточнить значения годовой производительности   и  срока  существования  рудника   при  Б = 10000 тыс. т;  n = 0, 05; р = 0, 08. Строительство рудника в средних условиях.

Решение: по формуле (4) определяем срок существования рудника при А=350 тыс. т:   

Т=10 000(1-0,05)/[400(1-0,08)] = 25,8 26 лет.

Данному значению годовой производительности соответствует интервал значений срока существования рудника Т=1822 года. (табл. 6), но увеличивать производительность нельзя, так как она превысит значения технически достижимой по горным возможностям. Окончательно принимаем А=350 тыс. т и Т=26 лет.

Пример 2. АГ = 700 тыс. т. Прочие условия из примера 1.

Решение: при А=700 тыс. т:   Т=10 000(1-0,05)/[700(1-0,08)]   15 лет, в то время как рекомендуемый срок существования лежит в интервале 2224 лет. Принимаем А=500 тыс. т, тогда Т=10 000(1-0,05)/[700(1-0,08)]   21 год.

Полученные значения попадают в интервал оптимальных.

Выбор и обоснование способа вскрытия месторождения

Вскрытие месторождения. Основные понятия

Вскрытие месторождения – проведение комплекса горных выработок с целью обеспечения доступа с поверхности к рудному телу или его части и возможности проведения подготовительных выработок.

Схема вскрытия – это размещение в пространстве различных по назначению вскрывающих выработок.

Главные вскрывающие выработки – горнокапитальные выработки, по которым осуществляется выдача полезного ископаемого на поверхность. К ним относятся вертикальный или наклонный ствол и штольня.

Вспомогательные вскрывающие выработки – горнокапитальные выработки, служащие для обеспечения спуска – подъема людей и материалов, вентиляции, водоотлива, закладки и прочих, функций, обеспечивающих добычу полезного ископаемого. К данному виду выработок относятся вентиляционные и стволы и штольни, квершлаги, соединяющие главный и вспомогательный ствол с месторождением, капитальные скважины и восстающие  и пр.

Схемы расположения главных и вспомогательных стволов

Главные и вспомогательные вскрывающие выработки располагают относительно рудного тела в соответствии с принятой схемой проветривания и развития фронта очистной выемки.

По признаку взаимного расположения главных и вспомогательных стволов различают центральную (рис. 2, а) и диагональную (рис. 2, б) схемы проветривания. Развитие фронта очистных работ может идти по наступающей (от центра к флангам) и отступающей (от флангов к центру) схемам выемки.

Центральная схема расположения стволов применяется при вскрытии залежей  относительно небольшой (до 500-600 м) длины по простиранию. В этом случае стволы располагаются по центру шахтного

поля на расстоянии не менее 30 м один от другого, что позволяет обойтись одним вспомогательным стволом, обеспечить компактность комплекса поверхностных сооружений и простоту сбойки главного и вспомогательного стволов, ускоряющую начало очистных работ.

Недостатки центральной схемы: удлиняется путь вентиляционной струи (депрессия вентилятора возрастает на 30-40% по сравнению с диагональной схемой); при наступательной (от центра к флангам) схеме выемки возможны утечки воздуха через выработанное пространство на вентиляционный штрек; усложняется выход людей на поверхность в случае аварии. При вскрытии рудных месторождений эта схема применяется реже диагональной.

При диагональной схеме проветривания главный ствол обычно размещается по центру масс запасов залежи, а два вспомогательных – на ее флангах. Реже применяют диагональную схему с использованием двух стволов – главный и вспомогательный стволы размещаются на флангах. При этом сокращаются затраты на сооружение и поддержание одного ствола, но увеличиваются расходы на откатку добытого полезного ископаемого и ухудшаются условия проветривания.

Вскрытие вертикальным стволом, расположенным  за зоной сдвижения

При вскрытии крутопадающего месторождения главный и вспомогательные фланговые стволы располагают за зоной сдвижения горных пород (рис.3). На каждом горизонте от главного ствола до месторождения проводят квершлаги, а вдоль рудного тела до вспомогательных стволов – штреки.

Главный ствол при этом способе вскрытия  в большинстве  случаев располагается в лежачем боку залежи по центру масс запасов.

Вскрытие вертикальными стволами, пройденными в висячем боку, применяется значительно реже, так как при этом суммарная длина квершлагов, как правило, больше. Его применяют в особых случаях, когда породы лежачего бока сильно водоносны или неустойчивы и когда заложение ствола в лежачем боку невозможно или невыгодно по условиям рельефа, поверхностного транспорта или застроенности поверхности.

Вскрытие вертикальным стволом, пересекающим  месторождение

Наклонное или пологопадающее месторождение значительных горизонтальных размеров можно вскрывать вертикальным стволом 1, пересекающим  месторождение (рис. 4). Расположение ствола 2 в этом случае за зоной сдвижения пород потребовало бы проведения квершлагов значительной длины.

Для горизонтальных и пологопадающих месторождений с большими размерами по простиранию такой способ вскрытия является единственно возможным и наиболее распространенным.

При небольшой глубине залегания месторождения размеры охранного целика незначительны, поэтому основной недостаток этой схемы вскрытия при малых углах падения не так ощутим, как при крутом падении.

Вскрытие наклонными стволами

При вскрытии месторождения наклонным стволом, пройденным в породах лежачего бока параллельно месторождению (рис. 5), от ствола шахты до рудного тела проводят квершлаги, длина которых значительно меньше, чем при вскрытии вертикальным стволом. Разница в длине квершлагов тем ощутимее, чем меньше угол падения месторождения и чем глубже оно расположено. Вспомогательные стволы на флангах месторождения в этом случае могут быть также наклонными или вертикальными.

При вскрытии наклонным стволом, пройденным по месторождению, квершлаги отсутствуют и стоимость проходки ствола частично окупается попутно добываемой рудой. Однако, в этом случае возникает необходимость оставления охранного целика с обеих сторон от ствола; ширина этого целика возрастает с глубиной разработки.

Вскрытие наклонным стволом по месторождению может оказаться целесообразным только для тонких, слаборазведанных пологопадающих и наклонных жил с небольшой глубиной распространения.

Недостатки, присущие наклонным стволам, ограничивают область их применения.

Когда подъем руды осуществляется с помощью подъемной машины в скипах или вагонетках, наклонные стволы целесообразно применять для вскрытия рудных тел с углом падения от 10 до 30. В этом случае недостатки наклонных стволов компенсируются резким уменьшением длины квершлагов по сравнению со вскрытием вертикальным стволом.

Значительно расширяется область применения вскрытия наклонными стволами, если их оборудовать конвейерным подъемом руды.

3.6. Вскрытие штольнями

Вскрытие штольнями имеет ряд достоинств перед другими способами вскрытия, поэтому, когда позволяет рельеф местности и условия залегания месторождения, этому способу отдают предпочтение.

Относительно рудного тела штольни располагают по простиранию, вкрест простирания или по диагонали к линии простирания.

При вскрытии тонких месторождений по простиранию штольни проводят по руде; в мощных же месторождениях штольни обычно располагают параллельно рудному телу в пустых породах и проводят от них до месторождения квершлаги (или орты-заезды).

Расположение штолен в висячем или лежачем боку месторождения при вскрытии вкрест простирания определяется положением рудного тела относительно склона горы.

Как правило, месторождение выше уровня штольни отрабатывают несколькими этажами, поэтому возможны два варианта вскрытия.

В первом случае каждый этаж вскрывают самостоятельными штольнями (рис. 3.5), которые служат для проветривания, доставки материалов, выдачи пустой породы, передвижения рабочих. Руду с верхних этажей перепускают до нижней (капитальной) штольни по рудоспускам.

Во втором случае проходят только одну нижнюю штольню. Этот вариант применяется, когда по условиям залегания рудного тела на каждом этаже необходимо было бы проводить очень длинные штольни по пустым породам. Вышележащие этажи над штольней вскрывают капитальным восстающим или слепым стволом с вентиляционным и ходовым ходовым отделениями, а также клетевым подъемом для доставки людей, материалов и оборудования. Для перепуска руды обычно устраивают несколько рудоспусков.

 

3.7. Комбинированные способы вскрытия

Сущность комбинированных способов вскрытия состоит в том, что верхнюю часть месторождения вскрывают одной главной выработкой, а нижнюю – другой с выдачей руды на поверхность последовательно по обеим главным выработкам.

Основные схемы вскрытия комбинированными способами:

1. Вертикальный шахтный ствол с поверхности с переходом в вертикальный слепой ствол (рис.3.6)

2. Вертикальный шахтный ствол с поверхности с переходом в наклонный шахтный ствол.

3. Наклонный шахтный ствол с поверхности с переходом в наклонные слепые стволы.

4. Штольня с переходом в вертикальные слепые стволы (рис.3.7).  

5. Штольня с переходом в наклонные слепые стволы.

Вскрытие по трем первым схемам целесообразно в тех случаях, когда месторождение по падению залегает на большой глубине и подъем по одному стволу невозможен в силу технических ограничений оборудования или не обеспечивает заданной производительности.

Четвертая и пятая схемы применяются в гористой местности, когда штольней можно вскрыть только верхнюю часть месторождения, а нижнюю часть вскрывают слепым вертикальным или наклонным стволом, пройденным из штольни (

3.8. Порядок вскрытия этажей

При проектировании горных предприятий высота этажа определяется путем технико-экономических расчетов. На действующих предприятиях она изменяется от 40-50 м до 70-120 м и более. При отработке крутопадающих залежей она, как правило, составляет: для тонких и маломощных – 50-60 м; при средней мощности – 60-70 м; для мощных – 70-90 м.

Организация работ по вскрытию месторождения имеет два основных варианта.

1. Месторождение вскрывают на высоту одного-двух этажей и приступают к их подготовке, а затем очистной выемке. Одновременно с очистной выемкой ведут углубку ствола на нижележащие горизонты. Этот вариант целесообразен только при большом сроке отработке запасов этажа (8-10 лет) и недостаточной разведанности нижних горизонтов.

2. Сразу вскрывают группу этажей или даже все месторождение. Затраты на проходку ствола сокращаются на 30-50%, а сокращение работ по углубке стволов упрощает разработку месторождения.

В первом случае околоствольные дворы с полным комплектом выработок требуется проходить на каждом этаже, что создает благоприятные условия для подземного транспортирования руды, доставки материалов и оборудования, вентиляции и подготовки, но ведет  к значительным издержкам на их сооружение и поддержание.

Во втором случае полный комплект выработок околоствольного двора можно проходить на группу этажей – на концентрационных горизонтах (рис. 3.8, а). Для обслуживания группы этажей у стволов устраиваются подземные дробильные комплексы, что позволяет увеличить размер кондиционного куска, не снижая коэффициента заполнения скипов.

Иногда при втором варианте применяют вскрытие групповыми квершлагами (рис.3.8,б). Связь горизонтов коротких квершлагов со стволом осуществляется через вертикальные и наклонные выработки. Для доставки материалов и оборудования проходят полевые или рудные капитальные восстающие, оборудованные клетевым или лифтовым подъемом.

Вместе с тем, применение групповых квершлагов имеет ряд недостатков, в том числе, ухудшаются условия проветривания и усложняется организация работ на очистной выемке и т.д.

3.9. Порядок выполнения раздела

3.9.1.Изучить теоретический материал, наметить и вычертить 4-5 технически возможных схемы вскрытия месторождения для выданного варианта заданных горно-геологических условий и характера рельефа местности.

3.9.2.С учетом положений п.п. 3.1.2 – 3.1.7 логически обосновать выбор наилучшего варианта вскрытия.

3.9.3. В соответствии с рекомендациями п. 3.1.8 определить высоту этажей и порядок их вскрытия.

Определение объемов горно-капитальных работ и  расчет технико-экономических показателей по принятому варианту вскрытия месторождения

  1.  Определение параметров главных и вспомогательных квершлагов и штолен

В случае вскрытия месторождения вертикальным стволом с диагональной схемой расположения главного и вспомогательного стволов главный квершлаг имеет два пути: по одному производится откатка полезного полезного ископаемого до главного ствола, а по второму движутся порожние составы.

При центральной схеме расположения стволов главный квершлаг имеет один путь, по которому транспортируется добытое полезное ископаемое, а порожние составы отправляются по параллельному ему вспомогательному квершлагу. При обеих схемах расположения стволов вспомогательные квершлаги имеют по одному пути.

Размеры поперечного сечения квершлагов и других откаточных выработок определяются габаритами применяемого подвижного состава при условии обеспечения  требований правил безопасности: необходимых зазоров и допустимой скорости движения вентиляционной струи по выработке. Вместимость вагонеток определяется исходя из годовой производительности (см. лабораторную работу 3) и средней длины откатки добытого полезного ископаемого (табл. 4.1).

Таблица 4.1

Требуемая вместимость вагонеток при заданных длине откатки и годовой  производительности рудника

Длина  откатки, км

Вместимость вагонеток (м3) при годовой производительности рудника, тыс. т

100

200

400

600

1000

2000

< 0,3

0,7

1,2

1,2

0,3 …0,5

0,7

1,2

1,2

2,2

4,5

0,5 …1,0

0,7

1,2

2,2

2,2

4,5

9,5

1,0 …2,0

1,2

1,2

2,2

4,5

4,5

9,5

2,0 …3,0

4,5

4,5

9,5

3,0 …5,0

9,5

9,5

9,5

При вскрытии стволами средняя длина откатки, определяется по формуле (4.1), а при вскрытии штольнями по формуле (4.2)

,                                 (3)

,                                 (4)

где i ={1,…, n}– номера горизонтов (сверху вниз); – длина главного квершлага i-го горизонта (при наличии концентрационных горизонтов или при вскрытии групповыми квершлагами – длина откатки по квершлагу i-го горизонта до места разгрузки состава), м; L1 и L2 – длины плеч откатки до сопряжения штреков с главным откаточным квершлагом на i-м горизонте, м; LКШ – длина откатки по капитальной штольне от капитального рудоспуска, м;  - общая длина откатки от сопряжения квершлага или штольни i-го горизонта до капитального рудоспуска, м.

Выбор типа электровоза, вагонеток и ширина колеи рельсового пути, а также размеры типового сечения в свету и в проходке однопутевых выработок производится по табл. 4.2, а двухпутевых – по табл.4.3.

Площади поперечного сечения в проходке (табл.4.2 и 4.3) даны для случаев применения выработок без крепи или при креплении их штанговой крепью. При креплении выработок бетонной крепью их сечение в проходке следует увеличить на 20%.

Определение параметров главных и вспомогательных стволов и объемов околоствольных  дворов

Форма и площадь поперечного сечения главного ствола, а также тип подъема (клетевой или скиповой) полезного ископаемого определяются исходя из величины годовой производительности и срока существования рудника (табл.4.4). При этом следует учитывать, что основным типом крепи для стволов является монолитная бетонная, а деревянная крепь и соответствующая ей прямоугольная форма стволов применяются при сроке существования рудника до 10 лет. Для определения сечения ствола в проходке необходимо умножить сечения в свету на коэффициенты 1,15 при креплении  металлом; 1,25 – бетоном; 1,35 – деревом.

Таблица 4.2

Типоразмеры базовых сечений однопутевых выработок

Сечение

в свету

в проходке, м2

Размеры, м

Колея, мм

Электровозы

Тип кузова вагонетки

Ширина

Высота

Глухой кузов

боковая разгрузка

Опрокидные

6,08

6,54

2,4

2,9

600

4КР

ВГ- 0,7

7КР-1У

ВГ-1,2

ВБ-1,6

ВО- 0,8

6,33

6,80

2,5

2,9

7КР-1У

ВБ-1,6

7,45

7,95

2,6

2,9

К-10

ВГ-2,2

7,30

7,84

2,7

3,1

750

К-10

ВГ-2,2

ВБ-2,5

7,70

8,24

2,7

3,25

К-14

ВГ-4

ВБ-4

ВБ-4А

8,22

8,80

2,9

3,25

900

К-14

ВГ-4,5

ВГ-4

К-28

ВГ-9

ВГ-9А

8,49

9,09

3,0

3,25

К-28

ВГ-10

ВГ-10А

Таблица 4.3

Типоразмеры базовых сечений двухпутевых выработок

Сечение

в свету

в проходке*, м2

Размеры, м

Колея, мм

Электровозы

Вагонетки

Ширина

Высота

С глухим кузовом

С боковой разгрузкой

Опрокидные

9,96

10,66

3,7

3,15

600

4КР

7КР-1У

К10

ВГ-0,7

ВГ-1,2

ВГ-2,2

ВБ-1,6

ВО-0,8

12,03

12,85

4,3

3,3

750

К-10

ВГ-2,7

ВБ-2,5

К-14

ВГ-4

ВБ-4

ВБ-4А

12,57

13,77

4,5

3,3

900

К-14

К28

ВГ-4

ВГ-4,5

ВГ-9

ВГ-9А

15,94

16,96

5,1

3,7

К28

ВГ-10

ВГ-10А

Форма и размеры поперечного сечения вспомогательных (вентиляционных) стволов определяются исходя из срока существования  рудника. Кроме того, площади поперечного сечения в свету главных и вспомогательных стволов проверяются по допустимой скорости движения воздуха.

Таблица.4.4

Типовые сечения стволов шахт

Годовая производительность, тыс. т

Формы сечения стволов

Подъемные сосуды, их число, размеры в плане (м) или вместимость скипов, м3

Сечение в свету, м2

Вместимость вагонетки, м3

Эксплуатационные (главные) стволы

30...100

Прямоугольная

Клети две 1,40,97

7,7

0,7

То же

Клеть одна 3,11,37

10,5

1,2 …2,2

То же

Клеть одна 3,11,37

12,5

1,2 …2,2

Круглая

Клеть одна 3,11,37

12,5

1,2 …2,2

100...300

Прямоугольная

Клети две 3,11,37

18,6

1,2 …2,2

То же

Клеть одна 3,11,37; скип вместимостью 2,3,4 м3

18,6

1,2 …2,2

Круглая

Клети две 3,11,37

23,7

1,2 …2,2

То же

Клеть одна 3,11,37; скип вместимостью 2,3,4 м3

19,6

1,2 …2,2

То же

Клеть одна 4,51,5; скип вместимостью 2,3,4 м3

28,3

1,2 …4,5

Круглая

Клеть одна 4,51,5; скип вместимостью 2,3,4 м3

28,3

1,2 …4,5

300...600

То же

Клеть одна 4,51,5; скипов два вместимостью 2,3,4 м3 и клеть 22,32

33,2

1,2 …4,5

То же

Клеть одна 4,51,5; скипов два вместимостью 5,6,7 м3

33,2

1,2 …4,5

Круглая

Клети две 4,51,5; скипов два вместимостью 5,6,7 м3

44,2

1,2 …4,5

600...1500

То же

Клеть одна 4,5х1,5

33,2

1,2 …4,5

То же

Клеть одна 4,5х1,5 клети для углубки отвода 1,5х1,32

33,2

1,2 …4,5

Круглая

Скипов два рудных вместимостью 5,6,7 м3, один породный вместимостью 2,3,4 м3

40,2

Вентиляционные (вспомогательные) стволы

Круглая

Клеть одна 3,1х1,37

15,9

1,2 …2,2

Круглая

Клеть одна 3,1х1,37

19,6

1,2 …2,2

Прямоугольная

Клеть одна 3,1х1,37

10,5

1,2 …2,2

Прямоугольная

Клеть одна 3,1х1,37

10,5

1,2 …2,2

При определении глубины главных вертикальных стволов, оборудованных скиповым подъемом, следует учитывать, что его зумпф должен находится на 40…50 м ниже отметки самого глубокого горизонта для размещения бункерного хозяйства и обеспечения устройства водоотлива. При наличии подземного дробильного комплекса главный ствол заглубляется на 50 …70 м относительно нижнего горизонта.

Вспомогательные стволы и главные стволы, оборудованные только клетевым подъемом, заглубляются до 20 …30 м.

Объемы околоствольных дворов с различными по своему назначению комплексами транспортных, камерных и вспомогательных выработок, обеспечивающих пропуск добытой руды и пустой породы из шахты на поверхность, поступающего с поверхности груза, перемещение людей, а также работу систем водоотлива, вентиляции, энергоснабжения определяются по формулам:

- основной околоствольный двор (Vо, м3)

Vо  = 4000 + 7600 Aг ;         (5)

- вспомогательный (в том числе на промежуточном горизонте главного ствола) околоствольный двор (VВ, м3)

VВ = 1000 + 200 Aг .                                         (6)

При наличии подземного дробильного комплекса на горизонте объем выработок и камер околоствольного двора у главного ствола увеличивается ориентировочно на 1500 м3 в расчете на 1 млн. т годовой добычи.

4.3. Расчет объемов горно-капитальных работ и величины

капитальных затрат по принятому варианту вскрытия

Объемы протяженных  горно-капитальных выработок определяются по формуле

,                                                (7)

где SПР – площадь поперечного сечения выработки в проходке, м2; LВ – протяженность  выработки (для горизонтальных – длина, а для вертикальных – глубина), м.     

Объемы выработок околоствольных дворов определяются по формулам (5 и 6).

Величина капитальных затрат на строительство по каждой из выработок или подземному комплексу сооружений (околоствольному двору или дробильному комплексу) определяется по формуле

K = kV,                                                 (8)

где K – капитальные затраты на сооружение  выработки или подземного комплекса сооружений; k – стоимость строительства 1 м3 выработки или подземного комплекса сооружений, руб. (табл.4.5).

Таблица 4.5

Ориентировочные стоимости строительства подземных

горных выработок, руб./м3

Наименование выработок, сечение,

способ крепления

Коэффициенты крепости пород

4...6

7...10

11...15

16

1.Стволы

Сечение 7...13 м2, крепление деревянное

1049

1130

1298

1619

крепление бетонное

1438

1542

1620

2228

Сечение 14...17 м2

1307

1413

1619

2032

Сечение 18...22 м2

1215

1192

1374

1711

Сечение 23...33 м2

927

1002

1153

1436

Сечение 34 м2 и более

810

876

1006

1253

2. Восстающие и рудоспуски

Сечение 10...15 м2, без крепления

360

578

866

1262

крепление деревянное

701

763

911

1402

Сечение 4...9  м2, без крепления

538

874

1290

1885

крепление деревянное

1073

1179

1396

2142

3. Камеры различного назначения (околоствольные дворы, камеры слепых стволов и пр.)

1298

1505

1818

2611

4. Горизонтальные выработки

Сечение 4...6 м2, крепление деревянное

611

795

1039

1832

крепление бетонное

1256

1659

1870

2103

крепление штанговое

427

586

745

1197

без крепления

335

503

706

975

Сечение 7…10 м2, крепление деревянное

469

609

796

1407

крепление бетонное

779

935

1169

1792

крепление штанговое

326

424

573

910

без крепления

290

394

527

851

Сечение 11...14 м2, крепление деревянное

394

539

735

1335

крепление бетонное

701

860

1100

1698

крепление штанговое

285

383

489

818

без крепления

252

365

477

779

5. Наклонные съезды для самоходного оборудования

491

623

748

910

Большое влияние на выбор оптимального варианта вскрытия оказывает технологический комплекс поверхностных зданий, сооружений и оборудования. На современном руднике общая стоимость с учетом затрат на возведение и монтаж которых может достигать 20...22 % общей стоимости строительства рудника.

Объемно-планировочные и конструктивные решения размещения зданий и сооружений на поверхности рудника определяются особенностями принятых технологических процессов, параметрами устанавливаемого оборудования, требованиями строительных норм и правил, противопожарной безопасности, климатическими условиями, а также требованиями организации строительства, обеспечивающей минимальные трудовые и материальные затраты, а также сокращение продолжительности строительства.

Объемы строительства, стоимость строительства зданий и сооружений в большей степени зависят от принятой схемы вскрытия и производительности проектируемого рудника по горной массе. Ориентировочные данные приведены в табл. 4.6.

Таблица 4.6

Стоимость строительства зданий и сооружений при вскрытии

вертикальным стволом (тыс. руб.)

Наименование

объектов

Годовая производительность рудника, тыс. т

90

300

600

1000

1500

1800

2000

4000

8000

Копер

312

1090

1246

1558

2337

Здание подъемной машины

701

779

1480

1558

2337

Погрузочные бункера и эстакады

420

467

1324

3116

4674

Башенные копры

7790

14022

21812

29290

Все данные по каждой горно-капитальной выработке, каждому комплексу подземных сооружений и каждому зданию и сооружению поверхностного комплекса сводятся в таблицу (см. табл.4.7), в которой рассчитываются капитальные затраты по принятому варианту вскрытия.

Таблица 4.7

Наименование

Параметры выработок

Стоимость единицы или 1 м3, руб

Капитальные затраты, руб.

Длина, м

Сечение в проходке, м2

Объем, м3

Стволы

1. …

Квершлаги

1. …

Околоствольные дворы

1. …

и так далее

Итого

V

K

По данным табл. 4.7 по варианту вскрытия рассчитываются следующие показатели:

- удельные капитальные затраты, руб./т в год

Куд = Σ К/Аг ;                                  (9)

- удельный объем горно-капитальных работ, м3

VУД = Σ V  KК /(B  KН);                 (10)

- потонная ставка амортизации горно-капитальных затрат, руб./т

a = Σ K/(Aг T),                                (11)

где  ΣК - сумма капитальных затрат на вскрытие, руб.; ΣV  - суммарный объем горно-капитальных выработок, м3 (табл. 4.7).

4.4. Порядок выполнения работы

  1.  Используя чертеж схемы вскрытия (см. лаб. работу 3), внести в табл. 4.7 наименования всех вскрывающих выработок  и поверхностных сооружений (штольни, главные и вспомогательные квершлаги, околоствольные дворы, дробильные комплексы – указывать отдельно по каждому горизонту).
  2.  По чертежу схемы вскрытия определить длину откатки по каждому горизонту и по формулам (4.1) или (4.2) вычислить ее среднее значение.
  3.  При известных значениях средней длины откатки и годовой производительности рудника определить необходимую вместимость вагонеток (табл. 4.1).
  4.  Определить типы вагонеток и электровоза, ширину колеи рельсовых путей и соответствующие им типовые сечения квершлагов (табл. 4.2 и 4.3).
  5.  С учетом значений годовой производительности, срока существования рудника и вместимости вагонеток выбирать форму и размеры поперечного сечения главных и вспомогательных стволов (табл. 4.4). Площади поперечного сечения стволов в проходке внести в табл. 4.7.
  6.  По чертежу схемы вскрытия определить протяженности  главных и вспомогательных вскрывающих выработок и внести их в табл. 4.7.
  7.  Из табл. 4.5 взять данные по стоимости строительства выработок и сооружений и внести в табл. 4.7.
  8.  Рассчитать объемы и стоимость строительства отдельных выработок и сооружений и занести их в табл. 4.7. Найти общую сумму капитальных затрат.

По формулам (4.7…4.9) определить основные технико-экономические показатели по принятому варианту вскрытия.

Выбор способа подготовки основного горизонта

5.1.Основные определения и требования, предъявляемые

     к подготовке

Подготовка шахтного поля к очистной выемке заключается в разделении его на этажи выработками основного горизонта – откаточными штреками и ортами, а также в разделении этажа на выемочные участки – блоки с помощью восстающих выработок.

Подготовительные выработки служат для передвижения людей, транспортирования горной массы, доставки оборудования и материалов, проветривания и других целей.

При пологом залегании месторождения шахтное поле делится подготовительными выработками – главными и панельными штреками – на панели и столбы,

Для характеристики объема подготовительных работ пользуются показателем – удельный объем подготовительных работ, который выражает процентное отношение объема подготовительных выработок к объему руды в этаже или блоке. В зависимости от системы разработки и характера месторождения удельный объем подготовительных работ изменяется от 2 до 15 %, иногда достигает 25%. Нередко удельный объем подготовки определяют как отношение объема добычи руды из подготовительных выработок к извлекаемым запасам блока. Однако этот показатель не отражает объема полевой подготовки.

Объем подготовительных работ характеризуется также числом, погонных метров подготовительных выработок, приходящихся на 1000 т готовых к выемке запасов руды.

Требования, предъявляемые к подготовке. Принятый способ подготовки, расположение и размеры подготовительных выработок должны обеспечивать:

  •  безопасное производство очистных работ;
  •  нормальное проветривание очистных забоев; своевременную подготовку этажей и блоков для сохранения постоянного резерва подготовленных и готовых к выемке запасов руды с определенным средним содержанием полезных компонентов;
  •  удобные и безопасные условия передвижения людей, доставки материалов и оборудования по выработкам;
  •  минимальные потери руды в целиках, предохраняющих подготовительные выработки;
  •  производительные способы доставки руды, погрузки и откатки; минимальные расходы на поддержание выработок и ремонт крепи.

В условиях значительного притока воды, проведение подготовительных выработок должно обеспечивать своевременный дренаж.

Способы подготовки основного горизонта зависят от мощности и угла падения рудного тела, от физико-механических свойств руды и вмещающих пород, порядка очистной выемки в этаже, от способа транспортирования полезного ископаемого. Из технологических операций очистной выемки наибольшее влияние на расположение выработок откаточного горизонта оказывает доставка и погрузка руды. Нередко изменение того или иного элемента технологической операции вызывает изменение схемы расположения откаточных штреков и ортов. Например, переход от скреперной доставки к вибровыпуску меняет как схему, так и параметры выработок основного горизонта.

5.2. Подготовка тонких и маломощных рудных тел

В тонких жильных телах на основном горизонте проводят один рудный штрек, располагая его таким образом, чтобы была удобной загрузка руды в вагонетки.

При отработке крутопадающих тонких и маломощных жил руда в вагонетки грузится через люки. В этом случае их удобнее располагать в одном из верхних углов откаточной выработки (рис. 5.1, а, б). Смещение штрека в сторону висячего или лежачего боков определяется устойчивостью вмещающих пород. При невыдержанном залегании и непостоянной мощности жилы, наличии сбросов предпочтение отдают схеме, показанной на рис. 5.1, в, позволяющей лучше следовать за жилой. При длительном сроке существования штрека его располагают в более крепких породах.

При отработке пологих тонких и маломощных рудных тел наиболее предпочтительным является расположение жилы в верхнем углу вы выработки (рис. 5.1, г), а при невыдержанном залегании жилы применяется схема, изображенная на рис. 5.1, д.

Пример подготовки основного горизонта при отработке тонких и маломощных крутопадающих рудных тел представлен на рис. 5.2.

5.3. Подготовка рудных тел средней мощности и мощных

На крутопадающих рудных телах средней мощности применяют, как правило, подготовку рудными (рис. 5.3, а и б) или полевыми штреками (рис. 5.3, в).

Подготовка мощных крутопадающих месторождений может производиться по штрековой (рис.5.4) или ортовой (рис. 5.5) схемам. При штрековой подготовке мощных месторождений погрузка руды производится либо на несколько рудных откаточных штреков (рис. 5.4, а), либо на полевой штрек из выработок горизонта выпуска и доставки (рис. 5.4, б).

Ортовая подготовка бывает тупиковой (рис. 5.5, а) или кольцевой (рис. 5.5, б, в). В первом случае из двухпутного (рудного или полевого) откаточного штрека 2 проводят орты-заезды 3. При кольцевой схеме орты проводят между однопутным рудным или полевым штреком 4 и двухпутным полевым штреком 2. Наличие двух штреков обеспечивает хорошие условия для транспорта и проветривания основного горизонта.

В неустойчивых породах длительное сохранение двухпутных откаточных штреков, имеющих площадь поперечного сечения до 20 м2 и находящихся в зоне влияния горных работ, становится затруднительным. Поэтому двухпутные штреки проводят на значительном расстоянии от рудного тела, а с целью сокращения длины ортов-заездов вблизи рудного тела проводят однопутный вспомогательный штрек 7 (рис. 5.5, в). В породах висячего бока проводят однопутный откаточный штрек.  Штреки лежачего бока сбиваются между собой квершлагами 8. Такой вариант подготовки применяют на рудниках Криворожского железорудного бассейна.

При отработке мощных  и средней мощности пологопадающих месторождений применяют преимущественно панельную подготовку. На месторождениях средней мощности с выдержанной гипсометрией почвы может применяться как рудная, так и полевая подготовка. На мощных пологопадающих месторождениях, как правило, полевая подготовка (рис. 5.6). В этом случае главный 4 и обгонный 6 полевые штреки на границах панелей соединяются между собой откаточными панельными квершлагами 5. От рудного тела к панельным квершлагам пройдены рудоспуски,  по которым отбитая руда поступает для погрузки в откаточные сосуды.

В общем случае, ширина панели, в зависимости от типа применяемого оборудования может изменяться от 40…60 м при скреперной доставке, до 120…150 м при использовании высокопроизводительного самоходного оборудования. Увеличение ширины панели ведет к снижению общего количества выработок и связанных с этим затрат на их проведение и поддержание. Но при несоответствии длины доставки техническим возможностям оборудования резко снижается эффективность работы последнего и ухудшаются технико-экономические показатели по очистным работам в целом.

5.4. Критерии обоснования выбора рудной или полевой

подготовки основного горизонта

Выбор между полевой и рудной подготовкой зависит от мощности рудного тела, устойчивости руд и вмещающих пород, ценности руд,  направления очистной выемки, способа проветривания (центральное или фланговое) и др. В рудных телах мощных и средней мощности чаще применяют полевую подготовку. Рудная подготовка, в этих случаях, применяется при устойчивости руд не ниже средней и с ценностью не выше средней. В тонких и маломощных рудных телах рудная подготовка предпочтительнее полевой.

Полевая подготовка имеет ряд достоинств: незначительные расходы на ремонт крепи; сокращаются потери руды в междуэтажных целиках. Отработку целиков можно начинать после окончания выемки блока без нарушения схемы вентиляции; удобнее и проще общая схема вентиляции. В отдельных случаях, например при фланговом проветривании и отступающей выемке, штрек вышележащего этажа может быть сохранен для вентиляции, если он проведен на значительном расстоянии от рудного тела.

Основной недостаток полевой подготовки – большие первоначальные затраты на подготовительные работы вследствие большого объема проходческих работ по пустым породам. В отличие от рудного штрека проведение полевого частично не окупается попутно добытой рудой. В отдельных случаях ухудшается дренаж, а также усложняется попутная разведка месторождения. Последнее обстоятельство особенно негативно сказывается на эффективности освоения тонких и маломощных месторождений.

5.5. Порядок выполнения работы

5.4.1. Изучить теоретический материал и определить 3 …4 технически возможных для горно-геологических условий задания схем подготовки основного горизонта.

5.4.2. Вычертить технически возможные схемы подготовки основного горизонта.

5.4.3. С учетом требований и критериев, предъявляемых к подготовке, логически обосновать окончательный выбор одного из намеченных вариантов схемы подготовки основного горизонта.

Выбор рациональной системы разработки. Баланс блока

Цель работы: Изучить основные теоретические положения и получить практические навыки по выбору и обоснованию рациональной системы разработки и составлению баланса блока.

6.1. Основные факторы, влияющие на выбор системы разработки

Система разработки - определенный в пространстве и времени порядок ведения подготовительных, нарезных и очистных работ.

На большинстве рудных месторождений по геологическим и горнотехническим факторам можно применять различные классы систем разработки.

Выбор системы разработки производят методом исключения, т.е. рассматривают возможность применения на данном месторождении или его части всех существующих систем разработки (табл.6.1) и исключают из них системы, условия применения которых не соответствуют горно-геологическим факторам. Все факторы условно делят на две группы: постоянные и переменные.

Постоянные факторы: устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения рудного тела.

Переменные факторы: ценность полезного ископаемого; склонность руды к слеживанию, окислению, самовозгоранию: возможность нарушения земной поверхности в результате разработки; минералогический состав вмещающих пород; наличие в рудном теле породных включений; наличие забалансовых руд и их количество; характер контактов рудного тела с вмещающими породами; глубина разработки; необходимость выемки руды по сортам и пр.

6.2. Методика выбора системы разработки

Выбор системы разработки производят методом исключения в следующей последовательности:

1. Составляют таблицу с перечнем постоянных и переменных факторов (табл. 6.2, столбец 1), характеристики месторождения в виде средних значений (столбец 2) и указанием класса систем.

2. Рассматривают каждый из факторов и помещают в таблице номера приемлемых по заданной характеристике месторождения систем разработки из каждого класса.

3. Каждый из факторов рассматривают с учетом взаимного влияния предыдущих и последующих факторов, ориентируясь по  данным табл. 6.1.

4. После рассмотрения всех факторов обычно остается 2…3 системы, обеспечивающие высокую производительность или более высокие показатели извлечения руды.

  1.  Окончательный выбор наиболее эффективной из них может быть произведен только путем технико-экономического сравнения. Технико-экономическое сравнение производят по максимуму прибыль, получаемой с 1 т погашаемых балансовых запасов.

Таблица 6.2

Выбор системы разработки

Наименование горно-геологических факторов

Характеристики месторождения

Класс систем

I

II

III

IV

V

VI

1.Устойчивость:

    руды

    породы

Устойчивая

Устойчивые

2. Угол падения

750

3.         и т. д.

В работе производится логическое сравнение систем разработки по объему горно-подготовительных   нарезных работ, производительности системы, производительности забойных рабочих, показателям потерь и разубоживания руды.

Для дальнейшего рассмотрения принимают только одну систему разработки.

  

6.3. Конструирование системы разработки и расчет баланса блока

Конструктивные параметры принятой системы разработки должны быть увязаны с исходными данными задания. Конструкцию системы принимают по данным практики разработки аналогичных месторождений, приведенных в учебных пособиях и технической литературе.

Чертежи системы разработки должны точно соответствовать исходным данным, приведенным в задании.

Используя чертеж и описание системы разработки, составляют баланс блока (табл. 6.4).

При расчете баланса блока следует руководствоваться следующими правилами:

1. Объемы подготовительных, нарезных и очистных выработок определяются в той же последовательности, в какой производится их строительство или очистная выемка.

2. Из расчетного объема каждой выработки следует вычитать общие части объемов с ранее проведенными выработками. В противном случае одни и те же объемы руды или породы будут учтены дважды.

Расчет объемов VП протяженных (подготовительных и нарезных) выработок производится по  формуле

,                                               (12)

где SПР – площадь поперечного сечения выработки в проходке, м2; L – общая протяженность выработки, м; i – объем ранее пройденной i-ой выработки, через который проходит рассматриваемая нами.

Расчет объемов очистных выработок VО  (отрезных щелей, камер, потолочин, междукамерных целиков и пр.) проводится по формуле

,                                              (13)

где VОБ –  весь объем очистной выработки, включая проходящие через него ранее пройденные или отработанные протяженные и очистные выработки, м3; Vi – объемы протяженных и очистных выработок, пересекающие рассматриваемую.

Пример 1. Выбрать систему разработки и составить баланс блока для следующих условий: рудное тело мощностью 20 м залегает под углом 80, руда, налегающие и подстилающие породы устойчивые; руды рядовые (средней ценности), к возгоранию не склонны, но при длительном нахождении в блоке – слеживаются; контакт руда – порода четкий; во вмещающих породах полезных компонентов нет; глубина распространения рудного тела 400 м; поверхность можно обрушать; плотность руды  2,85 т/м3; сечение подготовительно – нарезных выработок принимать по данным рудников – аналогов и данным предыдущих лабораторных работ.

Решение. Производим выбор системы разработки методом исключения, согласно горнотехническим данным, приведенным в задании (табл. 6.3).

Таблица 6.3

Выбор системы разработки

Наименование горно-геологических факторов

Характеристики месторождения

Класс систем

I

II

III

IV

V

VI

VII

1

2

3

4

5

6

7

8

9

1. Устойчивость:

        руды

    породы

Устойчивая

Устойчвые

+

+

+

+

+

-

+

-

-

-

-

-

+

+

2. Угол падения рудного тела

800

        +

+

+  

+  

+

+

+

3. Мощность рудного тела

20 м

+

-

-

+

+

+

+

4. Ценность руды

Средняя

+

+

+

-

+

+

-

5. Склонность руды:

   к возгоранию

  к слеживанию

Нет

Да

+

+

+

-

+

+

+

+

+

-

+

-

+

-

6. Наличие полезных компонентов во вмещающих породах

Нет

+

+

+

+

-

-

-

7. Необходимость сохранения поверхности

Нет

+

+

-

-

+

+

+

8. Характер контакта руда–порода

Четкий

+

+

+

+

-

-

-

9. Глубина разработки

До 400 м

+

+

+

+

+

+

+

После рассмотрения всех факторов получаем, что при заданных горно – геологических условиях применимы системы разработки 1-го класса – системы с открытым очистным пространством.

Из шести групп систем разработки данного класса при заданных условиях возможно применение только двух систем: с подэтажной отбойкой и с камерно-этажной выемкой. Как показывает практика, вариант системы с этажной отбойкой в настоящее время применяют редко, поэтому для дальнейшего рассмотрения принимаем систему разработки с подэтажной отбойкой (рис. 6.1).

Баланс блока составляем в следующей последовательности:

  1.  Определяем объем руды в блоке

Vбл = Lбл  m г hбл = 60 20,3 70                                         (14)

где Lбл– длина блока, м;  mг – горизонтальная мощность рудного тела, м; hбл– высота блока, м;

m г = m /sin  = 20 /sin 80o = 20,3 м,                              (15)

где m  –  нормальная мощность залежи, м; - угол падения залежи, град.

  1.  Определяем объемы горно-подготовительных выработок (размеры приведены на рис. 6.1) отдельно по руде (Vi Р) по породе (Vi П):

- двухпутный полевой откаточный штрек сечением 13,77 м2 (табл.4.3) и длиной 60 м

V= 13,77 60 = 826,2 м3,   V =0;

- однопутный  обгонный рудный штрек сечением в проходке 8,8 м2 (табл.4.2) и длиной 60 м

V = 8,8 60 = 528 м3, V = 0;

  •  орт-заед с сечением в проходке 8,8 м2 , с протяженностью по руде 17 м и по породе 9 м

V = 8,817 = 149,6 м3 , V = 8,89 = 79,2 м3

- рудный блоковый восстающий с горизонтальной площадью сечения 4 м2  и высотой 70 м

V = 4 70= 280 м3,

при наклонной длине L = 70 sin 80o = 71,1 м.

  1.  Определяем объемы нарезных выработок (все пройдены по руде):

- штрек скреперования сечением 6 м2 и длиной 60 м

V = 6 60 = 360 м3,

- рудные буровые рудные штреки (6 штук) сечением в проходке 6 м2 протяженностью по 58 м (из 60 м длины блока вычитаем по 2 м горизонтальной протяженности блокового восстающего у буровых штреков лежачего бока и по 2 м протяженности ходков у штреков висячего бока)

V = 6 58 6 = 1044 м3;

- ходки на подэтажах (3 штуки) сечением 6 м2 и длиной 18,3 м

V = 3 18,3 6 = 219,6 м3;

- выработки днища (10 штук при объеме одной дучки с воронкой 182,7 м3)

V = 10182,7=1827 м3;

- отрезной восстающий сечением в проходке 4 м2 и высотой (за вычетом длины всех пересекаемых выработок) 36 м

V =  436 = 144 м3.

  1.  Определяем объемы очистных работ:

- подсечная камера с размерами 20,3503 м

V10Р = 20,3503 = 3045 м3;

- отрезная щель размерами 220,345 м за вычетом объемов, пересекающих ее выработок (буровых штреков и отрезного восстающего)

V11Р = 220,345 - 662 - 144 = 1611 м2;

- выемка запасов камеры размерами 5020,345 м за вычетом объемов, пересекающих ее выработок (буровых штреков, отрезного восстающего и отрезной щели)

V12Р = 5020,345 - 6650 -144 – 1611 = 42120 м3;

- междукамерный целик (МКЦ) размерами 1020,370 м за вычетом объемов, пересекающих его выработок (обгонного штрека, орта-заезда, блокового восстающего, буровых штреков и ходков)

V13Р = 1020,370 - 8,810 - 149,6 - 280 - 668 - 219,6 = 13124,8 м2;

- междуэтажный целик (МЭЦ) размерами 5020,315 м за вычетом объемов, пересекающих его выработок (обгонного штрека, скреперного штрека и выработок днища)

V14Р = 5020,315 - 8,850 - 650 – 1827 = 19763,33 м3.

Все данные расчета вносим в табл. 6.4 и определяем суммарный объем выработок и запасов по видам работ: подготовке, нарезке и очистной выемке.

6.4. Расчет технико-экономических показателей по горно-подготовительным

и нарезным работам

По данным табл. 6.4 по системе разработки рассчитываются следующие показатели:

- удельные объемы горно-подготовительных работ, учитывающий объем подготовительных выработок, приходящийся на 1000 т добытой рудной массы

VУД = Σ VГПР * KК*1000 /(ББЛ * KН) ,                (16)

а также удельную длину подготовительных выработок, приходящуюся на 1000 т добытой рудной массы

LУД = Σ LГПР * KК*1000 /(ББЛ * KН) ,                (17)

где VУД и LУД – соответственно удельный объем (м3) и длина (м) подготовительных выработок в блоке; Σ VГПР и Σ LГПР – суммарные объем и длина подготовительных выработок в блоке; ББЛ – балансовые запасы блока, т.

Для удобства проведения укрупненных технико-экономических расчетов, целесообразно определять удельный объем подготовительных работ по формуле

VПНР = Σ VПНР * KК*1000 /(ББЛ * KН) ,             (18)

где VПНР – удельный   объем подготовительно-нарезных выработок в блоке, м3/(1000 т); Σ VПНР – суммарный объем подготовительных и нарезных выработок в блоке, м3.

6.5. Порядок выполнения работы

Произвести выбор системы разработки, соответствующей условиям задания.

Вычертить чертеж системы разработки, увязывая высоту этажа, схему вскрытия и подготовки основного горизонта и ранее определенные размеры сечений откаточных выработок.

Рассчитать баланс блока и определить технико-экономические показатели по  горно-подготовительным и нарезным работам

Таблица  6.4

Расчет баланса блока

Наименование

выработок

Количество

Сечение, м2

Длина, м

Объем, м3

Погашено запасов, т

Потери, доли ед.

Извлечено запасов, т

Разубоживание, доли ед.

Добыто рудной массы, т

Доля погашенных запасов, %

по руде

по породе

по руде

по породе

ГПР

Откаточный штрек

1

13,77

0,00

60,00

0,00

826,20

0,00

0,00

0,00

0,00

0,00

0,00

Обгонный  штрек

1

8,80

60,00

0,00

528,00

0,00

1504,80

0,00

1504,80

0,00

1504,80

0,62

Орт-заезд

1

8,80

17,00

9,00

149,60

79,20

426,36

0,00

426,36

0,00

426,36

0,18

Блоковый восстающий

1

4,00

70,00

0,00

280,00

0,00

798,00

0,00

798,00

0,00

798,00

0,33

Итого по ГПР

147,00

69,00

957,60

905,40

2729,16

2729,16

2729,16

1,12

Нарезные работы

Штрек скреперный

1

6,00

60,00

0,00

360,00

0,00

1026,00

0,00

1026,00

0,00

1026,00

0,42

Выработки днища

1826,67

0,00

5206,00

0,00

5206,00

0,00

5206,00

2,14

Ходки на подэтажах

3

4,00

18,30

0,00

219,60

0,00

625,86

0,00

625,86

0,00

625,86

0,26

Буровые штреки

6

6,00

58,00

0,00

2088,00

0,00

5950,80

0,00

5950,80

0,00

5950,80

2,45

Отрезной восстающий

1

4,00

36,00

0,00

144,00

0,00

410,40

0,00

410,40

0,00

205,20

0,17

Итого по нарезным

172,30

0,00

4638,27

0,00

13219,06

13219,06

13013,86

5,44

Очистные работы

Подсечная камера

3045,00

0,00

8678,25

0.10

7810,43

0,12

8875,48

3,57

Отрезная щель

1611,00

0,00

4591,35

0,10

4132,22

0,12

4695,70

1,89

Выемка запасов камеры

42120,00

0,00

120042,00

0,10

108037,80

0,12

122770,23

49,40

Выемка МКЦ

13124,80

0,00

37405,68

0,10

33665,11

0,12

38255,81

15,39

Выемка МЭЦ

19763,33

0,00

56325,50

0,10

50692,95

0,12

57605,63

23,18

Итого по очистным

79664,13

0,00

227042,78

0,10

204338,50

0,12

232202,84

93,44

Всего по блоку

85260,00

905,40

242991,00

220286,72

247945,86

100,00

PAGE  4


T, лет

ЧДД, руб.

T1

T2

1

2

Рис. 1. Характер изменения величины ЧДД в зависимости от срока существования рудника на месторождениях: 1 – с относительно меньшими запасами; 2 – с относительно большими запасами; Т1 и Т2 – экономически оптимальные сроки существования рудников на месторождениях

Наступающая выемка

Отступающая выемка

4

3

3

4

2

1

1

2

Рис. 2. Центральная и диагональная схемы проветривания: 1 – вспомогательный ствол; 2 – главный ствол; 3 – вентиляционный штрек; 4 – откаточный штрек

б

а

2

1

3

3

4

5

Рис.3. Схемы вскрытия вертикальным стволом в лежачем и в висячем боках залежи: 1, 2 – вертикальные стволы в лежачем и висячем боках залежи; 3 – границы зоны сдвижения в лежачем залежи;  4, 5–квершлаги при вскрытии стволом в висячем и висячем боках соответственно

Рис. 4. Схема вскрытия вертикальным стволом, пересекающим месторождение

1

2

Рис. 5. Схема вскрытия наклонным стволом в лежачем боку месторождения: 1 – главный подъемный ствол; 2 – вспомогательный наклонный ствол на фланге месторождения; 3 – границы зоны сдвижения

1

2

3

3

А

А

Б

Б

А - А

Б - Б

1

2

3

4

1

4

Рис. 3.5. Схема вскрытия штольнями по простиранию: 1 – капитальная штольня в породах лежачего бока; 2 – этажные рудные штольни; 3 – рудоспуск; 4 - квершлаг

Рис. 3.6. Схема вскрытия вертикальными ступенчатыми стволами: 1 – ствол с поверхности; 2 – слепые стволы

Рис. 3.7. Комбинированное  вскрытие  штольней и слепыми стволами: 1 – штольни; 2 – вертикальный ствол; 3 – наклонный ствол

2

1

2

5

6

3

3

4

а

б

Рис. 14. Схемы вскрытия с использованием концентрационных горизонтов (а)  и  групповых квершлагов (б): 1 – главный ствол; 2 – капитальные рудоспуски; 3 – квершлаги концентрационных горизонтов; 4 – квершлаги промежуточных горизонтов; 5 – групповые квершлаги; 6 – короткие квершлаги

а

б

в

г

б

Рис. 5.1. Расположение откаточных штреков в тонких жилах: а, б – при крутом падении и выдержанном залегании; в – при крутом падении и невыдержанном залегании; г – при пологом падении и выдержанном залегании; д – при пологом падении и невыдержанном залегании

1

5

6

6

7

7

3

2

4

Рис. 5.2. Схема подготовки основного горизонта при отработке крутопадающих тонких и маломощных рудных тел: 1 – главный ствол; 2 – околоствольный двор; 3 – квершлаг; 4 – рудный штрек; 5 – рудное тело; 6 – вспомогательный (вентиляционный) квершлаг; 7 – вспомогательный ствол или вентиляционный восстающий

2

2

3†

1†

2†

Рис. 5.5. Ортовые схемы подготовки мощных крутопадающих и накдонных месторождений: 1 – главный квершлаг; 2 – двухпутный полевой откаточный штрек; 3 – тупиковые орты-заезды; 4 – однопутный рудный откаточный штрек; 5 – кольцевые орты-заезды; 6 – однопутный откаточный штрек в породах висячего бока; 7 – полевой однопутный штрек в породах лежачего бока; 8 – соединительные квершлаги

1

4

5

6

7

8

а

б

в

1

2

3

а

б

Рис. 5.4. Расположение откаточных выработок при штрековой подготовке мощных крутопадающих  месторождений: 1 – рудные штреки; 2 – полевой штрек; 3 – горизонт выпуска и доставки

Рис. 5.3. Подготовка крутопадающих рудных тел средней мощности: а, б – рудными штреками; в – полевым штреком

до 12 м

до 22 …24 м

а

б

в

5

6

7

 от 40…60 до 120…150 м

Рис. 5.6. План основного горизонта при полевой панельной подготовке мощного пологопадающего месторождения: 1 – главный (рудоподъемный) ствол; 2 – вентиляционный ствол; 3 – главный и вспомогательный квершлаги; 4 – главный  полевой штрек; 5 – панельные квершлаги; 6 –  полевой обгонный штрек; 7 -  границы распространения залежи в плане

1

2

3

4


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

64524. Предмет и содержание дисциплины «Охраны труда» 30 KB
  В соответствии с ТК РБ охрана труда это система обеспечения безопасности жизни и здоровья работников в процессе трудовой деятельности включающая правовые социально-экономические организационно-технические гигиенических и лечебно-профилактические мероприятия и средства.
64526. Российское многонациональное государство – империя особого типа 18.86 KB
  Но для того чтобы понять чем Российская империя отличалась от других империй необходимо понять что такое империя западного тип и что такое империи вообще Итак: империя конгломерат народов образующих политическую экономическую и культурную систему где ведущая роль...
64527. Онтологическая проблема 30.9 KB
  Откуда возникло живое из неживого Откуда возникло сознание из чего Очень часто эту проблему интерпретируют как психофизиологическую. Как сознание можно вывести из физиологии Физиология некий автомат. И вдруг у этого автомата появляется сознание.
64528. Теория и методика обучения праву 61 KB
  Цель: состоит в предметном ознакомлении студентов с теоретическими и методологическими основами а также с практическими формами и приемами различных методик правового обучения. Задачи: освоение теоретических основ обучения праву различных категорий населения прежде...
64529. Снимок как центральная проекция местности 65.5 KB
  В дальнейшем мы будем исследовать свойства снимка как центральной проекции с целью использования этих свойств для определения координат точек местности а так же для создания топографических планов и карт.
64530. Теоретические основы информатики 19.31 KB
  Информатика это техническая наука о способах передачи хранения и переработки информации средствами вычислительной техники а также изучающая принципы функционирования этих средств и методы управления ими.
64531. Инструментальные стали 301.5 KB
  Основными материалами для режущих инструментов являются инструментальные стали. К ним относятся углеродистые легированные и быстрорежущие стали. Углеродистые стали. Эти стали обладают высокой твердостью после окончательной термической обработки...