Подземная разработка месторождений

(64)

где Nштр - число одновременно работающих проходческих забоев в штреках. 2. При использовании на руднике нескольких систем разработки

(65)

где 1 - доля добычи при применении i-й системы разработки в годовой добыче рудника, отн. ед.

Годовой объем выработок по каждой системе, м,

(66)

2.10. Годовая производительность рудника

• По горной массе, т,

Аг = [(1+R)(1-П)]Qпром/to (68)

где Qпром - промышленные запасы, т; t0 - срок существования рудника, годы; R - разубоживание; П - потери;

					(69)
• по руде, т,
по металлу, т,
где - среднее содержание металла в руде, %.					(70)
Определяется годовая производительность рудника:
• по скорости понижения очистных работ;
• по	фронту	ведения	очистных	работ	(количеству	блоков	в
одновременной работе);
• по горным возможностям рудника.
А. По скорости понижения очистных работ на крутопадающих месторождениях
					(71)

где ср - среднее годовое понижение уровня выемки по всей площади рудного поля в зависимости от площади, изрезанности рудного поля, числа подэтажей в одновременной отработке, ср = 15-40 м/год; К1 - поправочный коэффициент на мощность рудного тела, К1= 1,25-0,6 при мощности от М< 5 м до М> 25 м; К2 - поправочный коэффициент на угол падения рудного тела, К2 = 1,2-0,8 при = 90+30°; К3 - поправочный коэффициент на систему разработки, К3= 1 для систем с открытым очистным пространством, К3= 0,8 для систем с обрушением пород и К3 = 0,75 для систем разработки горизонтальными слоями; К4 - поправочный коэффициент па число этажей в одновременной отработке, К4 – 1 - 1,7 соответственно при Nэт= 1; 2; 3; 4; S- средняя рудная площадь, м2; - плотность руды, т/м3.

71

Б. По скорости подвигания лавы па пологопадающих пластовых месторождениях

При разработке пологопадающих пластов (свиты пластов) годовая производительность, т, рассчитывается так:

(72)

где Li - годовое подвигание забоя (лавы) в отдельном блоке, равно 110-180 м/год при мощности пласта соответственно 4-I м; Вi- длина забоя (лавы) в отдельном блоке, обычно равна 50 60 м; pi - продуктивность рудной залежи (пласта) с 1 м2 ее площади; р = h, т/м2;- плотность руды, т/м3; h - истинная мощность пласта (высота забоя), м; Nкр - число отрабатываемых крыльев (лав, блоков) в этаже; Nэ - число одновременно отрабатываемых этажей; Ко - коэффициент одновременности выемки пластов, т.е. коэффициент использования рудной площади.

В. По фронту ведения очистных работ

(73))

где 12 - число месяцев в году; No - число блоков в одновременной очистной выемке,

(74)

п - общее число блоков на руднике; t0, tH, tn - средняя продолжительность очистных, нарезных и подготовительных работ в блоке соответственно; Пбл - средняя месячная производительность блока, т/мес; К0 - доля объема добычи данного блока в общем объеме работ по руднику; - коэффициент резерва производительности рудника, = 1,2-1,3.

Производительность блока Пбл (включает все технологические операции - отбойку, выпуск-доставку, крепление, закладку, нарезку) всегда ниже производительности забойного рабочего (включает только основные операции - отбойку и выпуск-доставку с креплением рабочего пространства) (табл. 2.8).

Таблица 2.8

Сравнительная характеристика систем разработки

		Средняя
Система	Размеры блока	производительность
разработки	BxL, м
		блока, тыс.	рабочих,
		т/мес.	м3/(чел.-смен)
Камерно-столбовая,	80-200x200-400	4-6	15-30
камера b - 8-Т-20 м
Сплошная	60-80x150-200	2-3	15-40
С подэтажной отбойкой	10-30x30-90	2-6,5	10-35
Этажно-камерная •	10-30x30-90	4-15	15-25
С магазинированием	0,8-5x40-100	0,5-1,5	3-7
С распорной крепью,	0,8-4x30-80	0,5-1	0,5-2
потолкоуступная
Горизонтальными вос-	50-80x100-120	0,5-1,5	5-8
ходящими слоями
Горизонтальными нис-	50-80x100-120	0,5-1,5	5-8
ходящими слоями
С подэтажным обрушением	4-30x50-90	2-5	10-30
С этажным обрушением	4-30x50-90	3-10	15-25

72

С этажным самообрушением	20-50x40-100	3-13	10-30
Со слоевым обрушением	2-30x30-60	0,5-1	3-8
Столбовая, на мягких пластах	20-80x300-800	10-20	10-15

Г. По горным возможностям рудника

Это максимально возможная производительность всего оборудования, работающего отдельными комплексами.

Общее число блоков на руднике, где ведутся добычные, нарезные и подготовительные работы:

(75)

Соотношение между временем отработки одного этажа t3о и вскрытием tэ.в , подготовкой tэ.п следующего этажа получается следующим:

(76)

где			(77)
	- коэффициент опережения вскрытия и подготовки этажа над очистной выемкой,
где
со = 1,3 - 1,6;
		длина ствола, квершлага, штрека (и орта),
восстающего, рудоспуска соответственно, м; Vод- объем околоствольного двора, м3; VCTB,
VKB, Vштр, BB0CCT,Vруд - скорость проходки			ствола, квершлага, штрека (и орта),
восстающего, рудоспуска соответственно, м/мес; VОД — скорость проходки
околоствольного двора, м3/мес.
	Д. Проверка годовой производительности рудника
	по соотношению между временем отработки одного этажа
	и вскрытием, подготовкой следующего этажа
Аг = [Бэт/(tэв + tэп)]*[(1- П)/(1 – R)]			(78)

где Бэт - балансовые запасы руды в этаже, где идет добыча, т.

2.11. Оценка производительности рудника5

Обычно на руднике существует годовой план по добыче рудной массы кондиционного содержания, он определяет годовую производительность рудника.

Влияют на производительность рудника следующие факторы:

•качество руды (содержание компонентов руды);

•заданный объем производства металла;

•запасы месторождения;

•срок существования рудника;

•горно-геологическая характеристика месторождения;

•экономические условия района добычи;

•обеспеченность рудника людьми и материалами;

73

•удаленность от обогатительной фабрики;

•возможность обеспечения жильем и работой работников рудника и их семей;

•наличие первоначальных средств на капитальное строительство;

•степень разведанности, перспективы прироста запасов руды;

•при реконструкции - пропускная способность существующих капитальных выработок.

Учет влияние этих факторов на эффективность добычи руды и на установление производительности рудника — это сложная многовариантная задача, легко решаемая с помощью компьютера.

С увеличением годовой производительности при фиксированных запасах месторождения пропорционально растут капитальные затраты на строительство, но остаются неизменными некоторые из эксплуатационных затрат, это — расходы на содержание руководства рудника, АБК, подсобных служб, дорог, ЛЭП, отчисления на геологоразведку, на погашение ГПР. Это означает, что на 1 т добытой руды капитальные затраты в виде амортизационных отчислений увеличиваются, а удельные эксплуатационные расходы уменьшаются, поэтому существует оптимальное значение годовой производительности и соответствующего срока эксплуатации рудника.

В общем виде, с допущениями, себестоимость добычи определяется так (табл. 2.9):

(79)

где Сэкспл - эксплуатационные расходы на 1 т добытой руды, у.е./т; Саморт - амортизационные отчисления на 1 т добытой руды, у.е./т.

					Таблица 2.9
Пример калькуляции себестоимости добычи 1 т рудной массы
Статьи затрат		Амортизаци-	Эксплуатационные расходы, %		Всего, %
		онные	Условно-	условно-
		отчисления,	постоянные	переменные
Материалы		%		7,9	7,9
энергия				6,0	6,0
зарплата			2,5 19,5	16,2	18,7
отчисления на ГРР					19,5
Погашение	ГПР		7,3 21,6		7,3
Цеховые расходы					21,6
Амортизация		20,0 20,0	50,9		20,0
Итого				30,1	100

Для рудника средней мощности соотношение между эксплуатационными условнопостоянными и условно-переменными затратами в себестоимости добычи следующее.

Таблица 2.10

Статьи	Эксплуатационные		расходы, %
затрат	условно-	условно-	удельный вес в
	постоянные	переменные	общей
			себестоимости
Подготовительные работы	8,4	1,6	10
Очистные работы	36,0	4,0	40

74

Подземная откатка	1,7	3,1	4,8
Подъем по стволу	1,9	2,9	4,8
Водоотлив	1,2	1,2	2,4
Ремонт, поддержание выработок	0,1	0,7	0,8
Вентиляция	0,3	0,5	0,8
Освещение	0,1	0,3	0,4
Общерудничные расходы	0,5	15,5	16,0
Итого	50,2	29,8	80,0

С увеличением производительности рудника условно-постоянные и условнопеременные затраты изменяются следующим образом:

						Таблица 2.11
Годовая про-	Общие затраты рудника на год,		Удельные затраты на 1 т рудной
изводитель-	тыс. у.е.		массы, у.е./т
ность рудни-	условно-постоян-	условно-	условно-		условно-	Итого
ка,	ные	переменные	постоян-		переменные
			ные
200	1000	50	5,0	2,5	2,5	7,5
400	1000	1000	1,25		2,5	5,0
800	1000	2000			2,5	3,75

Поэтому функция изменения удельных эксплуатационных затрат от годовой производительности рудника имеет вид

(80)

где Аб — базовая производительность рудника, для которой имеется фактическая калькуляция себестоимости добычи руды; Аг - расчетная производительность рудника; qпост - удельные условно-постоянные расходы; qnep - удельные условно-переменные расходы.

Функция изменения амортизационных отчислений от годовой производительности тоже включает постоянные и переменные расходы:

(81)

где К - сумма капитальных вложений на год в период эксплуатации; Б - балансовые запасы, отрабатываемые за год; П - потери; Р - разубоживание; qqпер - удельные амортизационные затраты, не зависящие от Аг (подъездные пути, ЛЭП); qqnep - удельные амортизационные отчисления, пропорциональные производительности (амортизация горнокапитальных выработок, зданий и сооружений).

Отсюда суммарные удельные затраты в год по руднику

(82)

75

Рис. 2.4. График изменения себестоимости добычи с изменением производительности рудника

Поэтому можно по минимуму себестоимости добычи отыскать оптимальную производительность рудника (рис. 2.4). Отсюда в общем случае

(83)

Общие затраты по руднику складываются из затрат (капитальных и эксплуатационных qдоб) в период добычи и из затрат на строительство, поддержание и реконструкцию рудника в целом:

(84)

- нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений, равен 0,12-0,15; Т -период

эксплуатации рудника. Отсюда

(85)

где Qпост – объем капитальных вложений при строительстве, не зависящий от масштаба предприятия.

Оптимальная производительность Аот2, получаемая с учетом строительства рудника, больше той, что получается с учетом только эксплуатационных и амортизационных затрат

76

Контрольные вопросы

1.Классификация способов вскрытия?

2.Коэффициент извлечения рудной массы?

3.Требования к вскрытию месторождений?

4.Типы и назначение шахтных стволов?

5.Выбор схемы вскрытия месторождения?

6.Последовательность выбора оптимального варианта вскрытия?

7.Расчет капитальных затрат?

8.Расчет эксплуатационных затрат?

9.Чистый дисконтированный доход (ЧДД)?

10.Индекс доходности (ИД)?

11.Внутренняя норма доходности (ВНД)?

12.Понятие срока окупаемости?

13.Расположение стволов относительно рудного тела?

14.Ступени вскрытия месторождения?

15.Групповое вскрытие шахтных полей?

16.Околоствольные дворы?

17.Выбор способа подготовки месторождения?

18.Выбор схемы расположения подготовительных выработок?

19.Выбор схемы расположения откаточных выработок?

20.Подготовка участка, блока наклонными спиральными съездами?

21.Объемы подготовительно-нарезных выработок?

22.Годовая производительность рудника?

77

Глава 3

ТЕХНОЛОГИЯ ПРОВЕДЕНИЯ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И ВЕРТИКАЛЬНЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

Проходка горных выработок осуществляется на всех стадиях предварительной и детальной разведки недр, а также при подземной добыче полезных ископаемых. Наибольшая часть проходческих работ производится при предварительной (33 %) и детальной (50 %) разведке. Из них на долю горизонтальных разведочных выработок (штольни, квершлаги, штреки и орты) приходится 96-98 %, на долю вертикальных выработок -стволов 1-1,5 %, восстающих, рудоспусков 1-2,5 %. Как правило, новое месторождение вначале обследуется геологами, а для этого им приходится руководить проходкой стволов, квершлагов, штреков, восстающих, а затем из этих капитальных и подготовительных выработок бурить разведочные скважины для уточнения контуров и запасов рудных тел. После завершения работ по обследованию месторождения пройденные выработки передаются на баланс шахтерам-эксплуатационникам.

Совсем недавно (в 1965 г.) в провинции Морона-Сантьяго в Эквадоре обнаружена1 древняя система вентиляционных стволов и подземных тоннелей на глубине 230 м, общей протяженностью десятки километров. Эти горные выработки с оплавленными краями (электрофизический метод проходки?) использовались для добычи золота в IX-IV тысячелетиях до н.э. Другие явные следы подземной разработки золота (более10 тыс. нет назад) найдены в Танзании в районе озер Виктория и Танганьика (Восточная Африка), а также вблизи озера Ти-тикака в Андах (на западе Южной Америки).

Цикл проходческих работ состоит из следующих обязательных процессов:

а) отбойка (буровзрывная - для пород крепостью f > 6; б) проветривание забоя; в) доставка и погрузка; г) крепление; д) возможна укладка рельсового пути в горизонтальных выработках или армировка ствола, оборудование восстающего

3.1. Проветривание тупиковых забоев

Проветривание в тупиковых забоях осуществляется вентиляторами местного проветривания типа ВМ. Вентиляторы обычно устанавливаются на свежей струе воздуха (на расстоянии не ближе 10 м от тупиковой выработки), при этом чаще используется нагнетательная схема проветривания. Температура воздуха по ЕПБ должна быть не ниже +2 °С и не выше +26 °С .

3.1.1. Расчет параметров проветривания

Отставание вентиляционного трубопровода от забоя не должно превышать 5 м (для восстающих, стволов), обычно

(86)

где S- площадь сечения выработки в свету, м.

(87)

2. Количество потребного воздуха в забое, м /с

где t - время проветривания (не более 30 мин); к - коэффициент обводненности выработки (для сухих выработок к = 0,8, для влажных к = 0,6); А - количество взрываемого ВВ за цикл, кг; b - степень газовыделения (b = 100 л/кг при взрывании по углю и b = 40 л/кг при взрывании по породе); L - длина тупиковой части выработки, м; р - коэффициент потерь

78

воздуха (при длине прорезиненных труб от 100 до 800 м коэффициент возрастает с р = 1,07

до р = 1,43).

При дизельном проходческом оборудовании Q3 = 5N (м3/мин), где N- мощность двигателя, л.с. (1 л.с. = 735,5 Вт).

3. Потребная подача вентилятора рассчитывается с учетом потерь воздуха:

						(88)
4. По потребной подаче выбирается вентилятор местного проветривания
								Таблица 3.1
Показатели	ВМ-3М	ВМ-4М	ВМ-5М		ВМ-6М		ВМ-8М	ВМ-12М
Диаметр трубопровода,	300	400	500		600		800	1200
мм
Подача, м3/с:
оптимальная	1,1	1,9	3,2		5,7		10	20
в рабочей зоне	0,7-1,7	0,8-2,6	1,7-4,7		2,3-8		4-13	10-32
КПД	0,7	0,72	0,75		0,76		0,76	0,76
Напряжение, В				380/660
Масса, кг	80	140	250	350		750		2300

Площадь поперечного сечения любой выработки, м2, проверяется на скорость движения струи воздуха, которая не должна превышать предельных значений:

(88)

где Q - максимальное потребное количество воздуха в шахте, м3/с; е - ориентировочный расход ВВ на отбойку, е = 0,3 - 0,5 кг/т; Асм - сменная производительность шахты по руде, т; bг - количество ядовитых газов, выделяемых при взрыве 1 кг ВВ, обычно bг = 40 л/кг; Кзап - коэффициент запаса, обычно Кзап = 1,3-1,4; с - допустимая концентрация газов (по СО), с = 0,08 %; Т - минимальное время на проветривание, Т = 30 мин; vmin] - минимальная скорость движения воздуха, равна 0,3 м/с; [vmах] - максимальная скорость движения воздуха по горным выработкам:

•в квершлагах, вентиляционных и откаточных штреках - 8 м/с;

•в очистных, нарезных и подготовительных выработках - 4 м/с;

•в людских стволах - 8 м/с;

•в грузовых стволах - 8 м/с;

•в вентиляционных шурфах без лестничного отделения - 12 м/с.

3.2. Проведение горизонтальных горных выработок форма и размеры поперечного сечения2

Форма горизонтальной выработки (квершлаг, штрек, штольня, орт) может быть прямоугольной, трапециевидной, прямоугольно-сводчатой, арочной, угол наклона зависит от применяемого транспорта, при электровозном транспорте i = 0,003-0,005 %. Выбор формы определяется интенсивностью горного давления и, как следствие, принятым видом крепи. В горно-капитальных и подготовительных выработках с большим сроком службы чаще используется прямоугольно-сводчатая форма выработок с бетонной, анкерной или

79

металлической крепью из спецпрофиля СВП, а в нарезных и разведочных выработках с малым сроком службы - прямоугольная с деревянной крепью.

При предполагаемой производственной мощности рудника Аг < 500 тыс. т/год проектируют однопутный квершлаг сечением в свету 7,5-8 м2, если больше - двухпутный сечением в свету 12-14 м2. В геолого-разведочных выработках обычно укладывают рельсовый путь (тип рельса Р18 или Р24, расстояние между шпалами не более 0,7 м) с шириной колеи 600 мм.

В сечениях трапециевидной формы устанавливается сборная рамная крепь, угол наклона боков выработки и стоек составляет около 83°. Прямоугольно-сводчатые сечения используются при проходке выработок без крепи или с возведением облегченных конструкций крепи.

Таблица 3.2

Выбор электровозов и вагонеток

Производственная мощность	Сцепная масса	Вместимость	Ширина
рудника Аг, тыс. т/год	электровозов, т	вагонеток, м3	колеи, мм
До 100	3	1,0	600
100-300	7	1,2; 1,3	600
300-600	10	2,2; 2,5	600;750
600-1000	10; 14	2,2; 4,0	750;900
> 1000	14; 20	4,0	900

					Таблица 3.3
Типовые сечения выработок прямоугольно-сводчатой формы
Обозначе-	Ширина, мм	Высота пря-	Полная	Радиус	Площадь
ние		моугольной	высота,	кривизны	сечения
сечения		части, мм	мм	свода, мм	2
					вчерне, м
ПС-5,4	2180	1900	2700	1510	5,4
ПС-6,4	2360	2000	2800	1630	6,4
ПС-6,8	2500	2070	2900	1730	6,8
ПС-8,3	3450	1800	2650	3120	8,3
ПС-8,7	3600	1800	2690	3250	8,7
ПС-10,0	4000	1800	2800	3620	10,0
ПС-11,6	4500	1800	2930	4070	11,6
ПС-12,1	4620	1800	2960	4180	12,1

Таблица 3.4

Типовые сечения выработок трапециевидной формы

Обозначение	Ширина понизу,	Ширина поверху, мм	Высота, мм	Площадь сечения
сечения	мм			вчерне, м2
Т-5,3	2360	1750	2580	5,3
Т-6,1	2580	1900	2720	6,1
Т-7,0	2800	2180	2800	7,0
Т-7,5	2900	2240	2900	7,5
Т-8,4	3870	3280	2360	8,4
Т-9,8	4120	3450	2580	9,8
Т-11,0	4370	3750	2720	11,0
Т-12,6	4870	4150	2800	12,6
Т-13,6	5000	4370	2900	13,6

Размеры поперечного сечения (рис. 3.1) определяются по применяемому оборудованию с учетом необходимых зазоров.

В любой капитальной горной выработке обязательно должны быть: одно-двухпутный рельсовый путь с контактным проводом (+250 v постоянного тока), трубопровод с техниче-

80