Подземная разработка месторождений

выработок по руде или во вмещающих породах; определение расстояния между откаточными штреками или ортами, на которые будет производиться выпуск рудной массы из камер (при донном выпуске); расположение восстающих, рудоспусков и наклонных съездов (если они есть), подсчет объема подготовительных выработок.

При выборе принятой схемы учитывается опыт передовых отечественных рудников и достижений зарубежной практики.

Обосновывается схема расположения нарезных выработок в блоке (камере) в зависимости от выбранного варианта БВР и выпуска отбитой рудной массы на откаточный горизонт, варианта образования отрезной щели в камере.

Принимается сечение и способ крепления подготовительных и нарезных выработок (откаточные штреки и орты; блоковые восстающие; подэтажные, выемочные штреки; выработки горизонта вторичного дробления и подсечки; буровые выработки и т.д.). В виде таблицы приводятся сечения в свету и проходке, а также указываются способы крепления и типы применяемой крепи для каждой выработки.

Определяется объем подготовительных и нарезных выработок в м /1000 т готовых к выемке запасов руды.

Эксплуатационные потери и разубоживание руды принимаются в соответствии с особенностями системы разработки и горно-техническими условиями проектируемого месторождения по данным практики или литературным источникам.

Далее производится подсчет стоимости проведения подготовительных и нарезных выработок на блок.

4.5. Последовательность расчета очистных работ

Принимается расчетная схема работ, операции цикла. Дается описание технологического цикла по системе разработки. Производится расчет всех производственных процессов очистной выемки для одного (выбранного) варианта.

Буровзрывные работы: буровое оборудование; расположение, глубина и количество шпуров или скважин; способ их заряжания, трудоемкость работ и расход энергии, ВВ и средств взрывания на 1 цикл работ и на 1000 т добытой рудной массы.

Погрузка и доставка: производительность выбранных машин и механизмов; трудоемкость работ и расход энергии на цикл работ и на 1000 т добытой рудной массы. Необходимо предусмотреть возможность применения дистанционного управления механизмами и использование самоходного оборудования.

Стоимость проведения выработок принимается по данным предприятия или из литературных источников.

131

Выпуск руды под обрушенными породами: (при системах разработки этажного и подэтажного обрушения). Обосновывается расстояние между выпускными отверстиями, режим выпуска, максимальный объем единичной дозы и суммарный объем выпускаемой руды из каждого отверстия по достижении предельного разубоживания, составляется планограмма выпуска руды из блока.

Крепление выработанного пространства: выбор способа крепления и его основных элементов, трудоемкость работ, расход материала и энергии на 1 цикл работ и на 1000 т рудой массы.

Закладка выработанного пространства: выбор материала для закладки, объем закладочных работ, выбор способа закладки и оборудования. Для твердеющей закладки - расчет необходимой прочности разнопрочных пачек, для гидравлической - описать технологию дренажа воды из блока. Трудоемкость работ, расход материалов и энергии на 1 цикл работ на 1000 т добытой руды.

Организация работ очистной выемки: на основании произведенных расчетов составить график организации работ при очистной выемке, дать краткое описание организации работ

взабое и блоке. Подсчитать состав забойной группы и определить ее производительность. Количество блоков, необходимое для обеспечения годовой производительности рудника

(шахты). Число блоков в одновременной очистной выемке.

Далее производится расчет калькуляции себестоимости добычи 1 т рудной массы по каждой из статей расходов прямых затрат (заработная плата, материалы, энергия, амортизация, налоги). Затем определяется себестоимость добычи по руднику в расчете на 1 т погашенных запасов руды.

Основные технико-экономические показатели системы разработки

1.Распределение запасов руды в блоке по стадиям работ.

2.Длина подготовительных и нарезных выработок, м.

3.Производительность рудника, т/год.

4.Срок существования, лет.

5.Средняя производительность блока, т/мес.

6.Средняя производительность труда по системе разработке, т/смен.

7.Себестоимость 1 т руды из очистных работ.

8.Средние потери и разубоживание по блоку.

9.Среднее содержание полезного компонента в добытой руде.

4.6.Последовательность расчета параметров системы разработки

1.Выбор способа отделения руды от массива (шпурами, скважинами, механической отбойкой) и объема единовременно отбиваемой руды (согласовать с плановой производительностью очистного блока), оптимизация БВР. Выбор способа доставки руды

впределах блока и средств механизации, оптимизация доставки. Проектирование системы разработки.

2.Выбор размеров блока, исходя из устойчивости обнажений и требуемой производительности рудника.

3.Подсчет объемов подготовительных и нарезных работ, распределение балансовых запасов по стадиям работ.

4.Вычисление показателей извлечения руды (потерь и разубоживания) по стадиям работ.

132

5. Определение состава проходческой бригады на подготовительных работах, продолжительность работ, потребное оборудование.

6.Расчет очистной выемки:

•среднесуточная производительность и продолжительность очистной выемки блока;

•необходимое очистное оборудование;

•число блоков в одновременной работе;

•основные технологические процессы (БВР, доставка, управление горным давлением);

•извлечение целиков.

7.Составление циклограмм и календарного плана подготовительных и очистных работ.

8.Расчет технико-экономических показателей по системе разработки.

4.7. Извлечение полезных ископаемых

Потери - это часть балансовых запасов руды, разведанных, ) не извлеченных из недр при добыче или же потерянных при транспортировке рудной массы (потеря количества руды). Разубоживание - это снижение содержания полезного композита в добытой руде за счет примешивания к ней в забое пустой породы (потеря качества руды).

Коэффициент потерь (по металлу, полезному компоненту, отн. ед,

К

(147)

где Vпот - количество потерянной руды из балансовых запасов, т; αпот и αбл - содержание полезного компонента в потеряной руде и в погашенных балансовых запасах, т.е. в извлеченных запасах, соответственно, %; Ббл - количество погашенных балансовых запасов руды, т. Коэффициент разубоживания руды, отн. ед,

Р

(148)

αдоб - содержание полезного компонента в добытой руде, %. Потери руды (по руде, без учета содержания металла), отн. ед,

П = Vпот/Ббл*100%, (149)

Разубоживание, отн. ед,

(150)

где Vраз – объем примешанной в руду пустой породы, т или м3; Vдобыт – объем добытой руды, т или м3;

(151)

Выход рудной массы

η = Vдобыт/Ббл	(152)
Коэффициент примешивания пустых пород, отн. ед

133

(153)

При подсчете коэффициентов потерь и разубоживания руды: а) по блоку расчет ведется:

•на текущее состояние по выпуску рудной массы;

•на выпуск последней дозы, оставшейся в блоке, когда всю руду уже извлекли, исключая эксплуатационные потери и потери в целиках;

б) по подготовительно-нарезным работам К = О, r = (Sвчерне - Sруда)/Sвчерне. Средние значения извлечения по блоку:

(154)

					Таблица 4.7
		Показатели извлечения по блоку
Стадия	Балансовые	Коэффициент	Разубожив	Извлекаемые	Объем добытой
работ	запасы Б, м3	извлечения Ктвп	ание, r	запасы И, м3	руды Д,
Подготовит
ельные	Бн	1-Кп	rп	Ип = Бп (1 –Кп)	Дп=Ип/(1-rп)
работы
Нарезные	Бн	1 -Кн	rн	Ин	Дп
работы
Очистные
работы:
выемка	Бок	1 - Ко . к	rк	Ик	ДпДп
камер
выемка	Бо.ц	1 - Коц	rц	Иц
целиков
Итого	Бо= Бок+ Боц	1-Ко	ro	Ио=Ик+Иц	До=Дк+Дц
Всего по	Ббл =	1 -К	r	И=Ип+Ин +Ио	Д=Дп+Дн+Д0
блоку	Бп+Бн+Бо

4.8. Определение размеров основных элементов систем разработки

Наиболее известные методики подсчета нагрузок на потолочину, борта горных выработок и предельных пролетов обнажений приведены в Приложении.

Пример. Разрабатывается месторождение олова на глубине 360 м от земной поверхности, коэффициент крепости пород f= 14, руды f= 10. Трещиноватость породного и рудного массива средняя (средняя устойчивость). Средняя плотность налегающих пород γ = 2,3 т/м3. Определить размеры камер и целиков при высоте этажа hэ = 60 м.

134

Решение. Принимаем для расчетов методику СВ. Ветрова (нагрузка на потолочину - собственный вес самозаклиненного свода давления), без учета коэффициента запаса. Эквивалентный горизонтальной пролет кровли камер

(155)

Размеры элементарного блока пород в вертикальной и горизонтальной плоскости dв = dr = 0,5

м.

Предел прочности породного массива с учетом ослабления

(156)

где Ко - коэффициент ослабления породного массива, для монолитного массива Ко = 1, для среднетрещиноватого Ко = 0,9-0,7, для сильнотрещиноватого Ко = 0,7-0,5.

Предел прочности рудного массива с учетом ослабления

(157)

Средний объемный вес налегающих пород γ = 2,3 т/м3 = 0,023 МН/м2. Эквивалентный пролет горизонтальной породной кровли

(158)

Эквивалентный пролет горизонтальной рудной кровли

(159)

2. Определим размеры камер. Пусть ширина камер В = 25 м - по условию донного выпуска рудной массы на откаточные орты (штреки) из двух рядов воронок, тогда предельная длина камер:

• при четырехстороннем защемлении камер (первичные камеры)

(160)

Отсюда для породной кровли А = 40,6 м и для рудной кровли А = 29,2 м;

• при двухстороннем защемлении камер (вторичные камеры, расположенные между закладочными массивами)

(161)

Отсюда для породной кровли А = 18,5 м и для рудной кровли А = 15,3 м. 3. Определим размеры междукамерных и междуэтажных целиков.

Ширина междукамерных целиков

(162)

Отсюда ширина междукамерных целиков (без учета запаса):

135

-при породной кровле

-при рудной кровле

Ширина междуэтажного целика по максимальному изгибаемому моменту в толстой жесткозащемленной плите:

(163)

(164)

где q - нагрузка на потолочину, включая ее собственный вес, МПа; b, a - короткая и длинная сторона плиты-потолочины соответственно, м; η - коэффициент Пуассона, для пород обычно равен 0,2; ζмр - предел прочности массива пород потолочины на растяжение, обычно составляет 10 % от прочности массива пород на сжатие, МПа.

Пусть нагрузка на потолочину - это вес столба пород до земной поверхности, тогда толщина породной потолочины над камерой с размерами 25x41 м составит:

4.9. Системы разработки, наиболее часто применяемые при разработке руд редких и радиоактивных металлов (на примере месторождений Стрельцовского рудного поля)

4.9.1.Выбор системы разработки скальных радиоактивных руд

4.9.1.1.Методика оценки вариантов производства природного урана

Поиск	более эффективной технологии		производства природного урана в виде
закись-окиси	основан в первую очередь на		экономической	оценке предлагаемых
вариантов из известных и технически возможных.
Для оценки вариантов		разработки	запасов урана	на месторождениях
Стрельцовского рудного поля		выбран критерий ―максимума прибыли с 1 т погашенных
				136

балансовых запасов‖, предложенный академиком М.И. Агошковым [2] и адаптированный
для условий добычи и переработки урановых руд
Пр = [10a * Цб * Ио - (Сб + Ен*К +Зр)] *Кн,	(165)
где а - среднее содержание металла в балансовых рудах, %;

Цб - цена 1 кг металла на мировом рынке, тыс.руб; Ио - коэффициент извлечения металла при обогащении и переработке, доли ед.; Сб - полная себестоимость добычи, транспорта,

обогащения и переработки 1 т балансовых руд, тыс. р.; Ен - учетная ставка банка, д. ед.;

К - капитальные вложения на 1 т балансовых запасов, тыс.р./т; Зр - затраты на детальную разведку 1 т балансовых запасов, тыс.р./т; Кн - коэффициент извлечения металла из недр , д. ед.

В формуле (165) переменными показателями, от которых зависит величина прибыли, являются сквозной коэффициент извлечения (Ио), полная себестоимость 1 т балансовой руды (Сб) и коэффициент извлечения металла из недр (Кн).

Исходя из технологического цикла по переделу добытой урановой руды, сквозной

коэффициент извлечения определяется по формуле:
1
Ио = 1 - ---- * (Qркс + Qроф + Qгмз),	(166)
10а

где Qркс, Qроф, Qгмз - потери металла соответственно при сортировке на РКС, при обогащении на РОФ, при гидрометаллургическом переделе в пересчете на 1 т погашенных балансовых запасов.

В результате анализа работы уранового предприятия на этапах сортировки на рудоконтрольных станциях (РКС), обогащении на радиометрической обогатительной фабрике (РОФ) и гидрометаллургической переработке (ГМЗ) получены аналитические выражения величин потерь на данных технологических переделах [31].

Потери при сортировке на РКС
Qркс = 10*Уg* Уркс * Вркс,	(167)

где Yg - выход рудной массы с 1 т балансовых руд, т,

1 - По Yg = -------- ,

1 - Ро

где По - потери при отбойке, д. ед.; Ро - разубоживание при отбойке, д. ед.;

Уркс - выход хвостов на РКС, д. ед.; Вркс - содержание металла в хвостах, усл. ед.

Выход хвостов на РКС определяется по графику (рис. 4.1.) зависимости величины отсортировки разубоживающей массы от среднего содержания металла в погашенных балансовых рудах и величины разубоживания.

137

Рис. 4.1. Зависимость коэффициента отсортировки хвостов РКС от среднего содержания металла в недрах и разубоживания руды при отбойке

Содержание металла в хвостах РКС принято в 12 усл. ед. как среднестатистическая величина, полученная в результате многолетних наблюдений.

Анализ работы обогатительной фабрики позволил установить зависимость потерь металла при обогащении от разубоживания руды при ведении очистных работ и

содержания металла в погашенной балансовой руде
Qроф = 10* Yg* (1 - Yркс)*У200 * Уроф * Вроф,	(168)
где У200 - доля рудной массы сортируемого класса (с содержанием металла		до 200 усл.
ед.) в общем объеме рудной массы после РКС, усл. ед.;
Уроф - выход хвостов на РОФ, д. ед. (0.25);
Вроф - содержание металла в хвостах РОФ, усл. ед. (12 усл. ед.).
Зависимость потерь при обогащении от	содержания металла в	недрах и
разубоживания при добыче отражена на рис. 4.2.

138

Рис. 4.2. Зависимость потерь при обогащении от содержания металла в недрах и разубоживания при добыче

Доля рудной массы сортируемого класса (У200) определяется по графику зависимости распределения содержания по классам от среднего содержания в балансовых рудах (см. рис. 6.4.).

Анализ работы гидрометаллургического завода по извлечению полезного компонента из руд дал возможность установить зависимость потерь на данном

технологическом	переделе от результатов работы на всех	предыдущих	этапах: при
очистной добыче,	сортировке, обогащении.
Зависимость получена эмпирическим путем и представлена формулой
Qгмз = Eт * [10а - (Qп - Qр + Qркс + Qроф)],		(169)
где Eт = 1 - Игмз
Игмз - коэффициент извлечения металла, поступившего на завод,			в готовую
продукцию, д. ед.;
Qп - потери металла в недрах, кг,
Qп = 10а * П,		(170)

где П - относительные потери при ведении очистных работ,	д. ед., рассчитываются по
формуле [46]
П=Км*У/(1 – Ро)	(171)

где Км - коэффициент потерь мощности рудного тела, д. ед.;

Км = Мт/ Мо

(172)

139

где Мт - мощность теряемой части рудного тела, м;

Мо - ширина очистной выработки, м.

Зависимость коэффициента потерь мощности от среднего содержания металла в балансовых рудах приведена на рис. 33.

	Рис. 4.3. График зависимости коэффициента потерь мощности от
	среднего содержания металла
У -	доля запасов руды, приходящейся на теряемый	класс мощности (д. ед.),
снимается с графиков на рис. 6.3.;
Qр - привнесение металла разубоживающими породами, кг,
Qр = 10*Уg * Вр *Ро,		(173)
где Вр -	содержание металла в разубоживающих породах, усл. ед.
Полная себестоимость подготовки, добычи, транспорта,		сортировки, обогащения,
переработки 1 т балансовой руды определялась по формуле [9]
Сб = Стов *1 /Кк		(174)
где Стов - себестоимость 1 т товарной руды, тыс. р./т;
Кк - коэффициент изменения качества, д. ед.

Себестоимость 1 т товарной руды определялась по формуле

Стов = Сд + Спер,

(175)

где Сд - себестоимость добычи 1 т товарной руды, тыc. р./т;

Спер - себестоимость переработки 1 т товарной руды, тыс.р./т. Себестоимость добычи 1 т товарной руды определяется по формуле:

Сд = Спнр + Спод + Свент + Уg *[ Соч /У +Сзакл /У1 +Стр1+

+ Спд + Сркс], (176)

где Спнр - удельные затраты на проведение подготовительно-нарезных выработок в блоке, в расчете на 1 т балансовых запасов, тыс.р./т,

Спнр = Спнр/ Б

(177)

140