Проект комбинированной разработки рудной залежи

Федеральное агентство по образованию Государственное образовательное учреждение Высшего профессионального образования

" СИБИРСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ИНДУСТРИАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ"

Горный факультет Кафедра открытых горных работ Курсовой проект Проект комбинированной разработки рудной залежи Выполнил: студент гр. ГОР — 04 УН Поклонова И.Э.

Проверил: к. т. н. Власкин Ю.К.

Новокузнецк 2006

• Введение
• 1. Геология месторождения
• 1.1 Элементы залегания рудной залежи
• 1.2 Запасы и качественный состав руды
• 2. Годовая производительность и срок существования горного предприятия
• 2.1 Расчёт годовой производительность горного предприятия
• 2.2 Расчёт срока существования горного предприятия
• 3. Разработка месторождения полезного ископаемого
• 3.1 Открытая разработка
• 3.1.1 Определение граничной глубины открытых горных работ
• 3.1.2 Время отработки рудной залежи открытым способом
• 3.1.3 Обоснование высоты уступа и деление рудной залежи на горизонты
• 3.1.4 Расчёт послойного коэффициента вскрыши
• 3.1.5 Обоснование способа вскрытия карьерного поля
• 3.1.6. Оборудование для ведения открытых горных работ
• 3.1.7 Технико-экономические показатели открытой разработки
• 3.2 Подземная разработка
• 3.2.1 Определение глубины открытых горных работ до начала строительства подземного рудника
• 3.2.2 Обоснование переходной зоны от открытой к подземной разработке и установление высоты рудной залежи, отрабатываемой подземным способом
• 3.2.3 Обоснование схемы и способа вскрытия шахтного поля и типа подъёма полезного ископаемого
• 3.2.4 Обоснование способа подготовки откаточных горизонтов и расчёт удельного объёма вскрывающих и подготовительных выработок
• 3.2.5 Выбор системы подземной разработки рудной залежи
• 3.2.6 Проведение укрупнённого технико-экономического анализа подземной разработки рудной залежи и определение себестоимости добычи 1 тонны добытой рудной массы в целом при комбинированной разработке
• Литература

Открытый способ добычи полезного ископаемого является целесообразным до тех пор пока затраты на его добычу не сравняются с затратами при подземном способе извлечения. Поэтому для многих крутопадающих месторождений, ограниченных по простиранию и распространяющихся на большие глубины уже на стадии проекта предусматривается комбинированная их отработка.

Комбинированный способ разработки означает применение открытого и подземного способа разработки в любой последовательности, включая одновременную разработку.

Преимущества комбинированной разработки заключаются в следующем: при открытых работах — это большая производственная мощность предприятия по руде, использование высокоэффективной техники и возможность комплексной механизации и автоматизации производства, более безопасные и комфортные условия труда рабочих, более высокая производительность труда и низкая стоимость добычи, высокое извлечение и незначительное разубоживание руды.

При подземных работах быстрое вскрытие и подготовка месторождения, независимость горных работ от климатических условий, многообразие систем разработки, обеспечивающих извлечение запасов в различных горно-геологических условиях, меньшая площадь горного отвода, большая пропускная способность горных выработок при относительно низкой их стоимости, меньшие удельные капитальные затраты на строительство и реконструкцию рудников.

1. Геология месторождения

1.1 Элементы залегания рудной залежи

Рассматриваемая залежь по геометрическим признакам относится к плитообразным. Это следует из того, что она вытянута преимущественно в двух направлениях, длина по простиранию (L) составляет 1900 м и по падению (b) 1295 м, при относительно небольшой мощности (m=60м). Из-за незначительного слоя покрывающих пород залежь принадлежит к поверхностному типу, её строение простое (отсутствуют существенные прослойки и включения). Исходя из угла падения (б=75°), залежь крутопадающая. Распределение качества полезного ископаемого в залежи равномерное, породы слагающие месторождение относятся к скальным и полускальным с коэффициентом крепости по шкале Протодьяконова f=14.

1.2 Запасы и качественный состав руды

Содержание руды в залежи составляет 36%, плотность полезного ископаемого (г) 3,7 т/м³. Запасы руды определяются исходя из имеющихся сведениях о месторождении. Длина по простиранию составляет 1900 м, глубина залегания (Н) 1250 м, мощность 60 м, угол падения залежи 75°. Отсюда можно определить длину залежи по падению, которая находится из выражения. Объём руды всей залежи можно найти из геометрии. Найдем горизонтальную мощность залежи, определим среднюю площадь залежи в вертикальном и горизонтальном сечениях, а также объем полезного ископаемого (балансовые запасы шахтного поля)

.

Часть этих запасов извлечем открытым способом, а другую часть — подземным.

Объём полезного ископаемого извлекаемого открытым способом можно определить зная конечную глубину карьера, которая в свою очередь равна Н_kk=302 м (расчет изложен ниже).

.

Объём горной массы в контурах карьера можно определить по формуле:

[2, c.15].

где Р — периметр подошвы карьера, м; в — угол откоса нерабочего борта карьера, принимаем равным 48°.

Объём вскрышных пород находим:

2. Годовая производительность и срок существования горного предприятия

2.1 Расчёт годовой производительность горного предприятия

Найдём годовую производительность предприятия при разработке месторождения открытым способом. Для этого воспользуемся следующим выражением [8, с.271−273]:

где

S_p-средняя площадь горизонтального сечения залежи, м²; h₀-годовое понижение горных работ, в данном случае составляет 20 м/год при погрузке в автосамосвалы; К_{н. и} — коэффициент извлечения полезного ископаемого из недр, отражающий неизбежные потери полезного ископаемого и примешивание пустых пород, принимаем равным 0,96.

.

Объёмная годовая производительность предприятия:

Годовая производительность карьера по горной массе составит:

где К_{ср. о} — средний объёмный коэффициент вскрыши (м³/м³).

Производительность предприятия при подземном способе добычи будет равна производительности при открытой разработке.

2.2 Расчёт срока существования горного предприятия

Срок существования горного предприятия будет равен

.

3. Разработка месторождения полезного ископаемого

Глубина отработки открытым способом постоянно увеличивается в связи с всё большим укрупнением горно-добывающего оборудования, и транспортных средств, но даже это не позволяет извлечь всю рудную залежь поэтому нужно рассмотреть способ разработки месторождения в комбинации с подземной отработкой.

3.1 Открытая разработка

3.1.1 Определение граничной глубины открытых горных работ

Решить задачу определения конечной глубины карьера при разработке наклонных и крутых залежей можно аналитическим способом. Для этого сначала определяется промежуточная глубина карьера Н_КП по условию равенства текущего и граничного коэффициента (К_Т= К_ГР), [2, с.16−18].

Конечная глубина карьера находится по формуле:

где S — площадь подошвы карьера (в данном случае она равна S_р); К_ГР — граничный коэффициент вскрыши, принимаем равным 11.

Рассчитаем средний коэффициент вскрыши с углубкой на 100 м, для этого найдем объёмы вскрыши и руды по формулам:

.

Подставляя значения, определенные выше, площади и периметра дна карьера, меняя глубину и угол откоса борта, получим:

Рисунок 3.1.1 График зависимости глубины карьера от среднего коэффициента вскрыши.

По данному графику можно определить конечную глубину карьера, но в связи с невозможностью выемки пустых пород и руды одним горизонтом (при глубине 560 м), данный способ определения глубины за основу не принимаем.

3.1.2 Время отработки рудной залежи открытым способом

Срок существования карьера можно найти по формуле [8, с.271−273].

Проведя расчеты годовой производительности карьера по горной массе в пункте 2.1 получили значение: 2 266 012,5 м³

Исходя из граничного коэффициента вскрыши, мы определили граничную глубину отработки карьера. Объем полезного ископаемого в конечных границах карьера составляет: 35 615 877,6 м³.

Следовательно, срок существования карьера составляет:

3.1.3 Обоснование высоты уступа и деление рудной залежи на горизонты

Высота уступа, являющегося одним из важнейших элементов открытой разработки, должна обеспечить: безопасность горных работ, высокую производительность оборудования, минимальные объёмы вспомогательных работ, установленные объёмы добычных и вскрышных работ и минимальные затраты на них.

Согласно расчётам принимаем высоту уступа равную 20 м.

При разработке наклонных и крутопадающих залежей, представленных преимущественно скальными и полускальными породами, высота уступа определяется в основном показателями технологических процессов, потерь и разубоживания полезного ископаемого, требуемой производственной мощностью карьера и условиями вскрытия рабочих горизонтов.

Согласно правилам технической эксплуатации, высота уступа в скальных и полускальных породах не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора более чем в 1,5 раза при условии, что высота развала не будет превышать: при одно — и двухрядном взрывании — максимальной высоты черпания экскаватора, а при многорядном взрывании — полуторной максимальной высоты черпания.

При разработке наклонных и крутых залежей простого строения установлено, что оптимальная высота уступа при использовании экскаваторов с ёмкостью ковша Е=8−12,5 м³ составляет 20 м.

Значения углов откоса уступа при разработке скальных пород могут установлены по табл.1.42, а при разработке мягких пород высота уступа и угол его откоса могут быть приняты на основе табл.1.43 справочника.

С учётом того, что конечная глубина карьера составляет 302 м, а высота уступа 20 м получаем 15 горизонтов.

3.1.4 Расчёт послойного коэффициента вскрыши

После обоснования высоты уступа и выбора типа экскаваторного, транспортного и бурового оборудований производится деление карьерного поля на отдельные горизонтальные слои-уступы и для каждого разрабатываемого слоя-уступа с помощью графического построения рассчитывается слоевой коэффициент вскрыши.

Слоевой коэффициент вскрыши — это отношение объема вскрышных пород (V_вск) в границах горизонтального слоя карьера к объёму полезного ископаемого (V_пи) в этом же слое:

.

Слой представляет собой часть объема горной массы между двумя смежными горизонтами работ в конечных контурах карьера h_сл=h_уст.

Рисунок 3.1.4 Схема к расчёту слоевого коэффициента вскрыши.

Найдем коэффициент вскрыши в каждом слое начиная с верху вниз с учётом того, что объём полезного ископаемого в каждом слое одинаков рис. 3.1.4:

1. 9.

2. 10.

3. 11.

4. 12.

5. 13.

6. 14.

7. 15.

8.

3.1.5 Обоснование способа вскрытия карьерного поля

Вскрытие карьерного поля осуществляется проведением горных выработок, представляющих собой систему элементов, в которых располагаются транспортные коммуникации технологических грузопотоков.

Вскрытие осуществляется внешними наклонными траншеями, закладываемыми вкрест простирания, что обеспечивает каждый уступ транспортом независимо, следовательно, грузопотоки горных пород с каждого уступа полностью рассредоточены и имеют независимый друг от друга выход на поверхность. В нашем случае равнинной местности отдельными внешними траншеями вскрываются не более трёх-четырёх уступов. Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется разрезными траншеями с целью создания первоначального фронта работ и размещение горного и транспортного оборудования. Место расположения разрезных траншей подчинено направлению размещения трассы в контурах этапа.

Внешние наклонные траншеи на карьерах с крепкими породами проводятся одноковшовыми экскаваторами.

Способ вскрытия карьерного поля увязывается с расположением и перемещением фронта добычных работ и для рассматриваемых условий выбирается в соответствии с классификацией, разработанной Е. Ф. Шешко [2, с.13−15].

комбинированная месторождение рудная залежь

3.1.6 Оборудование для ведения открытых горных работ

Рациональные сочетания моделей экскаваторов и средств автотранспорта, а также значения минимальной ширины рабочей площадки уступа могут быть установлены с помощью табл.1.22 справочника [1, с34].

В зависимости от достигнутых показателей работы экскаваторов на железорудных карьерах [2, с.162−167], автосамосвалов [2, с.288−293], буровых станков [2, с.90−117], устанавливается количество единиц вышеуказанного оборудования для ведения открытых работ в рассматриваемых горногеологических условиях.

Технологические схемы разработки горных пород экскаваторно-автомобильными комплексами используется практически при любой крепости пород на глубинных карьерах. Технологические схемы разработки экскаваторно-автомобильными комплексами применяются для ведения вскрышных и добычных работ по всей рабочей зоне железорудных карьеров или параллельно с другими технологическими схемами в наиболее благоприятных зонах. Скорость понижения горных работ составляет 20−30 м в год. В технологических схемах разработки экскаваторно-автомобильными комплексами используются экскаваторы мехлопата с погрузкой на уровне стояния экскаватора, чем достигается наименьшая продолжительность цикла погрузки и соответственно минимальное время загрузки автосамосвала, обеспечивая максимальную экономическую эффективность работы комплекса оборудования.

Для данных горно-геологических условий наиболее рационально применение экскаваторов типа ЭКГ-20 и комплекса автосамосвалов Бел АЗ-75 131, грузоподъемностью 110 тонн. [2]

3.1.7 Технико-экономические показатели открытой разработки

При одновременной комбинированной разработке обычно достигается значительное увеличение производительности предприятия и улучшение технико-экономических показателей. Подземные выработки служат для осушения карьерного поля и транспортирования руды на обогатительную фабрику. Вскрыша используется в качестве закладочного материала для заполнения подземного выработанного пространства. Зоны обрушения, из-за влияния подземных работ, используются для размещения отвалов пустых пород. При комбинированной разработке, в результате взаимного влияния открытых и подземных работ друг на друга усложняется поддержание бортов карьеров в устойчивом состоянии из-за наличия подземных пустот, ухудшаются показатели буровзрывных работ в связи с наличием повышенной трещиноватости вследствие сдвижения массива горных пород. Возникает необходимость осуществления специальных мероприятий по предупреждению возможности провала в подземные выработки тяжелого карьерного оборудования, ухудшается устойчивость подземных горных выработок из-за производства массовых взрывов на карьере. С целью уменьшения или исключения этих отрицательных последствий при одновременной разработке подземные работы необходимо вести на участках вне зоны влияния открытых горных работ. В таких случаях затруднения возникают при сближении открытых и подземных горных работ. [1]

Тогда разрабатываются специальные мероприятия, предусматривающие рациональный режим ведения буровзрывных работ, оптимальные параметры целиков, потолочин применение систем с закладкой выработанного пространства, опережение окончания открытых работ и т. д. [1]

Основными технико-экономическими показателями работы карьера являются:

Добыча полезного ископаемого, т/год, м³/год. Годовая производительность 2 266 012,5 м³/год — соответственно 8 384 246,3 т/год. (См. п. 2.1.).

Вскрыша общая 12 333 272 м³/год

Переэкскавация вскрышных пород, м³/год

350 030 м³/год. (См. п. 3.1.1.).

Горно-капитальные работы, м³/год.

48 530 м³/год. (См. п. 3.1.3.)

Учитывая разработку экскаваторно-автомобильным комплексами себестоимость 1 м³ вскрышных работ составляет 2,53 рубля.

3.2 Подземная разработка

3.2.1 Определение глубины открытых горных работ до начала строительства подземного рудника

На протяжении всего периода отработки рудной залежи выделяются следующие стадии:

первая (I) — отработка рудной залежи открытым способом на величину Н_{К. Т} до начала строительства подземного рудника;

вторая (II) — отработка рудной залежи открытым способом в интервале глубин от от Н_{К. Т} до Н_К с одновременным проведением подземных вскрывающих и подготовительных выработок;

третья (III) — отработка ручной залежи открытым способом на величину ДН_К без разноса вскрышных бортов карьера;

четвертая (IV) — отработка рудной залежи одновременно открытым и подземным способом на величину Н_ОП, при которой достигаются предельные углы откосов бортов карьера со стороны висячего (в_в) и лежачего (в_л) боков залежи с учетом создания минимально допустимой ширины дна карьера В_Д;

пятая (V) — подземная разработка нижней части рудной залежи после прекращения открытых горных работ (Н_П). (Рис. 3.2.1).

Начало перехода с открытого способа разработки крутопадающей рудной залежи на подземный соответствует текущей глубине карьера Н_{К. Т}, определяемой из условия равенства продолжительности доработки горизонтов залежи в интервале глубин от Н_{К. Т} до Н_К +ДН_К и продолжительности строительства подземного рудника, предназначенного для разработки залежи ниже дна карьера.

Значение величины Н_{К. Т}, при которой необходимо начать строительство подземного рудника, определится по следующей зависимости:

где ДН_К — приращение глубины карьера без разноса его вскрышных бортов, м; Т_С — продолжительность строительства подземного рудника (Т_С=5), лет; h_{о -} скорость углубки карьера, м/год; (смотри выше); Н_kk — конечная глубина карьера, м.

Согласно исследованиям М. Г. Новожилова и Н. А. Старикова, более точным и научно обоснованным является определение величины ДН_К с учётом возможных потерь и разубоживания при извлечении прибортовых целиков руды, а также себестоимости производства горных работ в этой зоне:

где А — коэффициент, характеризующий предельно допустимую относительную величину объёма руды, оставляемой в бортовых целиках, значения которого А=0,234 принято из табл.1.1, В_Д — минимально допустимая ширина дна карьера (В_Д=14), м; в_в, в_л — углы откосов бортов карьера соответственно висячего 45° и лежачего 50°.

Следовательно Н_{К. Т} будет равно

Рисунок 3.2.1 Схема комбинированной разработки крутопадающей рудной залежи.

3.2.2 Обоснование переходной зоны от открытой к подземной разработке и установление высоты рудной залежи, отрабатываемой подземным способом

В зоне углубки карьера возможно частичное совмещение открытых и подземных работ. В этом случае полная высота переходной зоны Н_{О. П} определяется по формуле

где К_О, K_{О. П}, К_П, К_Ц — коэффициенты извлечения руды при производстве открытых, открыто-подземных и подземных работ, а также работ, связанных с отработкой целиков; в'_в, в'_л — углы откосов бортов карьера в переходной зоне со стороны висячёго и лежачего боков залежи, град.

При данных условиях принимаем значения коэффициентов извлечения руды: К_О=0,98; K_{О. П}=0,85; К_П=0,88; К_Ц=0,65. Углы откосов бортов карьера в переходной зоне со стороны висячёго и лежачего боков залежи принимаем соответственно в'_в,=70°, в'_л=65°.

3.2.3 Обоснование схемы и способа вскрытия шахтного поля и типа подъёма полезного ископаемого

Для определения места заложения шахтного ствола необходимо определить углы сдвижения горных пород в результате подземной разработки рудной залежи. Для этого воспользуемся таблицей 1.3 из которой видно, что в-угол сдвижения в висячем боку рудной залежи равен 70°, в₁ — угол сдвижения в лежачем боку рудной залежи равен 70°, д — угол сдвижения по простиранию рудной залежи равен 75°,.

Способом вскрытия шахтного поля или месторождения называется проведение вскрывающих выработок различного функционального назначения относительно элементов залегания пластов или рудных залежей.

Вскрытие шахтного поля может быть осуществлено вертикальными и наклонными стволами, штольнями, расположенными в одной из рудных залежей, в лежачем или в висячем боку рудных залежей, в центре шахтного поля, на фланге рудных залежей.

Схемой вскрытия называется пространственное расположение сети вскрывающих выработок различного функционального назначения (стволов, штолен и др.) относительно шахтного поля.

За последние десятилетия предложено несколько классификаций способов вскрытия шахтных полей: И. А. Кузнецовым (1932 г.), Р. П. Каплуновым (1952 г.), М. И. Агошковым (1954 г.), В. Д. Титовым (1961 г.), Н. А. Стариковым и другими.

Согласно классификации, разработанной Р. П. Каплуновым и М. И Агошковым, способ вскрытия шахтного поля характеризуется типом и расположением основной вскрывающей выработки, а также наличием слепых рудоподъемных стволов, предназначенных для вскрытия нижних горизонтов шахтного поля,.

Суть её в том, что все способы вскрытия шахтных полей подразделяются на простые способы, заключающиеся во вскрытии шахтного поля (или месторождения) основной вскрывающей выработкой на всю глубину разработки месторождения; комбинированные способы, когда вскрытие шахтного поля осуществляется стволами, пройденными с поверхности до определенной глубины, а ниже этой глубины — рудоподъемными слепыми стволами или новыми стволами, пройденными с земной поверхности.

Согласно данной классификации из основных вариантов простых и комбинированных способов вскрытия шахтных полей, предложенных М. И. Агошковым и Р. П. Каплуновым, для данного месторождения подходит расположение вскрывающей выработки в лежачем беку рудной залежи за зоной сдвижения горных пород.

Преимущества:

расположение вскрывающих выработок в более устойчивых породах лежачего бока рудной залежи и меньшие затраты на поддержание этих выработок;

отсутствие потерь полезного ископаемого в предохранительном целике, под ствол и промплощадку рудника.

Недостатки:

необходимость проведения откаточных квершлагов, длина которых увеличивается с глубиной разработки при применении вертикальных стволов;

большие затраты на подземный транспорт и проветривание шахты по сравнению с вариантом расположения вскрывающих выработок в рудной залежи,.

Расположение вскрывающих выработок в лежачем боку рудной залежи за зоной сдвижения горных пород получило основное практическое применение при разработке мощных наклонных и крутопадающих рудных залежей.

Рисунок 3.2.3 Схема расположения основной вскрывающей выработки.

Схема вскрытия фланговая с концентрационными горизонтами и капитальными рудоспусками отвечает требованиям данного месторождения.

Конвейерный способ подъёма полезного ископаемого в данных условиях является наиболее подходящим. Так как производительность шахты более 8 млн. т/год.

Разработка современных высокопроизводительных ленточных конвейеров привела к усиленному применению наклонных стволов для подъема добытого полезного ископаемого. Предельный угол наклона таких стволов составляет 16−17°. Во избежание слишком сильного износа конвейерной ленты максимальный размер транспортируемого куска не должен превышать 200 мм. Поэтому перед поступлением на ленточный конвейер добытая рудная масса должна быть пропущена через подземные механические дробилки с разгрузочным отверстием не более 200 мм,.

В зависимости от рельефа поверхности и типа разрабатываемого месторождения наклонный ствол с конвейерным подъемом, пройденный с поверхности, может быть прямолинейным и ломаным.

Вскрытие прямолинейными наклонными стволами с поверхности целесообразно и получило наибольшее практическое применение при подземной разработке.

Добытая рудная масса из очистных блоков электровозными средствами транспортируется к рудоспускам, разгружается в них и перепускается на нижний (концентрационный) горизонт в дробильную установку, из которой с помощью пластинчатого питателя поступает на ленточный конвейер.

Конвейерный подъем по сравнению со скиповым подъемом имеет следующие преимущества:

практически неограниченная производительность подъема при любой глубине разработки (до 30 млн. т руды в год);

возможность исключения рельсового транспорта и применения полной конвейеризации и автоматизации транспортирования и подъема добытой рудной массы в случае расположения дробильных установок в непосредственной близости от работающих блоков и доставки к ним недробленой руды с помощью конвейеров КСЛ или самоходного оборудования;

спуск в шахту и подъем на поверхность людей возможны по конвейерному стволу без применения подъемного оборудования в случае возникновения аварии в шахте;

осмотр и ремонт конвейерных установок в известных пределах, предусмотренных правилами безопасности, возможны без прекращения выдачи полезного ископаемого.

ленточные конвейерные установки работают непрерывно и требуют около 80% установленной мощности подъемных машин в вертикальных стволах;

упрощается поверхностный комплекс шахты в связи с отсутствием металлических и башенных копров и зданий подъемных машин.

Недостатки наклонных стволов с конвейерным подъемом заключаются в следующем:

увеличенная (в 3−4 раза) длина наклонного ствола по сравнению с вертикальным,

повышение коэффициента аэродинамического сопротивления на 30−40% по сравнению с вертикальными стволами и невозможность использования наклонных конвейерных стволов для общешахтного проветривания в виду необходимости монтажа более мощных общешахтных вентиляционных установок и ограниченной скорости движения воздушного потока (не более 4,0 м/сек) во избежание взметывания пыли с конвейерной ленты и попадания в шахту запыленного воздуха;

необходимость в подземных приводных станциях (пунктах перегрузки полезного ископаемого с конвейера на конвейер), требующих значительного объема камер и увеличения затрат на проходку ствола;

требуется тщательное наблюдение за потоком руды на питателе во избежание поступления на конвейер металлических предметов и возможности серьезных повреждений конвейера при недосмотрах;

необходимость перед поступлением рудной массы на конвейер в подземных дробильных установках, в то время как при скиповом подъеме и мягкой руде можно обойтись и без дробильных установок.

С учетом изложенных достоинств и недостатков наклонные стволы с конвейерным подъемом целесообразно применять в следующих условиях:

при проектировании очень крупных шахт с производительностью 6−8 млн. т руды в год и более, в то время как при скиповом подъеме потребовалось бы иметь два или несколько рудоподъемных стволов;

при необходимости централизованного подъема добытой рудной массы из нескольких объединенных шахт, в сумме имеющих очень большую производительность;

При применении наклонных конвейерных стволов для подачи свежего воздуха в шахту проводят вертикальные клетевые стволы, предназначенные одновременно для спуска и подъема людей, доставки материалов и оборудования. Выдача отработанного шахтного воздуха может осуществляться по наклонному конвейерному стволу или по второму вертикальному воздухоподающему стволу,.

3.2.4 Обоснование способа подготовки откаточных горизонтов и расчёт удельного объёма вскрывающих и подготовительных выработок

На современном этапе развития техники и технологии при разработке мощных крутопадающих рудных залежей широкое практическое применение получила ортово-штрековая подготовка откаточного горизонта с электровозным транспортом, её и принимаем на данном месторождении.

Для улучшения технологии выпуска доставки и транспортирования добытой рудной массы применяем в орто-заездах участковые комплексы подземного дробления,.

В зависимости от конфигурации рудной залежи и выбранной технологи ведения очистных работ добытая руда на откаточную выработку поступает сосредоточенно. Оно имеет место в погрузочным пункте горизонта из капитального рудоспуска, в точках пересечения пластов или рудных тел с откаточным квершлагом, а также при значительных расстояния между загрузочными пунктами из очистного пространства на откаточных штреках.

Горизонтальные горные выработки проводим прямоугольной формы, их достоинства: более полное использование поперечного сечения по сравнению с другими формами. Форму поперечного сечения горной выработки выбираем с учетом физико-механических свойств пород, величины и направление горного давления, материала и конструкции крепи, назначение и срока службы выработки.

3.2.5 Выбор системы подземной разработки рудной залежи

К системам разработки предъявляются те же требования, что и вообще к разработке месторождений. Применяемая система разработки должна обеспечивать безопасность ведения горных работ, их экономичность, наименьшие экономически и технически оправданные потери полезного ископаемого, охрану окружающей среды.

Соответствие системы разработки правилам безопасности подтверждается тем, что проект новой системы рассматривается и утверждается органами Ростехнадзора,.

Экономичность обеспечивает применение комплексной механизации и автоматизации всех производственных процессов, проведение наименьшего числа подготовительно-нарезных выработок и применение передовых методов организации труда.

Минимальных потерь полезного ископаемого достигают при правильном выборе систем разработки с учетом горно-геологических и горнотехнических условий.

В материальных и трудовых затратах на добычу руды до половины их и более приходится на ПНР и очистные работы. Поэтому весьма существенным показателем системы разработки служат затраты на подготовку и очистную выемку, а следовательно, и производительность труда на этих работах,.

В данных условиях целесообразно применить систему разработки этажного принудительного обрушения на компенсационные камеры и вибровыпуском руды.

Система разработки этажным принудительным обрушением с компенсационными камерами — это система разработки с обрушением руды и вмещающих пород, при которой вынимают со взрывной отбойкой и самотечной доставкой руду камеры для разрыхления взрывом остальной части блока, после чего обрушивают взрывом остальную часть блока и производят общий выпуск руды под налегающими породами.

Отбойка руды скважинная, реже минная, вибровыпуск.

Камерами вынимают 25−35% руды, остальную часть блока обрушивают с замедлением комплектами скважин.

Длина блока по простиранию 30−100 м и более (1−2 до 4−5 камер).

В блоке проходят выработки для выпуска и доставки руды и для бурения взрывных скважин.

Камеры вынимают камерной системой разработки.

В днище блока образуют воронки или траншеи шпурами или штанговыми скважинами.

Вместе с обрушением блока при необходимости обрушивают принудительно часть устойчивых налегающих пород для образования предохранительной подушки.

Сравнительная оценка:

Производительность труда забойного рабочего ниже по сравнению с системой этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой на 10−30%.

Достоинства:

извлечение «чистой руды» (без налегающих пород) из камер;

возможность совмещения работ в двух этажах при выемке камер.

Недостатки:

Две стадии выемки (камеры в первую очередь, а затем целики);

при массовом обрушении целиков показатели извлечения снижаются;

увеличивается выход негабарита;

возрастает объем ПНР,.

3.2.6 Проведение укрупнённого технико-экономического анализа подземной разработки рудной залежи и определение себестоимости добычи 1 тонны добытой рудной массы в целом при комбинированной разработке

Определим себестоимость руды, одной тонны добытой комбинированным способом

подземным способом, руб/т;

открытым способом (без затрат на вскрышные работы), руб/т;

выемка 1 м³ вскрыши С_В до глубины Нр:

где а₁-в₃ эмпирические коэффициенты соответствующие определенному типу работ

Согласно таблицы 8.5 (Справочник ОГР, К.Н. Трубецкой) принимаем:

а₁=0,963 а₂=0,84 а₃=0,75

в₁=0,005 в₂=0,0044 в₃=0,0048

руб/т,

руб/т,

руб/т

Q_О=131 778 747,2, т

Q_П=414 070 618,9, т

Q_В=368 442 693,7, т

,руб/т

1. Трубецкой К. Н. Справочник ОГР. — М.: Недра, 1999

2. Томаков П. И., Наумов. И. К. Технология, механизация и организация открытых горных работ.М., Недра, 1978.

3. Юматов Б. П. Технология открытых горных работ при комбинированной разработке рудных месторождений. — М.: Недра, 1985.

4. Шнайдер М. Ф., Вороненко В. К. Совмещение подземных и открытых разработок рудных месторождений. — М.: Недра, 1985

5. Казикаев Д. Н. Совместная разработка рудных месторождений открытым и подземным способами. — М.: Недра, 1967

6. Власкин Ю. К. Вскрытие и подготовка месторождений полезных ископаемых: Учеб. Пособие / СибГИУ. — Новокузнецк, 2001.

7. Власкин Ю. К. Специальные способы разработки месторождений полезных ископаемых

8. Синьчковский В. Н. Технология открытых горных работ: Учеб. Пособие. — Красноярск: Изд-во Краснояр. ун-та, 1989.

9. Шеховцов В. С. Системы подземной разработки рудных месторождений. Учеб. Пособие/СибГИУ. — Новокузнецк, 2003.