Обоснование оптимальной схемы вскрытия месторождения Гужумсай

7. Для каждого варианта устанавливаются годовые эксплуатационные расходы.

8. Определяются приведенные затраты и выбирается вариант

с наименьшими затратами.

3.2 Требования к схеме вскрытия

Графическое построение схемы вскрытия сводится к вычерчиванию не менее двух разрезов, позволяющих представить расположение

в пространстве и взаимосвязь всех вскрывающих выработок [25-29].

Для месторождения Гужумсай необходимо выполнить разрез

в крест простирания в районе главной вскрывающей выработки и план откаточного горизонта. В сложных случаях необходимо построить проекцию вскрывающих выработок на вертикальную плоскость по простиранию месторождения.

В соответствии с [30] при вскрытии и подготовке рудных тел

с помощью стволов необходимо предусматривать наличие в пределах шахтного поля не менее двух стволов, служащих выходами на поверхность, оборудованных механическими подъемами для спуска и подъема людей с каждого горизонта с разными направлениями вентиляционных струй.

Рудник должен иметь специальный ствол, оборудованный клетью для спуска крупногабаритных грузов, в том числе самоходного оборудования.

При вскрытии штольнями запасные выходы должны предусматриваться в соответствии с табл. 3.1 (приложение 2).

Вскрытие месторождения, расположенного под нижней вскрывающей штольней, следует производить двумя стволами, оборудованными механическими подъемами. Оба ствола должны обеспечивать подъем людей на поверхность с каждого горизонта. В случае невозможности проходки одного из стволов непосредственно на поверхность он может быть пройден до вскрывающей штольни. В сложных горных условиях по согласованию с Госгортехнадзором допускается проходка двух слепых стволов, но они должны выходить на две разные штольни.

При разработке крутопадающих месторождений этажами высотой более 70 м предусматривается один лифтовый подъемник на группу блоков протяженностью до 500 м. На таком же расстоянии друг от друга необходимо проходить восстающие, оборудованные лебедками для подъема на подэтажи материалов и оборудования.

При составлении схемы вскрытия необходимо решить такие важные вопросы, как выбор мест расположения основных вскрывающих выработок и, если это предусматривается схемой вскрытия, установление размеров охранных целиков в рудном массиве.

Места расположения основных вскрывающих выработок на поверхности выбираются в районах с благоприятными для проходки выработок горно-геологическими условиями. Они должны находиться вне возможной зоны сдвижения пород висячего бока или над месторождением с оставлением охранного целика. Выбор мест расположения вскрывающих выработок и определение размеров охранного целика осуществляется с учетом углов сдвижения пород и размеров предохранительных берм, которые принимаются в соответствии с данными практики и нормативными документами.

Если углы сдвижения неизвестны, то угол сдвижения пород при системах с обрушением рассчитывается по формуле [31]:

= 55є + 1,5є· f (3.2)

где f - коэффициент крепости пород.

Угол сдвижения пород лежачего бока ₁ определяется по формуле

₁ = 35є + 3,4є· f. (3.3)

Он должен составлять не более 60є при f 8 и не более 65є при f 8,

а также не должен превышать угла падения рудного тела.

Углы сдвижения в наносах и выветриваемых коренных породах принимают равными 40-50є.

Размеры предохранительных берм принимают в соответствии с табл. 3.2 (приложение 2).

При определении числа основных вскрывающих выработок учитываются схема их расположения относительно месторождения,

а также функции, выполнение которых должна обеспечивать схема вскрытия (подъем руды и породы, спуск и подъем людей и оборудования, спуск материалов, закладки, подача энергии, проветривание рудника, водоотлив, оборудование запасных выходов и т.п.). Кроме того, в соответствии с [30] должно быть предусмотрено определенное количество клетьевых подъемных установок для выполнения вспомогательных операций:

Производительность……………….………………….Количество

рудника, млн т/год…………….…клетьевых подъемов

До 1,0…………………………………….…………….………1

1,0-3,0…………………………………………………………….….2

3,0-5,0…………………………………………………………….….3

5,0-10,0…………………………………………………………….…4-5

3.3 Выбор сечений вскрывающих выработок

Размеры и форма сечений вскрывающих выработок должны обеспечивать их устойчивость и работу рудника в проектных параметрах (условия безопасности, производительность по добыче руды и выдаче породы).

По расположению в пространстве вскрывающие выработки делятся на вертикальные (главные и вспомогательные стволы, рудоспуски), наклонные (главные и вспомогательные стволы, автосъезды, уклоны, рудоспуски) и горизонтальные (квершлаги и штреки). Размеры сечений этих выработок, как правило, определяются габаритами транспортного и подъемного оборудования.

Сечения всех вскрывающих выработок определяются габаритами горного оборудования, например, параметрами вагонеток и электровозов (табл. 3.3, 3.4, приложение 2).

При небольшой производительности рудника (до 600 тыс. т/год)

и выдаче руды клетьевым подъемом необходимо осуществлять выбор типа вагонетки исходя из производственной мощности рудника. Для этого сначала определяют величину полезного груза в вагонетке g₀, при которой обеспечивается производительность рудника:

g₀ = A_ч / n_п, т, (3.4)

где А_ч - часовая производительность рудника; п_п - число подъемов клетей в течение часа.

Часовая производительность рудника рассчитывается по формуле

, т/ч, (3.5)

где К_р - коэффициент резерва производительности клетьевого подъема по выдаче горной массы (при наличии вспомогательного подъема К_р = 3, при отсутствии такового К_р = 4); А - производственная мощность рудника, т/год; А_п - количество пустой породы, выдаваемой на поверхность за год т/год (обычно составляет 10-20 % от производственной мощности рудника); Т_р - число рабочих дней в году (305 дней); t_п - продолжительность работы подъемной установки в течение суток (принимается в соответствии

с суточной продолжительностью добычных смен, но не более 18 ч).

Число подъемов клетей п_п в течение часа определяется по формуле

, шт, (3.6)

где п_в - число вагонеток (пустых и груженых), движущихся по стволу одновременно (зависит от числа клетей и количества этажей в них); t_к - продолжительность подъема клети, с; и - пауза для обмена вагонеток

в клетях, c.

Продолжительность подъема составляет [32]:

, с,(3.7)

где H_п - общая высота подъема, м.

Общая высота подъема рассчитывается по формуле

Н_п = Н_раз + h_п,

где Н_раз - глубина разработки, м; h_п - высота переподъема вагонеток на поверхности, м (в пределах 10 м).

Продолжительность паузы при механизированном обмене вагонеток на одном этаже клети составляет [32]:

Длина клети, м …………………………..………………………..Пауза, с

2,55……………………………………………………………………..20

3,1………………………………………………………………………25

4,5………………………………………………………………………30

6,5………………………………………………………………………40

При использовании двухэтажных клетей паузу для обмена вагонеток на одноэтажных приемных площадках удваивают и добавляют 10-20 с на перестановку клети.

Зная величину полезного груза, определяют необходимый объем вагонетки V:

, м³(3.8)

где k_р - коэффициент разрыхления руды (обычно k_р 1,5); _р - плотность руды в массиве, т/м³.

По табл. 3.3 (приложение 2)выбирается ближайшая бульшая по емкости стандартная вагонетка.

При скиповом подъеме руды для выбора сечения главного ствола необходимо знать параметры скипа, которые определяются его грузоподъемностью. Расчет параметров скипа производится аналогично расчету параметров вагонетки по формулам (3.4-3.8) с учетом следующих замечаний:

-если вместимость подземного бункера соответствует производительности рудника в течение 2,5 ч, коэффициент резерва грузоподъемности скипа принимается равным 1,3;

- если подъем руды и породы производится одним скипом, то

в подземном бункере должно быть оборудовано специальное породное отделение;

- при подъеме породы вагонетками или другим скипом величина А_п

в формуле (3.5) не учитывается;

- расчетное время работы одноканатной скиповой установки по выдаче горной массы при трехсменном режиме принимается продолжительностью не более 18 ч в сутки, а при многоканатном подъеме - в зависимости от высоты подъема:

Высота подъема, м………………..Суточная продолжительность работы

скипа, ч

До 800……………………………………………………………………..18

800-1 000…………………………………………..…………………..17,5

1 000-1 200….……………………………………………………….……17

1 200-1 400……………………………….……………………………16,5

1 400-1600………………………….………………………………..…..16

1 600-1 800……………………………………………………………15,5;

- общая высота подъема руды (формула 3.6) принимается с учетом глубины загрузочной камеры скипового подъема h_з, которая равна 20 м при отсутствии подземных камер дробления и 40-50 м - при их наличии;

- высота переподъема скипов h_п (см. формулу 3.6) равна 15-20 м для копров шатрового типа и 35-40 м - для башенных копров;

- продолжительность паузы для загрузки-разгрузки скипов принимается следующей [32]:

Вместимость……………………………………………………….Пауза, с

скипа, м³

3-4……………………………………………………..……………….7

5……………………..………………………………………………….8

6,4-7…………………………………………………………………..9

8………………..…………………………………………………….10

9,5……………………………………………………………..……..11

11……………………………………………………………..…….12

15………………………………………………………………..….15

17…………………………………………………………………….17

19…………………………………………………………………….19

20…………………………………………..……………………….20

25……………………………………………..…………………….25

35…………………………………………………..……………….35

55…………………………………………………………..……….45

Основные параметры скипов для горнорудной промышленности приведены в табл. 3.5 (приложение 2).

С учетом выбранного оборудования транспортировки и подъема руды принимается типовое сечение вертикального ствола. При этом необходимо учитывать, что в соответствии с ЕПБ [30, 33] суммарный зазор между вагонеткой и боковыми стенками клети должен составлять не менее 100 мм.

Сечения горизонтальных выработок принимаются с учетом габаритов транспортного оборудования и требуемых по ЕПБ зазоров.

В квершлагах и главных откаточных штреках необходимо предусматривать размещение электрокабелей и тсумопроводов для подачи сжатого воздуха (если на очистной выемке используется пневматическое оборудование) и технической воды. Количество рельсовых путей (один или два)

в этих выработках зависит от схемы подземного транспорта руды.

Как правило, на подземных рудниках горизонтальные выработки имеют сводчатую форму (рис. 3.1, приложение 2). Параметры выработки принимаются в соответствии с типовыми сечениями или рассчитываются по приведенным ниже формулам в зависимости от ширины выработки В, которая должна учитывать габариты транспортного оборудования и регламентированные ЕПБ зазоры для прохода людей.

Остальные параметры сечения выработки рассчитываются по следующим формулам:

1) высота свода h₀:

- при бетонной, набрызгбетонной крепи при f = 7-12 и при штанговой и комбинированной крепи при f = 4-9 - по формуле

;

- при набрызгбетонной крепи при f 12 и при штанговой и комбинированной крепи при f 9 - по формуле

;

2) высота выработки от почвы до верхней точки свода h_в - по формуле

h_в = h + h₀,

где h - высота вертикальной стенки выработки от ее почвы, м;

3) толщина слоя набрызгбетона t принимается:

- при набрызгбетонной крепи

t = 40-60 мм при f = 7-9;

t = 30-50 мм при f = 10-12;

t = 20-30 мм при f 12.

- при комбинированной крепи

t = 20-30 мм при f 4;

4) проектная ширина выработки в проходке B₁ - по формуле

B₁ = B + 2t;

5) проектная высота выработки в проходке H - по формуле

H = h_в + d₀,

где d₀ - расчетная толщина свода (можно принимать равной t);

6) радиус осевой дуги свода R - по формулам:

R = 0,692B (при );

R = 0,905B (при );

7) радиус боковой дуги свода r - по формулам

r = 0,262B (при );

r = 0,173B (при );

8) площадь поперечного сечения выработки в свету S_св - по формулам

S_св = B(h₁ + 0,26B) (при );

S_св = B(h₁ + 0,196B) (при ),

где h₁ - высота вертикальной стенки выработки от балластного слоя.

9) проектная площадь сечения выработки в проходке S_пр:

- без крепи и при штанговой крепи - по формулам

S_пр = B(h + 0,26B) (при );

S_пр = B(h + 0,196B) (при );

- при набрызгбетонной и комбинированной крепи - по формулам

S_пр = B₁(h + 0,26B₁) (при );

S_пр = B₁(h + 0,196B₁) (при ).

Вид крепи горизонтальной и наклонной выработки зависит от устойчивости пород. Горные породы в зависимости от их смещений

в приконтурной зоне поперечного сечения выработки за весь срок ее службы делятся на четыре категории [34]:

- I категория - устойчивые со смещением до 20 мм;

- II категория - среднеустойчивые со смещением до 100 мм;

- III категория - неустойчивые со смещением до 200 мм;

- IV категория - очень неустойчивые со смещением свыше 200 мм.

В горизонтальных и наклонных выработках, расположенных вне зоны воздействия очистных работ и других выработок, следует применять:

- для пород I категории устойчивости - анкерную или набрызгбетонную крепь толщиной не менее 30 мм; для монолитных, малотрещиноватых пород допускается оставлять выработки без крепи;

- для пород II категории устойчивости - монолитную бетонную крепь, комбинированную (набрызгбетон толщиной не менее 50 мм с анкерами

и металлической сеткой) или податливую и т. д.;

- для пород III и IV категорий устойчивости - сборную (тюбинговую и блочную) крепь, податливую, металлобетонную и анкер-металлическую.

Все горизонтальные выработки, в которых применяются рельсовые подвижные средства, должны быть обеспечены с одной стороны проходами для людей шириной не менее 0,7 м между стенкой (крепью) выработки, размещенным в выработках оборудованием и тсумопроводами и наиболее выступающими частями подвижных средств. С другой стороны зазор должен составлять не менее 0,25 м. Указанная ширина свободного прохода для людей должна быть выдержана по высоте выработки не менее чем на 1,8 м.

В выработках с конвейерной доставкой руды ширина прохода должна быть не менее 0,7 м с одной стороны и 0,4 м - с другой. Расстояние от возможного навала горной массы (руды), транспортируемой конвейером, до кровли или крепления выработок должно составлять не менее 0,3 м.

Ширина междупутья (расстояние между осями двух прямых параллельных путей) принимается такой, чтобы зазор между встречными электровозами (вагонетками) по наиболее выступающей кромке габарита электровоза (вагонетки) был не менее 0,2 м.

Почва выработки со стороны прохода для людей должна быть выровнена или иметь настил.

Ширина откаточных выработок при транспорте горной массы самоходным оборудованием, в том числе подземными самосвалами, должна приниматься с учетом зазоров между наиболее выступающей частью транспортного средства и стенкой (крепью) выработки или размещенным

в выработке оборудованием, составляющих 1,2 м со стороны прохода для людей и 0,5 м - с противоположной стороны. Зазор для прохода людей может быть уменьшен до 1 м в случае устройства ниш через 25 м или пешеходного трапа шириной 0,8 м на высоте 0,3 м.

Технические характеристики ленточных конвейеров для транспорта руды приведены в табл. 3.6 (приложение 2), подземных самосвалов - в табл. 3.7 (приложение 2) [35].

3.4 Проверка размеров сечений вскрывающих выработок по критерию допустимой максимальной скорости воздуха

Для определения скорости движения воздуха по выработке необходимо знать количество воздуха, проходящее через данную выработку и размеры сечения, через которое это количество воздуха проходит (вентиляционное сечение выработки).

В подземных рудниках скорость движения струи воздуха не должна превышать следующих значений:

а) в очистных и подготовительных выработках - 4 м/с;

б) в квершлагах, вентиляционных и главных откаточных штреках, капитальных бремсбергах и уклонах - 8 м/с;

в) в остальных выработках - 6 м/с;

г) в воздушных мостах (кроссингах) и главных вентиляционных штреках - 10 м/с;

д) в стволах, по которым производятся спуск и подъем людей и грузов, - 8 м/с;

е) в стволах, служащих только для подъема и спуска грузов, - 12 м/c;

ж) в стволах, оборудованных подъемными установками, предназначенными для подъема людей в аварийных случаях и осмотра стволов, а также в вентиляционных каналах - 15 м/с;

з) в вентиляционных скважинах и восстающих, не имеющих лестничных отделений, скорость воздушной струи не ограничивается.

Общее количество воздуха, необходимое для проветривания рудника, Q, должно быть не меньше величины, рассчитанной по каждому из следующих факторов [36]:

1. По максимальному числу людей, одновременно находящихся

в руднике:

Q_л = 6 п_л К_з, м³/мин, (3.9)

где 6 - норма расхода воздуха на человека, м³/мин; п_л - максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике; К_з - коэффициент запаса, который принимается равным 1,3-1,65.

Максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике, рассчитывается по формуле

, чел., (3.10)

где К_н - коэффициент неравномерности выхода рабочих в смену (принимается равным 1,05-1,10); Т_р - число рабочих дней в году (305);

t_см - число рабочих смен в сутки; П_р - производительность труда подземного рабочего, т/см (ориентировочно 5-10 т/см); А - годовая производительность рудника, т.

2. По количеству взрывчатых газов (метан, водород), выделяющихся

в шахте:

- для шахт I-III категорий

Q_г = q_н А_{г. м} К_з, (3.11)

где q_н - нормативное количество воздуха на 1 м³ горной массы, м³/мин;

А_{г. м} - суточная производительность рудника по горной массе, м³;

К_з - коэффициент запаса необходимого количества воздуха.

В зависимости от категории шахты по газоопасности q_н имеет следующие значения:

Категория шахты………………….Нормативное количество воздуха q_н

…………………………………………….…на 1 м³ горной массы, м³/мин

I………………………………………………………………………1,4

II……………………………………………………………………….1,75

III………………………………………………………………..……2,1

Сверхкатегорийная……………………………………….Не менее 2,1

Суточная производительность рудника по горной массе определяется по формуле

,(3.12)

где А_п - количество выдаваемой за год породы, т/год (обычно 10-20 % от производственной мощности рудника); _р и _п - плотность соответственно руды и породы, т/м³;

- для сверхкатегорийных шахт

, м³/мин, (3.13)

где q_г - коэффициент газообильности рудника на 1 м³ горной массы; с_д -допустимая концентрация газа по максимальному содержанию окиси углерода (с_д = 0,008 %) в исходящей струе (примечание. Для некатегорийных шахт данный расчет не производится).

3. По расходу взрывчатого вещества (ВВ):

, м³/мин, (3.14)

где J_ВВ - газовость ВВ, м³/кг (в пересчете на условную окись углерода составляет 0,04 м³/кг); M_ВВ - масса одновременно взрываемого ВВ, кг; t_п - продолжительность проветривания после взрыва, мин (обычно не более 30 мин).

В соответствии с ЕПБ в расчетах должно приниматься максимальное количество одновременно взрываемого ВВ, величина которого равна:

а) всему количеству ВВ, расходуемому в двухчасовом междусменном перерыве с проведением взрывных работ в течение 30 мин в его начале. При этом расходуемое на протяжении смены ВВ (вторичное дробление, проходка отдельных выработок и др.) в указанный расход не включается, если оно меньше количества ВВ, взрываемого в указанный перерыв.

Количество ВВ, расходуемое на протяжении смены, определяют по формуле

, кг, (3.15)

где А_см - сменная производительность рудника, т/см; q_I - удельный расход ВВ, кг/м³.

Сменная производительность рудника определяется по формуле

, т/см, (3.16)

где п_д - число добычных смен в сутки.

Удельный расход ВВ принимается в зависимости от крепости руды:

Коэффициент крепости, f………………….…Удельный расход ВВ, кг/м³

< 4……………………………………..………………………………….0,3

4-6…………………………………………………………..…………0,5

7-9…………………………………………………..…………………0,8

10-14………………………………………………..…………………1,0

15-18……………………………………………..……………………1,4

19-20…………………………………………….………………………1,8;

б) при 6-7-часовой смене, когда максимальным количеством взрываемого ВВ на протяжении смены является расход на вторичное дробление и на проходку выработок, в расчетах следует принимать ¹/₃ этого ВВ (при условии, что данное количество ВВ больше расходуемого в течение междусменного перерыва). Расчет количества ВВ производится по формуле

, кг/см, (3.17)

где q_II - удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т; - среднесменный объем горной массы, отбиваемый при проходке выработок, м³; q_в - удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³.

Удельный расход ВВ на вторичное дробление учитывается при скважинной отбойке и зависит от крепости руды. Величина удельного расхода изменяется в пределах:

Коэффициент крепости, f……..………..Удельный расход ВВ, кг/м³

2-6………………………………………………………………….0,17

6-8…………………………………………………..……………….0,175

8-10…………………………………………………………….………..0,18

Среднесменный объем горной массы, отбиваемый при проходке выработок, рассчитывается по формуле

, м³/см, (3.18)

где q_в - удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³ (зависит от крепости руды, типа ВВ, площади забоя).

При площади забоя 10-12 м² удельный расход ВВ изменяется в пределах:

Коэффициент крепости, f…………………….Удельный расход ВВ, кг/м³

2-3………………………………………………………………..……0,9

4-6…………………………………………………..1,9

10-12…………………………………………………………..………2,5

13-15………………………………………………………………..……3,0

16-18………………………………………………………………..……3,6

19-20……………………………………………………….………….4,1

в) при трех- и четырехчасовом междусменном перерыве и условии, что взрывные работы будут закончены в течение часа после начала перерыва, - все количество ВВ, расходуемое в течение междусменного перерыва. В этом случае время на разжижение ядовитых продуктов взрыва до 0,008 % по объему при пересчете на окись углерода может быть принято равным 60 мин.

4. По пылевыделению при производственной мощности рудника соответственно до 0,9 млн т /год и более:

Q_п = 90 + 46,5 А;

Q_п = 195 А, м³/с, (3.19)

где А - производственная мощность рудника, млн т/год.

5. По разбавлению выхлопных газов, выделяемых машинами

с двигателями внутреннего сгорания, до санитарных норм:

Q_м = 6,8 W_м N_м, м³/мин, (3.20)

где 6,8 - нормативное количество воздуха на 1 кВт мощности двигателя, м³/мин; W_м - мощность двигателя, кВт; N_м - число машин с двигателями внутреннего сгорания, шт.

При выборе способа вскрытия, предусматривающего выдачу руды

и породы автосамосвалами, их количество N_ас рассчитывается по формуле

, шт., (3.21)

где Р_ас - сменная производительность автосамосвала, т/см.

Сменная производительность автосамосвала рассчитывается по формуле [35]

, т/см, (3.22)

где V_к - вместимость кузова, м³; k_н - коэффициент наполнения кузова

(k_н = 0,95-1,2); k_г - среднестатистический коэффициент использования грузоподъемности машины (k_г 0,8-0,95); k_р - коэффициент разрыхления руды; Т_см - продолжительность смены, мин; Т_п.з - время на подготовительно-заключительные операции, мин (40-50 мин); t_р - продолжительность рейса, мин.

Продолжите льность рейса определяется по формуле

t_р = t_н + t_разг + t_ож + k_д (t_г+ t_п), мин, (3.23)

где t_н - нормативная продолжительность загрузки автосамосвала, мин; t_разг - продолжительность разгрузки автосамосвала, мин (t_разг = 1,5-1,8 мин); t_ож - время ожидания у мест погрузки или разгрузки, мин (2-4 мин); k_д - коэффициент неравномерности движения (k_д 1,1); t_г и t_п - время движения соответственно груженой и порожней машины, мин.

Продолжительность загрузки автосамосвала рассчитывается по формуле

,

где Р_п - техническая производительность погрузочной машины или установки, м³/мин (производительность погрузочной машины типа ПНБ3К Р_п = 3 м³/мин, типа ПНБ3Д2 - 4,5 м³/мин).

Общее время движения груженой и порожней машины ориентировочно составляет:

, мин,

где L_тр - длина трассы, м (принимается максимальной - до наиболее отдаленного пункта погрузки); v_ср - средняя скорость движения автосамосвала, км/ч (10-12 км/ч).

Длина наклонного автосъезда L_ас определяется по формуле

L_ас = L_н + п_п l_п, м,

где L_н - длина наклонного участка автосъезда, м; п_п - количество горизонтальных участков длиной не менее 40 м или поворотов наклонного съезда, которые планируют закладывать через каждые 600 м, шт.; l_п - длина горизонтального участка или поворота автосъезда, м.

Длина наклонного участка автосъезда определяется по формуле

,

где Н_ас - перепад между верхней и нижней высотными отметками автосъезда, м; - угол наклона автосъезда (около 6° у автосъездов для подъема руды и породы и 10-12° - в остальных случаях).

Количество горизонтальных участков длиной не менее 40 м или поворотов наклонного съезда рассчитывается по формуле

.

Для определения скорости движения воздуха по выработкам принимается наибольшее из рассчитанных значений его расхода.

Количество воздуха, проходящее через конкретную выработку, определяется на основании схемы проветривания рудника. Данная схема учитывает, что в одновременной работе находится несколько этажей, на каждый из которых подается определенная часть общего расхода воздуха.

При выборе схемы вскрытия месторождения скорость движения воздуха по воздухоподающим и воздуховыдающим вскрывающим выработкам, главным и вентиляционным квершлагам, а также по главным откаточным штрекам сопоставляется с допустимой скоростью в этих выработках в соответствии с требованиями ЕПБ [33, 37].

Расчет скорости движения воздуха производится по формуле

, м/c, (3.24)

где Q_в - количество воздуха, проходящего через выработку, м³/мин; S_вент - вентиляционное сечение выработки, м² (у стволов с ходовыми отделениями оно составляет около 80 % от сечения в свету, для остальных выработок оно определяется по их сечению в свету за вычетом доли площади сечения, занимаемой балластом, дорожным покрытием, тротуарами и т. п.).

В случае если рассчитанная скорость будет больше предельно допустимой в соответствии с [33, 37], сечение выработки должно быть увеличено до необходимых размеров.

Основные выводы

1. Общая схема расчетов при выборе варианта вскрытия месторождения Гужумсай заключается в определении производственной мощности рудника, составлении схем вскрытия, определении сечения всех вскрывающих выработок, расчете капитальных затрат для каждого варианта вскрытия, установлении годовых эксплуатационных расходов и определении приведенных затрат с выбором варианта с наименьшими затратами.

2. Рассмотрены технологические схемы вскрытия и подготовки месторождения Гужумсай. Рекомендована методика расчета основных параметров рудника и выбора способа вскрытия.

4. Исследование технические приемлимых систем разработки и выбор оптимальной схемы вскрытия месторождения Гужумсай

4.1 Обоснование и расчет производственной мощности и срока службы рудника

Годовая производительность горного предприятия является одним из важнейших параметров разработки месторождений и, следовательно, ведущим показателем оценки природного ресурса. Годовая производительность рудника определяет срок эксплуатации месторождения, капиталовложения для его освоения, уровень эксплуатационных расходов, величину ежегодной прибыли и другие технико-экономические показатели разработки природного ресурса [2, 4, 13-15]

Для установления производительности горного предприятия основное значение имеют:

- запасы месторождения и их количество;

- горнотехнические условия развития добычи руды, сроки освоения и разработки данного объекта;

- разведанность природного ресурса и геологические перспективы увеличения запасов.

Вопросы, связанные с производительностью рудника, глубоко и всесторонне исследованы академиком М.И. Агошковым. Различают годовую производительность предприятия по горным возможностям и экономически целесообразную (оптимальную) производительность.

Производительность по горным возможностям характеризует верхний предел годовой добычи полезного ископаемого на рассматриваемом месторождении (или его части) при данном уровне развития научно-технического прогресса.

Экономически целесообразной (оптимальной) считается годовая производительность, при которой достигаются наилучшие экономические показатели эксплуатации месторождения.

Годовая добыча рудника, которая может быть достигнута по горным возможностям, зависит от следующих факторов:

- геологические, определяющие индивидуальную характеристику данного месторождения - число рудных тел, их форму, размеры, углы падения, глубину залегания, физические свойства руды и вмещающих пород, гидрогеологические условия, рельеф поверхности;

- организационно - технические, включающие техническую оснащённость рудника и средства механизации горных пород, число рабочих дней и смен в году, скорость проходки горнокапитальных и подготовительных выработок.

Производительность расширяемого рудника по горным возможностям рассчитывается по формуле:

А_г = V · K₁ · K₂ · K₃ · K₄ · S · г · K_п / K_р; тыс. т / год,(4.1)

где V - среднее годовое понижение уровня выемки, V=19 м/год; K₁ - поправочный коэффициент, учитывающий угол падения рудного тела, K₁=1,1; K₂ - поправочный коэффициент, учитывающий мощность рудного тела, K₂=1,3; K₃ - поправочный коэффициент, учитывающий применяемую систему разведки, K₃=1,0; K₄ - поправочный коэффициент, учитывающий количество этажей одновременной работы, K₄=1,0; K_п - коэффициент учитывающий потери руды, K_п=0,96; K_р - коэффициент учитывающий разубоживание руды, K_р= 0,82; S - средняя величина рудной площади этажа, S=7,7 т/мІ; г - средняя плотность руды, г=2,71 т/мі; А_г =654,1 тыс. т/год.

Коэффициент использования рудной площади при этом составляет ш=0,2, что согласуется с НТП.

С учётом необходимости обеспечения потребности Марджанбулакской золотоизвлекательной фабрики по руде в количестве 500 тыс. т/год, а также пропорциональной выемки золотосодержащих и золотосеребряных (упорных) руд при существующем их распределении по эксплуатационным горизонтам, принята годовая производительность расширяемого рудника по руде на уровне - 650 тыс. т/год с выдачей 500 тыс. т/год золотосодержащих руд и 150 тыс. т/год золотосеребряных (упорных) руд.

На выбор режима работы расширяемого рудника оказали влияние технические возможности существующего горного комплекса. Для обеспечения принятой в ГЭО производительности требуется замена вагонеток ВГ-1,2, ВГ-1,3 на более ёмкие. При переходе на вагонетку ВГ-2,2 и допустимых скоростях подъёма по стволам принятая производительность может быть обеспечена при трехсменной работе по выдаче горной массы. Переход на двухсменный режим работы по выдаче руды сопряжен с переходом на вагонетку ВГ-4,0, колею 750 м, выработки большого сечения и другими, связанными с этими затратами. Резко сокращается возможность использования существующего горнотехнического комплекса: невозможно будет использовать штольню капитальную и бункерную эстакаду, существующие разведочные выработки и т.д.

Переход на вагонетки ВГ-2,2 осуществляется без остановки действующего добычного участка и позволяет максимально использовать существующий горнотехнический комплекс при обеспечении принятой в ТЭО производительности расширяемого рудника.

4.2 Вскрытие и подготовка месторождения

Схема вскрытия месторождения Гужумсай зависит от природных и технологических факторов, в частности, от рельефа местности, промышленных запасов руды месторождения; горизонтальной эксплуатационной площади рудных тел, глубины залегания месторождения от поверхности.

Схему вскрытия месторождения выбирают сопоставляя технико- экономические характеристики нескольких вариантов:

1. Производят компоновку всех схем вскрытия, подлежащих экономическому сравнению, и по чертежам определяют длину капитальных горных выработок.

2. Определяют капитальные затраты на провидение горных выработок, строительство поверхностных сооружений и приобретение оборудования.

3. По каждому варианту составляют календарный план строительства и приводят капитальные затраты к сроку окончания строительства.

4. Определяют эксплуатационные затраты по подъёму, водоотливу, транспортированию руды и поддержанию выработок.

5. Определяют сумму капитальных затрат, отнесённую к объёму извлекаемых запасов (приведённых капитальных затрат), и эксплуатационных расходов на 1 т руды.

6. Вариант, при которой сумма приведённых капитальных затрат и эксплуатационных расходов будет минимальной, принимают в качестве основного.

Годовая производительность и срок существования рудника определяет и основные размеры вскрывающих выработок. По размерам площади поперечных сечений и длина стволов шахт, околоствольных дворов и околоствольных выработок капитальных квершлагов, штреков, восстающих устанавливает сроки вскрытия и подготовки этажа.

При экономическом сравнении учитываем только те статьи эксплуатационных расходов и капитальных затрат, которые различны в сравниваемых вариантах и оказывают существенное влияние на их стоимость. Помимо экономической оценки при выборе варианта учитывают сроки вскрытия, удобству эксплуатации месторождения, технические и организационные затруднения и другие обстоятельства, способные повлиять на приемлемость того или другого варианта.

Выбор варианта вскрытия связан с выбором типа подъёма, вида подземного транспорта, типа и ёмкости вагонеток, схем проветривания, обеспечивающей нормальную вентиляцию рудника, расположения водоотливных устройств.

Вместе с тем расчёт вентиляции рудничного транспорта и водоотлива зависит от принятого способа вскрытия.

Вопрос о месте заложения вскрывающих выработок решаем в такой последовательности.

Сначала намечаем расположение рудовыдачных выработок, удобное в отношении топографических условий местности, подхода подземного и поверхностного транспорта. Если возникает вопрос об оставлении околошахтного охранного целика руды, определяем его размеры по устойчивым углам сдвижения горных пород и подсчитываем оставляемые в нём запасы руды и полезных компонентов. На основании подсчётов решаем вопрос об оставлении охранного целика или о заложении вскрывающих выработок за пределами зоны сдвижения.

Места расположения вспомогательных вскрывающих выработок определяем в соответствии с их назначением.

Ствол, как основной выдачной при существующей схеме вскрытия в условиях расширения рудника, может обеспечить производительность по руде 500 тыс. т/год. Для отработки нижележащих горизонтов рассматривались варианты схем вскрытия, максимально использующие существующий горнотехнический комплекс рудника, учитывающие конфигурацию рудного поля на всех горизонтах и распределение запасов по рудным телам, а также не допускающие остановок действующего рудника в период реконструкции.

Способ проветривания - нагнетательный, схема проветривания - фланговая. Подача свежего воздуха через ствол Главный, у устья которого строится новая вентиляторная главного проветривания.

Вариант 2 - строительство нового ствола и углубка имеющегося ствола, на флангах- строительство вентиляционных восстающих, а в районе ствола №10 - вентиляционно - мефтовых восстающих с мефтами ГПЛК.

Ствол Главный-2 служит для выдачи всей горной массы. Ствол Главный выполняет функции вспомогательного ствола и служит для спуска-подъёма людей, материалов и оборудования.

В вариантах вскрытия 1 и 2 требуется проведение на каждом горизонте протяженных (от 520 до 750 м) двух путевых (сечение вчерне 11,2; 12 мІ) квершлагов в ТЭО рассмотрен третий вариант вскрытия.

Вариант 3 - повторяет схему вскрытия по варианту 1 и отличается углубкой ствола Главный до гор. 480 м и строительством слепого ствола с гор. 480 м. до гор. 240 м. Слепой ствол приближен к рудным типам 1, 1а, 11, 17 и проходится квершлага ствола Главный на гор. 480 м.

Заложение слепого ствола с гор. 480 м обусловлено, тем, что начиная с этого горизонта рудная зона меняет конфигурацию в плане от площадкой, разбросанной до вытянутой в широтном направлении полосы, представленной рудными телами 1, 1а, 11, 17.

Второй вариант вскрытия имеет следующие дополнительные преимущества:

- содержание одного выделенного ствола вместо трёх по первому и третьему вариантам;

- концентрация грузового и вспомогательного подъёмов на одной промплощадке вместо трёх по другим вариантам;

- проветривание выделенного ствола Главный-2 исходящей струей воздуха;

- спуск и подъём людей по свежей струе воздуха ствола Главный;

- содержание одного типа рудничных вагонеток ВГ-2,2 вместо трёх типов по другим вариантам: для выдачи руды по стволу Главный - ВГ-2,2, для выдачи руды по стволу №10 - ВГ-1,2, ВГ-1,3, для выдачи породы по стволу Вспомогательной - 2 ;

- упрощается схема транспорта, материалов, людей и оборудования.

Кроме того, золото-серебряные руды с точки зрения подземной откатки, не транспортируют только к стволу №10. Проведённый анализ показал, что 47% их транспортируют к стволу №10 и 53 % - к стволу Главный.

Зона опасного влияния горных разработок при системах отработки с естественным поддержанием очистного пространства отстроена от нижней границы балансовых запасов принятых к отработке. Углы сдвижения горных пород определены на основе «Временных правил охрана сооружений природных объектов от вредного влияния подземных горных выработок на месторождениях руд редких металлов» ВНИМИ, 1981 и составляют:

- со стороны висячего бока в¹=70є;

- со стороны лежачего бока в=70є;

- по простиранию д=70є.

Все вновь проектируемые здания и сооружения размещены вне зоны сдвижения горных пород.

Существующие здания и сооружения также расположены вне зоны сдвижения пород, который на восточном фланге месторождения частично попадает в зону сдвижения пород при отработке рудное тело 15 и 26. В связи с этим блоки 15-34-37- С1; 15-38, 39-С2; 15-44-17- С1, 15-48- С2; 15а-1,2- С1, 15а-3- С2, 26-1+4- С1, 26-5- С2, отрабатываются системой с закладкой выработанного пространства. Запасы этих блоков относятся к классу мощности до 3-х метров и составляют 3% от всех эксплуатационных запасов. Руды этих блоков относятся к золотосеребряному (сульфидному) типу.

Основные факторы, влияющие на выбор способа подготовки: угол падения, нарушенность месторождения, газоносность, водоносность, а также размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания и др.

Основное требование к подготовке месторождения - выбрать такие способы подготовки и систему разработки, чтобы число подготовительных и нарезных выработок было минимальным. В лучшем случае оно равно 2-3 м на 1000 т добытой руды, в худшем - до 10-15 м.

Подготовка и нарезка месторождения должны быть произведены так, чтобы обеспечивалось хорошее проветривание очистных выработок, соблюдались правила безопасного ведения горных работ, затраты на подготовку были минимальными, обеспечивалось благоприятные условия для доставки оборудования, материалов и людей.

При разработке крутых и крутонаклонных залежей шахтное поле делят на этажи, а этажи - блоки.

Подготовка рудных месторождений включает подготовку горизонтов (этажей или панелей) и подготовку отдельных очистных блоков.

Подготовка горизонтов заключается в разделении шахтного поля на участки, в пределах которых затем проводят подготовительно-нарезные выработки и ведут очистную выемку.

Крутые наклонные залежи горизонтальными подготовительными выработками (штреками и ортами) разделяют на этажи, длина которых соответствует длине шахтного поля по простиранию. Горизонты, на которых расположены эти выработки, называются этажными.

Расстояние по вертикали между штреками, ограничивающими этаж, называется высотой этажа. Она колеблется от 30-40 до 80-100 м, а иногда достигает 200-250 м.

Высота этажа зависит от горно-геологических факторов. Если месторождение имеет выдержанные элементы залегания (форму, размеры, угол падения), то высоту этажа принимают большой; если эти элементы резко меняются - высоту этажа принимают минимальной.

За этот промежуток времени, в течении которого отрабатывают один этаж, нужно подготовить новый.

Учитывая вышеперечисленное для месторождения Гужумсай необходимо применить этажный способ подготовки. Высота этажа при этом должна быть 45 м.

Расчет безопасной толщины барьерного целика приближенно может быть рассчитан по формуле, предложенной В.Д. Слесаревым:

,(4.2)

где г - удельный вес пород, Н/мі; ? - пролет камеры, м; у_р - предел прочности пород на растяжение, Па.

Для условий месторождения Гужумсай толщина барьерного целика составит h=75 м.

Этажи, как правило, разрабатывают сверху вниз, т.е. первым отрабатывают тот, который ближе к поверхности, затем следующий за ним.

В целях обеспечения независимой одновременной работы доставки и транспортирования руды необходимо использование так называемых концентрационных горизонтов, на которые перепускается руда с вышерасположенных промежуточных горизонтов. При этом транспорт руды к шахтному стволу производится только по концентрационным горизонтам конвейерами, а расположенные между ними промежуточные этажные горизонты служат для подготовки очистных блоков, вспомогательного транспорта (для перевозки людей, материалов и оборудования), проветривания и прокладки кабелей и трубопроводов. Транспортный концентрационный горизонт обычно обслуживает 2-4, а иногда и больше этажей. Срок службы его значительный, что дает возможность оборудовать горизонт капитально.

Рудоспуски, ведущие на концентрационный горизонт, проходят по рудному телу или в непосредственной близости от него. Один рудоспуск может обслуживать часть блока, весь блок или группу блоков. Обычно они не крепятся и могут иметь ответвления, чтобы сократить длину механизированной доставки. Рудоспуски служат бункерной емкостью между процессами доставки и транспортирования, в них происходит дополнительное измельчение рудной массы и усреднения ее качества.

Этаж по длине с помощью восстающих разбивают на выемочные очистные блоки. Восстающие обеспечивают доступ к расположенным на разных уровнях по высоте подготовительно-нарезных и очистным выработкам блока.

Границы между выемочными блоками смежных этажей бывают горизонтальными или наклонными. Расположены они несколько выше соответствующих этажных горизонтов, так как днище блока (временный целик) обычно отрабатывают вместе с запасами блока нижележащего этажа.

4.3 Система разработки месторождения

Система разработки характеризуется следующими основными технико-экономическими показателями:

1. Производительность труда забойного рабочего по системе с учетом подготовительно-нарезных работ, т/см (мі/см);

2. Производительностью блока, т/мес. (мі/мес.);

3. Потери руды, %;

4. Разубоживанием руды, %;

5. Расходом подготовительно-нарезных выработок, м/1000 т (мі/1000 т) подготовленного запаса.

Также учитываются материально-трудовые затраты (у.е./т рудной массы) и удельные (на 1 т рудной массы) капиталовложения (у.е./год).

На выбор системы разработки в конкретных условиях влияют геологические, организационные и технические факторы, определяющими из них являются: форма залегания; мощность рудного тела; угол падения; тип и свойства боковых пород; газоносность и водоносность месторождения; глубина ведения горных пород; способы и средства механизации.

Правильно выбранная система разработки должна удовлетворять требованиям безопасности, интенсивности и экономичности разработки месторождения.

При выборе систем разработки для условий месторождения Гужумсай отбираем те, которые технически приемлемы в рассматриваемых условиях, за тем те из них, которые конкурентоспособны. И, наконец, из них выбираем одну наиболее эффективную.

Технически приемлемыми системами разработки для освоения месторождения Гужумсай подземным способом являются: система разработки с маганизинированием руды, система разработки подэтажными штреками, система разработки с этажным и подэтажным обрушением.

Из этих технически приемлемых систем разработки наиболее эффективным для условий месторождения Гужумсай является система разработки с магазинированием руды и система подэтажных штреков.

Системы разработки приняты с учетом горно-геологических условий и используемые на руднике.

Рудное тело месторождения типично жильные с крупным падением 60-90є характеризуются изменчивостью мощности, как по падению, так и простиранию, наличием большого числа разрывных нарушений и неравномерным распределением полезного компонента.

Рудовмещающими являются граносиениты и метаморфизированные песчано-сланцевые породы с коэффициентом крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконов - 13-15. Объёмный вес руд:

- золотосодержащих - 2,65т/мі, золотосеребряных - 2,96 т/мі, средний - 2,71 т/мі, пород - 2,65 т/мі. Влажность руды и пород до 1%. Руды не склонны к слеживанию.

Распределение запасов по классам мощностей приведено в табл. 4.1 (приложение 3).

Для отработки рудное теломощностью до 5 м, как наиболее оптимальная, принята система с магазинированием руды и шнуровой отбойкой.

В зависимости от мощности рудного тела, система с магазинированием руды принимается в двух вариантах:

- для отработки участков рудное тело мощностью до 0,8 м - блоковое магазинирование без оставления целиков;

- для отработки участков рудное тело мощностью 0,8-5 м - камерное магазинирование с массовым расстрелом целиков на открытие камеры;

- для отработки рудное тело с целью охраны земной поверхности предусматривается система горизонтальными слоями с закладкой мощность этих рудных тел относится к классу от 0,8 до 3,0 м;

- для отработки рудных тел мощностью более 5 м предусматривается система разработки подэтажными штреками со скважинной отбойкой руды высота подэтажа - 10-15 м.

Удельные значения систем разработки в общем объёме добычи руды по месторождению приведены в табл. 4.2 (приложение 3).

Каждый из двух вариантов систем с магазинированием применяется в двух модификациях по способу доставки руды:

- с доставкой руды собственным весом выбровыпуском, а в случае безцеликовой выемки через люки, при рудной (штрековой) подготовки:

- со скреперной доставкой в кровле откаточных выработок при полевой (ортовой) подготовке. Параметры система разработки с магазинированием руды:

- длина блока по простиранию - 60 м;

- высота блока - 60 м;

- ширина блока - равно мощности рудное тело;

- толщина днища -5-7 м;

- толщина потолочины - 4-6 м;

- ширина междукамерных целеков - 6-8 м;

- расстояние между выпусными дучками - 4-5 м.Подготовка блоков к очистной выемки при системе с магазинированием руды заключается в проведении откаточного рудного или полевого штрека, ортов-заездов, блоковых восстающих на флангах, при штреков скреперования, выпускных дучек и воронок.

Отбойки руды - мелкошпуровая, с бурением восстающих шпуров телескопными перфараторами.

Параметры системы разработки с горизонтальными слоями с закладкой:

- длина блока по простиранию - 60 м;

- высота блока - 60 м;

- высота слоя -2,0-25 м;

- толщина надштрекового целика - 4,0 м.

Параметры системы разработки подэтажными штреками:

- длина блока по простиранию - 60 м;

- высота блока - 60 м;

- ширина блока - равна мощности рудное тело;

- ширина междукамерных целиков - 8 м;

- расстояние между погрузочными ортами - 10 м;

- высота подэтажа - 10-15 м.

Подготовка блоков к очистной выемки при системе подэтажных штреков состоит в проведении полевого откаточного штрека, материально-ходового восстающего, рудоспуска, ортов-заездов, блоковых восстающих, доставочного штрека с разгрузочной камерой рудоспусков, погрузочных ортов.

Отбойка руды предусматривается глубокими скважинами. Веера скважин располагаются в вертикальной плоскости и разбуриваются из подэтажных штреков. Отбита руда аккумулируется в траншейной подсечки на горизонте доставки и помощью погрузочно-доставочной машины ПТ-4 доставляется блоковому рудоспуску, по которому поступают на откаточный горизонт.

Эксплуатационные потери руды при принятой системах разработки будут вкладываться из не отбитой руды на контактах рудное тело с породой и отбитой руды, теряемой при выпуске разубоживание руды будет за счёт попадания пустых пород и некондиционных руд при отбойке и выпуске.

В результате расчётов потерь и разубоживания по классам мощностей элементам эксплуатационных блоков в зависимости от применяемых системами разработки средние по месторождению показатели потерь определились на уровне 5,6 % и разубоживания -18 % эти величины потерь и разубоживания и приняты для расчёта эксплуатационных запасов.

В соответствии с принятыми системами разработки для параллельных сближенных в плане рудных тел целесообразно полевая подготовка с ортами - заездами, а для одиночных рудное тело - подготовка рудными штреками. Анализ взаимного расположения рудное телов плане показал, что полевая подготовка целесообразна для 73% эксплуатационных блоков месторождения, а рудная штрековая - для 27%.

К подготовительным выработкам отнесены:

- полевые и рудные штреки S_вч -5,9-6,2 мІ;

- блоковые восстающие S_вч - 4,0-6,6 мІ;

- орты-заезды S_вч -5,9-6,2 мІ;

- штреки скреперная - 4,9 мІ;

...