Подземная разработка полезных ископаемых

                  В  соответствии  с  классификацией  профессора  Именитова  все  системы  разработки  по  принципу  способа  поддержания  очистного  пространства  при  выемке  руды  разделяются  на  три  класса. Исходя  из  данных  для  дипломного  проекта  можно  применить  системы  первого  класса  с  естественным  поддержанием  очистного  пространства, характеризующегося  тем, что  поддержание  очистного  пространства  не  требует  значительных  и  материальных  затрат  и  основан  на  использовании  естественной  устойчивости  руд  и  вмещающих  пород.

                  Для  выбора  системы  разработки  применяем  метод  исключения, который  сводится  к  рассмотрению  возможности  применения  на  данном  месторождении  всех  существующих  систем  разработок.

                   Исходя  из  горногеологических  условий  месторождения  выбираем  две  наиболее  производительные  системы  и  проводим  технико  – экономическое  сравнение:

1. панельно – столбовая  система   разработки;

2. система  разработки  горизонтальными  слоями  с  закладкой  выработанного  пространства.

 

 

2.6.1. Технико – экономическое  сравнение  вариантов  систем  разработок.

 

             При  сравнении  вариантов  систем  разработок  пользуемая  при  экономической  оценке  себестоимостью  добычи  1 тонны  руды  с  учетом  экономического  ущерба, вызываемого   разными  по  величине  потерями  и  разубоживанием.

            Потери  при  панельно – столбовой  системе  разработки    принимаем  П= 20%,

            разбуживание  p=7%.

           Потери  при  системе  разработки  с  закладкой  П = 5%,

           разбуживание  p=10%.

            Экономический  ущерб  от  более  высокого  разубоживания:

 

Ур= (α/а1- α/а2)* (Сд*Сс+Спер),                         (2.51)

 

где  α = 0,9% - cодержание  металла  в  балансовой  руде;

а1 и а2 – содержание   металла  в  рудной  массе  для  сравниваемых  систем  разработок  (индекс  1  принимается  для  системы  разработки  с  повышенным  разубоживанием):

 

а1= α- p1* α1               (2.52)

 

а2= α- p2* α1                    (2.53)

 

где  р1 и р2 – разубоживание  в  первом  и  втором  вариантах;

 

а1= 0,9-0,1*0,9=0,81%;

 

а2= 0,9-0,07*0,9=0,84%;

 

                Cд- себестоимость  полной  добычи 1 т  рудной  массы  для  системы  разработки  с  более  высоким  разубоживанием, Сд= 2002 тг/т;

                Cc= 400 тг/т – себестоимость  добычи 1 т рудной массы  по системе  разработки, то  ест  без  учета  затрат  по  другим  производственным  процессам  (транспорт, подъем), а  также  расходов  общешахтных;

                 Cпер.= 100 тг/т – себестоимость переработки 1 т  рудной  массы, включая  затраты  на  поверхностный  транспорт,

 

Ур= (0,9/0,81-0,9/0,84)* (2002-400+100)=67,5тг/т

 

                Величину Ур необходимо  прибавить  к  себестоимость  добычи  1 тонны  руды  по  сстеме  разработки, которая  имеет  более  высокое  разубоживание;

 

У"= Ур-Cд= 67,5+2002=2069,5тг/т                 (2.54)

 

                   Экономический  ущерб от  потерь  отнесенных  на  1  тонну  извлекаемых запасов  балансовой  руды:

 

Уп = dn ((K1- K2)/K2                                                   (2.55)

 

                    где dn- экономический  ущерб  от  потери  1 тонны балансовых  запасов:

 

dn= dраз+ dам+ dnр                                                       (2.56)

 

                  где dраз- величина  затрат, вложенных  в  разведку  1 т  балансовых  запасов.

 

dраз= 0,0005* α/100 * dм                                   (2.57)

 

где dм- оптовая  цена 1 т металла,

 

dм=1700$= 343100 тг;

 

dраз= 0,0005*0.9/100*343100=1.54 тг/т,

 

dам – амортизационные  отчисления  на 1 т  балансовых  запасов:

 

dм= 0.005*Cд                        (2.58)

 

где Сд- полная  себестоимость  добычи  1т руды  системой  разработки  с  повышенными  потерями, Сд= 630 тг/т;

 

dам=0.05*630=30 тг/т;

              dпр – прибыль, получаемая  в  результате  реализации  продукции, извлекаемой  из  1т  балансовых  запасов:

 

dпр= (Ц0-Сб)+Пгр.*Цо                       (2.59)

 

                где  Ц0- оптовая  цена  металла  извлекаемого  из  1 т  балансовых  запасов:

 

Ц0= (dм*α)/100                             (2.60)

 

Ц0= (343100*0,9)/100= 3088 тг/т;

 

Cб- себестоимость  добычи   и  переработки  в  ррасчете  на 1 т.

 

Cб= Cд+ Cпер= 530+100=730 тг/т;                          (2.61)

 

              Пгр- затраты  на  геологоразведку  к  оптовой  цене  металла, извлеченного  из 1 т  балансовых  запасов, Пгр= 2÷10%, принимаем   

               Пгр= 2%;

 

dпр= (3088-730)+ 0.02*3088= 2420тг/т;

 

dп = 1,54+30+2420=2452 тг/т;

 

К1 и К2 – коэфициенты извлечения  руды  при  добыче  для  сравниваемых  систем  разработок:

 

К1= (1-П1)/(1-Р1)                (2.62)

 

К2= (1-П2)/(1-Р2)                (2.63)

 

             где  индекс  1 относится  к  системе  разработки  с  меньшими  потерями;

 

К1= (1-0,05)/ (1-0,1)=1,05               К2=   (1-0,2)/(1-0,07) = 0,86  

 

Уп = 2452 * 1,52-0,86/ 0,86=542 тг/т

 

              Величину  Уп  нужно  прибавить  к  себестоимость  1т  руды  с  балансовым  содержанием  по  системе  разработки, которая  имеет  более  высокие  потери:

 

У"п = 630+542= 1172  тг/т

 

             Из  производственных  расчетов  видно,что при данном  уровне  развития  техники  потери  полезного  ископаемого  существенного  экономического  ущерба  не вызывают.

             Принимаем  более  производительную  и  менее трудоемкую  систему   разработки  и  использованием  высокопроизводительного  оборудования. Такой  является  панельно –  столбовая  система, учитывая, что  для  месторождения  с  рудами  невысокой  ценности  важнейшими  показателями  экономической  эффективности  являются  себестоимость добычи  полезного  ископаемого.

 

 

2.6.2. Конструирование  системы  разработки.

 

            Ширину  панели  принимаем  по  условию  устойчивого  обнажения  выработного  пространства  в  первую  очередь  и  применяемыми  средствами  добавки  руды  в  пределах  панели.

             По  данным  практики  при глубине  разработки  более  300м  оптимальная  ширина  панели  150м, длина  панели  300 м.

            Сетку  расположения  опорных  целиков  определяем  исходя  из  допускаемого  пролета  обнажения. Принимаем  сетку 20х20 м.

            Для  устойчивости  кровли  панели  и  безопасного  ведения  горных  работ  определяем  диаметр  опорных  целиков  и  ширину  барьерного  целика:

 

А) Расчет  размеров  барьерных  целиков:

 

A= 

                        (2.64)

 

где Кн= 1- коэффициент нагрузки;

γ = 2,62 т/м3- объемный  вес  руды;

h= 8 м – высота  барерного  целика;

L = 150 м – расстояние между  осями  барьерных  целиков;

nбц= 3 -  коэффициент   запаса  прочности  барьерных  целиков;

Kα= 1-  коэффициент  влияния  угла  наклона  залежи;

 

               Kтр= 0,63 -  коэффициент, учитывающий  влияние  трещиноватости  на  несущую  способность  барьерных  целиков;

               бн= 25000 т/м2- дабораторная  прочность  серого  рудного  песчаника  при глубине  разработки  500 м;

 

 

 

A=

=17м

 

               б) Расчет  диаметра  междукамерных  целиков:

 

d= (2.65)

             где Кн = 0.58 -  коэффициент  нагрузки, показывающий  какая  часть  γ*Н*Son  давит  на  междукамерный  целик  при L/H = 0,5 (при  учете, что  Кн= 0,45  для  сероцветных  пород  и Кн = 0,72 – для  красноцветных  пород);

               Son = 400 м2- площадь  кровли, приходящегося  на  целик;

               nмкц= 2-  коэффициент  запаса  прочности  междукамерного  целика;

               Kпр= 0.9 – коэффициент, учитывающий  влияние   cлабых   прослоев  из алевролита, красного  псечаника  и кальцита  на  несущую  способность  целика;

               Kпмф= 0.9 – коэффициент, учитывающий  влияние  буровзрывных  работ  при  оформлении  междукамерного  целика  на  его  несущую  способность;

                Kк = 0,7 – коэффициент, характеризующий  влияние  контактных  условий  на  прочность  целика;

 

d= = 9м

 

в) Определяем:

                 - число  опорных  целиков  по  длине  панели:

 

a1= H/20-1=300/20-1=14;

 

-  число  опорных  целиков  по  ширине  панели;

 

a2= B/20-1=150/20-1=6;

 

• общее  число  опорных  целиков  в панели

 

N общ.= a1*a2= 14*6=84                                    (2.66)

 

Объем  опорных  целиков  в  панели:

 

Vоц= ((π*d2)/4*h*Nоц                       (2.67)

 

Vоц= ((3,14*92)/4*8*84=42729 м3

 

                      Объем  панельных  целиков  (при  длине  L=150м, высоте  8м, ширине 11 м):

 

Vпц=2*L*B1*h                                      (2.68)

 

Vпц=2*150 *11*8= 26400м3

 

Объем  барьерных целиков:

 

Vбц=L*h*A- V3-Vпш                               (2.69)

 

где V3- объем  заездов: V3= n*S3*l3

Где п- число  заездов, n=12;

S3= 25 м2 – сечение  заезда;

L3= 7,5 м – длина  заезда;

 

Vпш= 12*25*7,5=2250м3,

 

Vпш- объем  панельного  штрека:

 

Vпш= L*Sпш,                                    (2,70)

 

где Sпш=22м2 – сечение панельного  штрека;

 

Vпш= 300 * 22 = 6600м3;

 

Vбц= 300*8*17-2250-6600= 31950м3

 

Объем  всех  целиков  в  панели  составит:

 

Vп= Vоц+ Vпц+ Vбц                           (2.71)

 

 

Vп= 42729+26400+31950=101079 м3

 

Потери  руды  в  целиках   в  панели:

 

Пп=2,62*V=2,62*101079=264827 т

 

Объем панели: Vп= L *B*h                                    (2.72)

 

Vп= 300*150*8= 360000 м3

 

Запасы  руды  в  панели: Бп= Vп*γ                      (2.73)

 

 

Бп= 360000*2,62=943200 т

 

Излекаемые  запасы  по  панели:

 

Би = Би- Пп                    (2.74)

 

Би = 943200 – 264827 =  678373

 

2.6.3. Подготовительно –  нарезные  работы

 

                  Подготовительно – нарезные  работы  заключаются  в  проходке  комплекса  выработок, необходимых  для  ведения  очистных  работ  в  соответствии  и  принятой  системой  разработки.

                Подготовка панели  заключается  в  проведении  откаточного штрека  по  ширине  панели  и  проведении  от  него  панельных  штреков, которые  имеют  заезды  в  панель  через  каждые  40м, в  проведении  вентиляционным  штреком.

                К  нарезным  работам  относится  проведение  работ  в  выемочных  единицах.

               Все  подготовительные и  нарезные  работы  проходят  специализированные  проходческие  бригады.

              Сечение  выработок  принимаем  типовым  из  условия  прохождения  по  ним  самого  крупногабаритного  оборудования,  плюс  все  зазоры  в  соответствии  с ЕПБ. По  данным  практики  принимаем  площадь  поперечного  сечения   всех  подготовительно – нарезных  выработок – 22 м2, на  закруглениях  25м2.

Состав  проходческого  комплекса:

               1.для  бурения  шпуров – СБУ  – 2Б

               2.для  погрузки  и  доставки  отбитой  горной  массы 

                   – TORD- 501D;

               3.для  заряжания  шпуров – 3П – 2.

                    Скорость  проходки  выработок  по  данным  практики – 150м/мес.

                    Удаленный  вес  подготовительных  и  нарезных  выработок  на 1000 т  готовых  к  выемке   запасов:

 

К п.м.= (1000*∑1)/(Бп - Бпн)                               (2.75)

 

 где  Б п.н.- количество  руды, извлекаемое  при  подготовке  панели:

 

Бп.н.= ∑Vпн*γ                                                        (2.76)  

 

где       ∑Vпн - общий  объем  подготовительно  нарезных  выработок,

 

∑Vпн= 18400м3;

 

Бп.н. = 18400*2,62 = 48208 т;

 

                  ∑1- суммарная  длина  всех  подготовительно  – нарезных  выработок, ∑1= 1120м;