Годовую производительность определяют по горным возможностям и по экономически целесообразному сроку существования рудника.

Годовую производительность рудника по горным возможностям определяют с учетом угла падения залежи.

При угле наклона рудного тела более 30⁰ :

(3)

где Аг- годовая производительность проектируемого рудника, т/год;

V - среднее годовое понижение очистной выемки по всей рудной площади, м/год; принимаем V= 12 м/год;

К₁, К₂, К₃, К₄ - поправочные коэффициенты, учитывающие, соответственно, угол падения и мощность рудного тела, применяемую систему разработки и число этажей, находящихся в одновременной работе , принимаем К₁=1,1; К₂=0,6; К₃=0,75; К₄=1,4;

П ,Р - планируемые величины потерь и разубоживания руды, д.ед.

Аг = 12·1,1·0,6·0,75 ·1,4·33520 · 3,81=1412350 т/год.

Определим расчетный срок существования рудника по формуле:

, (4)

.

Соотношение годовой производительности рудника и расчетный срок существования лет соответствует нормативам.

Принимаем срок существования рудника лет, при годовой производительности

3. Выбор и обоснование рациональной системы разработки

Задача системы разработки - определить в пространстве и времени порядок ведения подготовительных и очистных работ.

На большинстве рудных месторождений по геологическим и горно-техническим факторам можно применять различные классы систем разработки.

Выбор системы разработки проводят методом исключений, т.е. рассматривают возможность применения на данном месторождении или его части всех существующих методов разработки и исключают те из них, условия применения которых не соответствует горно-геологическим факторам.

Все факторы условно делят на две группы: постоянные и переменные.

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

Переменные факторы: ценность полезного ископаемого, склонность руды к слёживанию, окислению, самовозгоранию, возможность нарушения внешней поверхности в результате разработки: минералогический состав вмещающих пород; наличие в теле порядных включений и забалансовых руд; характер контактов рудного тела с вмещающими породами, глубина разработки.

Методом исключения по таблице 2 выбираем возможные к применению по горно-геологическим условиям системы разработки. Получаем следующие способы:

- система разработки подэтажных штреков;

- этажно-камерная система разработки;

- система разработки с магазинированием глубокими скважинами;

- система разработки горизонтальных слоев с закладкой;

- система разработки с камерной выемкой и закладкой;

- система разработки слоевого обрушения.

Так как при использовании системы разработки подэтажных штреков, этажно-камерной системы разработки, системы разработки с магазинированием глубокими скважинами, потери и разубоживание составляют от 5% до 15%, то эти системы исключаем из списка возможных. Если использовать систему разработки с камерной выемкой и закладкой, то при выемке запасов камер второй и последующих очередей ухудшается качество отбойки, повышается разубоживание рудной массы закладочным материалом и вмещающими породами, не выдерживаются проектные контуры камер, что нарушает порядок отработки и может вызвать аварийную ситуацию; увеличивается выход негабарита, снижающий производительность оборудования на доставке и, в конечном итоге, это влечет возрастание затрат на очистную выемку в целом. Применение системы горизонтальных слоев с закладкой связанно со значительными затратами, поэтому ее используют в тех случаях, когда другие системы не применимы из за высоких потерь.

Проанализировав и сравнив данные системы, принимаем решение для данных горно-геологических условий применить систему разработки слоевого обрушения, т.к именно эта система является наиболее рациональной по сравнению с другими системами, наиболее производительной, эффективной и безопасной для данных горно-геологических условий.

3.1 Система разработки слоевого обрушения

месторождение рудник производственный выработка

Слоевое обрушение (рисунок 2) применимо при неустойчивых породах и при произвольном контуре рудного тела, обычно используется на богатых рудных залежах. Месторождение, в результате вскрытия, разделяют на этажи высотой 50 метров. Этажи погашают последовательно в нисходящем порядке. Этаж по простиранию разделяют на блоки, которые отрабатывают слоями, начиная с верхнего слоя. Длина блока-130 метров. В пределах каждого слоя отработка ведется длинным, на всю мощность рудного тела, забоем (лавой) от одного фланга блока к другому, с применением самоходного оборудования, под защитой крепи. В качестве крепи используют механизированную оградительно-поддерживающую крепь. По мере выемки руды в слое производится передвижка крепи, в результате чего происходит обрушение вышележащих вмещающих пород. Для предотвращения обрушения пород в отбиваемую руду и в очистное пространство на почву каждого слоя укладывают настил из металлической сетки. При отработке нижележащего слоя созданный настил находится в кровле и является матом.

Подготовку блока осуществляют полевыми и рудными откаточными штреками и ортами, а также наклонным авто съездом для обеспечения возможности применения самоходного оборудования. Из условий вентиляции проводят блоковый восстающий в три отделения первое отделение которого, помимо функций связанных с вентиляцией, используют для спуска-подъёма материалов и оборудования. Второе отделение восстающего используют в качестве рудоспуска. Третье отделение является ходовым

Нарезные работы, проводимые на каждом слое - одинаковы, и включают в себя проведение рудных слоевых штреков со стороны висячего и лежачего боков, слоевого орта на границе блока, а также сбойки от авто уклона до слоевого штрека со стороны левого бока и отрезной щели.

Слоевой штрек со стороны лежачего бока необходим для возможности перемещения оборудования в ходе очистной выемки, а также для перемещения самоходного оборудования с вышележащего слоя, после отработки его запасов, на нижележащий слой блока.

Очистные работы заключаются в последовательном выполнении следующих операций:

-бурение шпуров в забое;

-заряжание взрывание и проветривание забоя;

-погрузка и доставка отбитой руды до рудоспуска;

-укладка на почву слоя перекрытия (двойной слой металлической сетки);

-передвижка крепи.

Рисунок 2- Слоевое обрушение - вариант с креплением деревянными рамами: 1- откаточный горизонт; 2- вентиляционный горизонт; 3- границы блоков; 4- слоевой штрек; 5- заходки; 6- настил; 7- мат.

Обуривание забоя производят самоходной буровой установкой. Отбойка руды ведется шпурами сразу на всю длину очистного забоя. Отбитая руда доставляется до рудоспуска малогабаритными погрузо-доставочными машинами и по рудоспуску до откаточного горизонта под действием собственного веса. Производительность рабочего забойной бригады 3-8 м³/смену, потери 2-5%, разубоживание 3-8%.

Недостатки: большой объем ручного труда на сооружения гибкого перекрытия, низкая производительность, большой объем крепления 0,018-0,015 м³/м³, отсюда и высокая себестоимость добычи руды.

Для данных горно-геологических условий, в ходе работы была принята система разработки слоевого обрушения.

4. Выбор и обоснование варианта вскрытия месторождения

Вскрытием называют проведение совокупности горных выработок для доступа к месторождению или его части с дневной поверхности и обеспечения функционирования рудника с заданной производительностью.

Выбор варианта вскрытия месторождения сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок, их назначения, шага проходки стволов, числа одновременно вскрываемых горизонтов и порядка ведения горных работ для вскрытия запасов месторождения в зависимости от горно-геологических условий, уровня развития техники и технологии, основных требований, предъявляемых к вскрытию.

Эта задача, как правило, решается методом сравнения вариантов. Первоначально намечаем технически возможные варианты вскрытия месторождения, а из них в результате логического сравнения, отбираем два-три наилучших (конкурентоспособных). По каждому из отобранных вариантов обосновываем его элементы и параметры, определяют основные показатели.

Для заданных условий вычерчиваем в масштабе основные элементы залегания месторождения и определяем границу зоны опасных сдвижений (рисунок 3).

4.1 Обоснование типа вскрывающих выработок

Условно принимаем, что месторождение отрабатывается одним шахтным полем. При выборе типа вскрывающих выработок учитываем угол падения рудного тела, глубину разработки, годовую производительность, и другие условия. Для вскрытия рассматриваемого условного месторождения могут быть применены следующие варианты:

1- вскрытие штольнями и вертикальным слепым стволом (рисунок 4а);

2- вскрытие штольнями и вертикальным стволом (рисунок 4б).

При заданных условиях вскрытие слепым стволом будет осложнено созданием камеры слепого ствола, однако если использовать второй способ, то не избежать сложностей, связанных с проходкой длинных квершлагов. Для определения наиболее рационального варианта вскрытия необходимо произвести расчеты на стоимость горно-капитальных работ.

Используя рисунок с элементами залегания (рисунок 3), вычерчиваем в масштабе намеченные конкурентоспособные варианты вскрытия месторождения (рисунок 4).

Для отработки данного месторождения планируем один главный ствол, располагаемый по центру залежи, а на флангах - по одному вентиляционному стволу.

4.2 Определение размеров поперечного сечения вскрывающих выработок

Определяем поперечное сечение главного вертикального ствола по формулам и уточняем его по таблице 4.2 [1]:

S_В = 23,4+3,6•А_Г, (5)

где А_Г - годовая производственная мощность рудника, млн т.

S_В = 23,4 + 3,6•1,4 = 28,44 м².

Принимаем типовое круглое сечение главных стволов площадью 33,2 м², а вспомогательных вентиляционных стволов - 19,6 м², таблица 2.8[2]. В обоих случаях крепь стволов будет бетонная. Тогда сечение главного ствола в проходке составит:

S?_ВЧ = 33,2•1,25 = 41,5 м²,

вспомогательного:

S?_ВВ = 19,6•1,25 = 24,5 м²

Определяем площадь поперечного сечения главных квершлагов:

S_K = 4,2+5,4•А_Г, (6)

S_K = 4,2+5,4•1,4 = 11,76 м²

вспомогательных:

S_КВ = 0,75•12 = 9 м².

4.3 Определение объемов тупиковых околоствольных дворов

Определяем объем тупикового околоствольного двора по формуле:

V₀ = 4+7,6•А_Г, (7)

V₀ = 4+7,6•1,4 = 14640 м³, у вспомогательных стволов:

V_В = 1000+200•А_Г , (8)

V_В = 1000+200•1,4 = 1280 м³.

По расчетным данным и данным таблицы 4.3[1] находим сумму капитальных затрат на проходческие работы, расчеты сводим в таблицы 3, 4.

Таблица 3- Объем и стоимость горно-капитальных работ по варианту I.

Таблица 4 - Объем и стоимость горно-капитальных работ по варианту II.

Принимаем вариант вскрытия штольнями и вертикальным стволом, т.к он более эффективен. Объем горно-капитальных работ по этому варианту составит 196630м³, стоимость горно-капитальных работ - 18663100 рублей, что на 370000 рублей меньше, чем в первом варианте.

5. Построение календарного графика вскрытия и отработки месторождения

Главной целью построения календарного графика является обеспечение строительства рудника к заданным срокам, своевременное вскрытие запасов новых этажей взамен погашаемых горными работами и ритмичная добыча руды в заданных объемах.

Сводный календарный график предусматривает рациональное движение вскрытых запасов, распределение по годам строительства объемов работ, потребности в рабочих кадрах и материально-технических ресурсах, капитальных вложений.

Время строительства рудника или шахты, как правило, определяется продолжительностью горно-проходческих работ по цепи выработок главного направления и не должно превышать нормативные сроки. Нормами устанавливаются продолжительность строительства рудников, распределение объемов капитальных вложений по годам строительства. Они являются обязательными при составлении планов капитальных вложений и проектов строительства.

Календарный график вскрытия и отработки месторождения подлежит оптимизации, которая предусматривает равномерное наращивание и сокращение объемов работ в физических единицах и денежном выражении, потребности в рабочих кадрах и материально-технических ресурсах по годам строительства.

1. Для заданных условий подготовим исходные данные (таблица 5).

2. Определим нормативную продолжительность строительства рудника. Нормативные сроки строительства определим по таблице 5.1 [1]. Полученные результаты сведем в таблице 6.

3. Установим нормативную продолжительность вскрытия запасов нижележащих этажей, необходимых для поддержания обеспеченности рудника на достаточном уровне.

Продолжительность полного вскрытия запасов этажа 150-200 м, учитываю углубку ствола на 50 метров, составит 6 лет, а для вскрытия запасов вышерасположенных этажей, где необходимо проведение лишь горизонтальных выработок - 4 года.

4. Установим минимально допустимую обеспеченность рудника вскрытыми запасами К_1min, которая составит 4 года.

5. Установим рациональное движение вскрытых запасов руды по этажам месторождения и сроки завершения вскрытия запасов новых этажей взамен погашаемых.

На начало 5-го года, на первых вскрываемых этажах заключено 14,01 млн.т. руды. В течение этого года планируется добыть 0,75 млн.т. руды. Следовательно, на начало 6-го года остаток запасов руды на этих этажах составит 14,01-0,75=13,26 млн.т. В течении 6-го и последующих годов производительность рудника будет 1,4 млн.т. руды в год. На начало 7-го года остаток запасов на этажах -40-100 и -100 -150 составит 13,26-1,4=11,86 млн.т.

Данные расчета сведем в таблице 6.

6. На основании рационального движения вскрытых запасов и моментов завершения вскрытия этажей установить сроки начала работ по вскрытию новых запасов.

Нормативная продолжительность вскрытия этажей -150 -200 и

-200 -250 м равна соответственно 6 и 5 лет. Учитывая что вскрытие этих этажей необходимо завершить к началу 11 и 16 годов (таблица 6), то их вскрытие следует начать не позднее начала 5 и 11 годов.

7. Произведем предварительную оптимизацию календарного графика.

Нормативная продолжительность вскрытия этажа -200 -250 равна 5 лет. Для завершения вскрытия этого этажа к началу 11 года горно-капитальные работы на нем должны быть развернуты в начале 6-го года. 8. Определим нормативное распределение капитальных вложений в процентах от затрат на вскрытие этих этажей и в итоге распределим капитальные вложения по годам строительства и эксплуатации. Продолжительность вскрытия этажа -250 -300 м равна 5 лет. Согласно таблице 5.3[1] нормативное распределение капвложений по годам следующее: 16-й год 15%, 17-й 20%, 18-й 25%, 19-й 25%, 20-й 15%. Это составит от общей суммы вложений на вскрытие этого этажа (3,01 млн. рублей) соответственно 0,4 млн. рублей, 0,6 млн. рублей, 0,7 млн. рублей, 0,7 млн. рублей,0,4 млн. рублей.

Результаты расчета сведем в таблице 5.

Исходя из расчетов, следует, что вскрытие этажа -40 -100 и -100 -150 будет производиться одновременно и капзатраты для данной операции составят 6,62 млн. рублей, а строительство остальных этажи потребует 3,01 млн. рублей на каждый, вскрытие запасов будет длиться 24 года, но на строительство и дальнейшую эксплуатацию рудника понадобится 33 года. Рудник будет обеспечен запасами на весь период эксплуатации. Необходимые капитальные затраты составят 18,66 млн. рублей.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ