Место заложения основной вскрывающей выработки

Расположение вскрывающей выработки по минимуму транспортных работ. Рациональное размещение вскрывающих выработок относительно поверхности и месторождения, установление их числа являются основными вопросами при проектировании схемы вскрытия, от которой зависит, объем горно-капитальных работ и, следовательно, размер капиталовложений. В целях снижения затрат на горно-капи­тальные работы по вскрытию месторождения сокращают чи­сло рудоподъемных стволов и принимают сечение ствола, в ко­тором можно было бы размес­тить транспортное оборудова­ние, обеспечивающее заданную производительность.

Расположение основной вскрывающей выработки может определяться правилом, сформулированным акад. Л. Д. Шевяковым: «При сосредоточении грузов на прямой, по условию минимальной работы по транс­портировке, ствол шахты дол­жен быть расположен в месте сосредоточения того груза, ко­торый, будучи прибавлен к сум­ме других, расположенных от него влево, дает сумму, боль­шую суммы грузов, располо­женных вправо, а будучи при­бавлен к правым грузам, дает сумму, большую суммы левых.

Правило Л. Д. Шевякова основано на допущении постоянства стоимости 1 ткм транспортировки в пределах шахтного поля. Если эта стоимость непосто­янна, то вопрос решается методом вариантов или по методу проф. П. К. Соболев­ского (рис. IV. 4).

По П. К. Соболевскому грузы сводятся к схеме точек Q₁, Q₂,…, Q_n, расположенных на прямой АВ на определенных расстояниях l₁, l₂,…,l_n-1 друг от друга.

От линии ОМ параллельной АВ, через начальную и конечную точки О и М проводят перпендикуляры, на которых откладывают величину грузов: от точки М — слева направо, а от точки О — в обратном порядке. Затем от точек О и М проводят систему лучей. Тангенсы углов, образованных лучами с прямой линией ОМ, пропорциональны величинам грузов, которые изображены против этих углов. Через точки сосредоточения грузов на прямой А В проводят перпен­дикуляры и с точки приложения первого груза Q₁ строят ломаную линию, отрезки которой параллельны лучам OP, OR и т. д. Таким же образом в обратном направ­лении строят вторую ломаную линию с точки приложения последнего груза Q_n.

Оптимальное место заложения ствола

Рис. IV.4. Определение места заложения основной вскрывающей выработки по методу проф. П. К. Соболевского

Из треугольников abc и cde видно, что

bc = ab tg α₁ = l₁ tg α₁; de = cd tg α₂ = l₂ tg α₂. Ордината ломаной линии ke = kd + de = bc + de, поэтому ke = l₁ tg α₁+ +l₂tg α₂. Тангенсы углов α₁ и α₂ пропорциональны величинам грузов Q₁ и (Q₁ + Q₂) и т. д., следовательно, ордината bc изображает работу по транспортировке груза Q₁ на расстояние 1₁, ордината ke — суммарную работу по транспортировке груза Q₁ на расстояние l₁ и (Q₁ + Q₂) на расстояние l₂. Таким образом, ординаты ломаной линии, построенной из точки А, представляют суммарную работу по транспортировке грузов, расположенных слева от каждой точки, которой соответ­ствует данная ордината. Ординаты же ломаной линии, проведенной из точки В, представляют суммарную работу по транспортировке грузов, расположенных справа от каждой точки. Суммы ординат точек двух ломаных линий, располо­женных на перпендикулярах клинии АВ (в точках сосредоточения грузов), представляют суммарную работу или стоимость транспортировки грузов, рас­положенных слева и справа от каждой точки. Обязательными являются одинако­вые условия транспортировки грузов справа и слева.

График суммарной работы транспорта получится сложением ординат двух ломаных линий. Точка с минимальной ординатой будет соответствовать месту заложения ствола. Если стоимость 1 ткм транспорта различна, ординаты предва­рительно умножают на соответствующие стоимости.

При наличии факторов, ограничивающих выбор места заложения выработки (топография поверхности, ее застроенность, гидрогеология, расположение подъ­ездных путей, расположение поверхностных сооружений и др.), установленное оптимальное место заложения уточняется с учетом местных условий.

Расположение рудоподъемного вертикального ствола по минимуму приведенных затрат. В зависимости от схемы расположения вертикальных стволов (рис. IV.5) различают три схемы вскрытия рудных месторождений:

фланговую (главный ствол находится на одном из флангов месторождения), центральную (рудоподъемный ствол — в центральной части месторождения, вентиляционные — на флангах) и центрально-сдвоенную схему, когда месторо­ждение по простиранию делится на два самостоятельных шахтных поля.

Рис. IV.5. принципиальные схемы (а, б, в) расположения вертикальных стволов при вскрытии рудных месторождений: 1 – рудоподъемный ствол; 2 – вспомогательный; 3 – вентиляционный.

Если представить суммы приведенных капитальных и эксплуатационных затрат выражением

З_{I, II, III} = ∑ K_{i пр} + ∑C_{i пр} (IV.17)

где З_{I, II, III} — приведенная сумма затрат по соответствующей схеме вскрытия ∑K_{i пр} ,∑C_{i пр} — суммы приведенных капитальных и эксплуатационных затрат, то схема будет выгодна, когда

З_i = F_i (K_{i пр} + C_{i пр}) → min, (IV. 18)

при

K_{i пр} = φ_i1(A, L, H_ср, q, β, α, f, E, t_э); (IV. 19)

C_{i пр} = φ_i2(A, L, H_ср, q, β, α, f, E, t_э); (IV.20)

где А — годовая производственная мощность рудника; L — длина месторожде­ния по простиранию; H_ср— средняя глубина залегания рудного тела; q — удель­ный расход воздуха на проветривание горных выработок; β — углы сдвижения вмещающих пород; α — угол падения залежи; f -коэффициент крепости вме­щающих пород; Е — норматив эффективности; t_э— продолжительность отра­ботки запасов этажа.

Взаимное расположение стволов и околоствольных дворов определяется с уче­том размещения железнодорожной станции, а также комплекса зданий, в первую очередь здания подъемных машин (рис. IV.6).

Рис. IV.6.Взаимное расположение стволов: а - при перпендикулярном размещении железнодорожной станции относительно осей подъемных клетей; б - при параллель­ном; 1 - ствол; 2 - ось железнодорожной станции

На вновь строящихся шахтах расстояние между выходами должно быть не менее 30 м, если надшахтные здания и копры построены из несгораемого материала, — не менее 20 м. Указанные размеры между стволами справедливы для волов шахт, проводимых в устойчивых породах обычным способом. В других случаях эти расстояния определяются проектом с учетом физико-механических свойств пересекаемых горных пород возможного водопритока в ствол и достигают 70—90 м. На практике бывают случаи проходки сближенных стволов с одним общим надшахтным зданием. Так. на руднике «Кируна» (Швеция) восемь вертикальных скиповых рудоподъемных стволов и один клетевой расположены в один ряд на расстоя­нии 13—16 м один от другого и имеют общее надшахтное здание длиной 115м, высотой 55 м, шириной 30 м.

§ 74. Порядок отработки шахтного поля

Порядок отработки рудничных (шахтных) полей принимается с уче­том степени разведанности месторож­дения, заданной производственной мощности, условий строительства рудника, горного давления на рудный мас­сив и других факторов. В горизонтальном плане различают выемку шахтного поля по простиранию (рис. IV.7) и вкрест простирания. При выборе порядка отработки шахтного поля основными являются вопросы горного давления на рудный массив, физико-механических свойств полезного ископаемого, вмеща­ющих породи наличия сбросов и дайковых включений, где проявляется особая опасность развития горного давления и горных ударов. Из условий горного давления и осушения шахтные полей при отработке по простиранию наиболее целесообразной считается схема отработки от центра к флангам.

Мощные месторождения могут отрабатываться вкрест [простирания, от.вися­чего бока залежи к лежачему; от лежачего бока к висячему; от лежачего и вися­чего боков к центру залежи; от центра залежи к лежачему и висячему бокам.

Горное давление обусловливается в основном силой тяжести подработанные толщ горных пород висячего бока.

При выемке руды в направлении от лежачего бока к висячему обрушенных породы, перемещаясь в направлении подвигания забоев, все время поддерживают висячий бок и обрушение его происходит с отставанием от вертикали на 5—10 м. Большие глыбы, отколовшиеся от висячего бока, постепенно опрокидываясь, ложатся на породную подушку. Давление на крепь распределяется более равно­мерно, поэтому опасность самообрушения уменьшается. Следовательно, при от­работке крутопадающих мощных рудных тел вкрест простирания фронт очистных работ должен перемещаться от лежачего бока к висячему. Для сверхмощных месторождений (свыше 200 м) порядок отработки вкрест простирания с точки зрения горного давления не имеет существенного значения и определяется в ос­новном принятыми схемами осушения и способами их подготовки [43].

На величину горного давления заметно влияет порядок выемки отдельных блоков в пределах шахтного поля.

Наиболее рациональной является последовательная выемка блоков по про­стиранию, так как при этом выпуск руды происходит в пределах зоны, свободной от усиленного горного, давления.

Порядок отработки шахтного поля по вертикали. В зависимости от числа одновременно отрабатываемых этажей различают разработку одноэтажную, двух­этажную и многоэтажную. Кроме того, бывает нисходящий и восходящий порядок отработки этажей. В горнорудной промышленности, как правило, применяется нисходящий порядок отработки шахтного поля, т. е. сверху вниз.

Порядок отработки шахтного поля по вертикали определяет глубину вскры­тия и влияет на характер формирования и величину горного давления.

При бессистемной отработке образуются разного рода целики (междукамер­ные, междублоковые, междуэтажные и др.), которые подвергаются наиболее сильному давлению и создают трудности при их извлечении. Поэтому необхо­димо стремиться к тому, чтобы очистные забои в одновременно вырабатываемых этажах располагались на одной линии под углом 45—50° к горизонту.

б 3 2 5 1 2 3 4

Рис. IV.7. Схема отработки и осушения шахтного поля по простиранию:

а — от центра к флангам; б — от флангов к центру; 1 — главный ствол; 2 — вентиляционные стволы; 3 — граница шахтного поля; 4 — депрессионная воронка; 5—осушен­ный массив руды

§ 75. Углы сдвижения и разрыва горных пород

Наклонные скиповые, монорельсовые, конвейерные, троллейвозные стволы и наклонные или спиральные автомобильные рудоподъемные съезды (галереи) располагаются, как правило, в горных породах за пределами угла их сдвиже­ния и подсекают рудные залежи на их нижней границе. Таким образом, угол сдвижения налегающих пород оказывает существенное влияние только на выбор схемы при вскрытии вертикальными рудоподъемными стволами.

Углы сдвижения и разрыва зависят от структурно-геологических особенно­стей вмещающих пород, устойчивости руд, глубины разработки, мощности и угла падения разрабатываемых залежей, а также от порядка и способа разработки.

Углы сдвижения и разрыва принимаются на основании рекомендаций на­учно-исследовательских институтов, накопленного опыта разработки

данного или аналогичных разрабатываемых месторождений, близких по своим структурно-геологическим и горнотехническим условиям.

При подземной разработке мощных рудных залежей угол сдвижения вме­щающих пород принимается от 30 до 70—80°. При угле сдвижения более 75—80° увеличение глубины залегания практически не влияет на эффективность сравни­ваемых схем вскрытия вертикальными скиповыми и наклонными конвейерными рудоподъемными стволами, так как суммарные затраты на проведение и поддер­жание откаточных квершлагов, с одной стороны, и затраты на проведение рудо­подъемных стволов и выдачу по ним руды и оборудования, с другой, взаимно уравновешиваются.

Предохранить поверхностные сооружения и выработки вскрытия от дви­жения пород можно путем расположения их за пределами зоны сдвижения гор­ных пород или путем оставления под ними охранных целиков из руды. Ко второму способу прибегают редко, так как отработка целиков ведет к большим потерям руды.

Располагая стволы и сооружения за пределами зоны сдвижения, необходимо учитывать возможное уменьшение углов сдвижения по сравнению с запроекти­рованными. Поэтому между границей зоны сдвижения и сооружением необходимо оставлять предохранительную площадку шириной не менее 25 м.

Расположение промплощадки на лежачем боку месторождения в 30 - 100 и от ожидаемой границы сдвижения поверхности при отработке последнего гори­зонта обеспечивает надежную сохранность долговременных надшахтных здании, сооружений и стволов.

§ 76. Техника и технология горных работ

На выбор схем и способов вскрытия большое влияние оказывает технический уровень горных работ, обеспечивающих поточность добычи и невысокую себе­стоимость при минимальных удельных капиталовложениях.

С созданием автоматизированных многоканатных подъемных установок продолжается успешное применение вскрытия вертикальными стволами с концен­трационными горизонтами.

Дальнейшее развитие получают схемы вскрытия с выдачей дробленой руды конвейерами по наклонным стволам или недробленой руды автосамосвалами.

Применение конвейерного транспорта для средних глубин имеет ряд пре­имуществ: обеспечивается высокая производительность подъема руды, поточность, имеется возможность автоматизации процессов дробления, погрузки, транспор­тирования и разгрузки на поверхности, упрощается комплекс поверхностных сооружений.

Схемы вскрытия, предусматривающие выдачу руды автомобильным транспор­том, позволяют отказаться от подземного дробления, уменьшить размеры руднич­ного двора. Отпадает необходимость в отдельных сооружениях на поверхности.

Основной недостаток конвейерного и автомобильного транспорта — малый угол наклона вскрывающих выработок (для конвейеров 16°, автомобилей 6°) и их большая протяженность, что приводит к увеличению затрат на их проведе­ние и поддержание.

Создание мощных подземных автосамосвалов различных типоразмеров, тягачей с прицепами и полуприцепами, троллейвозов, подземных подвесных монорельсовых и моноканатных установок, конвейеров, конвейерных поездов создает реальную возможность более широкого применения наклонных стволов и съездов (галерей) для выдачи руды. Вместе с тем дальнейшее развитие открытого способа разработки и постоянное усовершенствование подъемных машин верти­кальных стволов, а также намечающееся к применению подземное выщелачива­ние руд требуют проведения комплексного экономического обоснования при выборе конкурирующих способов разработки и схем вскрытия, особенно когда имеются предпосылки для применения наклонных стволов.

§ 77. Возможность открыто-подземной разработки

Граничный коэффициент вскрыши. При выборе способа разработки в зави­симости от условий залегания, мощности залежи, полезного ископаемого и нале­гающих пород в проектной практике могут встретиться несколько случаев:

1. Целесообразность разработки всего месторождения открытым способом очевидна (например, маломощные залежи на небольшой глубине от поверхности);

2. Целесообразность разработки всего месторождения подземным способом очевидна (например, маломощные залежи на большой глубине от поверхности).

3. Разработка всего месторождения возможна открытым или подземным спо­собом (например, мощные залежи при большой глубине залегания).

4. Возможна комбинированная разработка месторождения: верхняя часть, как правило, разрабатывается открытым способом, а глубинная — подземным (например, крутопадающие залежи, выходящие близко к поверхности и рас­пространяющиеся на большую глубину, а также горизонтальные и пологие за­лежи, покрытые небольшой толщей наносов в долине и мощной толщей пород в нагорной части).

В первом, втором и третьем случаях вопрос о разграничении способов раз­работки отсутствует.

Однако при оконтуривании карьерных полей (и участков) для первого и третьего случаев необходимо определить граничные коэффициенты вскрыши.

В четвертом случае должны быть установлены границы между открытыми и под­земными работами.

Существует несколько методов определения граничного коэффициента вскрыши:

I. Из условия равенства неизменной с глубиной разработки себестоимости полезного ископаемого при открытом и подземном способах:

(IV.21)

где - граничный коэффициент вскрыши, м³/м³; - себестоимость полезного ископаемого при подземном способе, руб/м³; - себестоимость по­лезного ископаемого при открытом способе без учета затрат на производство вскрышных работ, руб/м³; — затраты на производство вскрышных работ, руб/м³.

Формула применима в простых условиях и для ориентировочных расчетов.

II. Из условия равенства изменяющейся с глубиной разработки себестоимости полезного ископаемого при открытом способе и неизменной себестоимости полезного ископаемого при подземном способе.

III. Из условия равенства суммарных эксплуатационных затрат на добычу полезного ископаемого открытым и подземным способами и его переработку.

IV. Из условия равенства удельной прибыли при разработке месторождения открытым и подземным способами:

(IV.22)

где — отпускная цена полезного ископаемого, руб/м³; — коэф­фициент разубоживания полезного ископаемого соответственно при открытом и подземном способах разработки; — коэффициент извлечения полезного ископаемого соответственно при открытом и подземном способах разработки.

V. Из условия равенства неизменных с глубиной открытой разработки
удельных суммарных эксплуатационных затрат на добычу и переработку полезного ископаемого и суммарной ценности извлекаемых из него компонентов (или ценности сравниваемого с ним полезного ископаемого).

VI. Из условия равенства удельных приведенных затрат (изменяющихся с глубиной горных работ) при разработке месторождения открытым и подземным способами:

, (IV.23)

где С_п.пос — неизменные с глубиной разработки затраты (затраты на дробление, погрузку и др.) на добычу полезного ископаемого подземным способом, руб/м³; Сп. пер — затраты на водоотлив, вентиляцию и доставку полезного ископаемого из шахты на обогатительную фабрику, руб/м³; Е_н — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений; С_о.пос , С_{в. пос} — неизменные с глу­биной разработки затраты (затраты на рыхление, экскавацию, отвалообразование и др.), приходящиеся соответственно на единицу полезного ископаемого и вскрыши, руб/м³; С_{тр. и} — затраты на транспортирование полезного ископаемого, проветривание карьера и водоотлив, приходящиеся на единицу полезного иско­паемого, руб/м³; С_{тр. в} — затраты на транспортирование вскрышных пород в отвалы, зависящие от глубины карьера и применяемого вида карьерного транс­порта, руб/м³; К_под— капитальные затраты, приходящиеся на единицу годовой производственной мощности шахты по полезному ископаемому, руб/м³; К_от — удельные капитальные затраты на добычные работы при открытом способе раз­работки, руб/м³; К_вск — удельные капитальные затраты на вскрышные работы, руб/м³.

Если потери и разубоживание полезного ископаемого при открытом и под­земном способах разработки могут существенно отличаться между собой, то

(IV.24)

Для случаев, когда стоимостные показатели могут быть приняты независя­щими от глубины разработки, а потери и разубоживание полезного ископаемого при открытом и подземном способах разработки отличаются между собой не­значительно

(IV.25)

где К_под, К_от, К_вск - капитальные вложения соответственно в подземный и открытый способы разработки (без капитальных вложений на вскрышные работы) и капитальные вложения на вскрышные работы.

VII. Из условия равенства удельных приведенных затрат на разработку месторождения открытым способом и замыкающих затрат на добываемое полез­ное ископаемое

(IV.26)

Формулой следует пользоваться при рассмотрении целесообразности доработки месторождений открытым способом или вариантов разработки месторождений с разной ценностью полезного ископаемого.

Врезультате выполненного анализа влияния на граничный коэффициентвскрыши различных технико-экономических показателей открытых и подземныхработ получена обобщающая формула

(IV.27)

где — выход концентрата при переработке полезного ископаемого, добытого открытым способом, %; — выход концентрата при переработке полезного ископаемого, добытого подземным способом, %; — затраты на обогащение полезного ископаемого, добытого соответственно подзем­ным и открытым способами, руб/м³; , — удельные капитальные затраты на обогащение полезного ископаемого, добытого соответственно подзем­ным и открытым способами, руб/м³; — плата за землю, приходящаяся на 1 м³ полезного ископаемого, соответственно при производстве открытых и подземных горных работ, руб.; С_р. _п, Ср. о — удельные приведенные затраты (на 1 м³ полезного ископаемого) на рекультивацию нарушенной поверхности соответственно при производстве подземных и открытых горных работ, руб.

Глубина карьера в простых природных условиях. Для однородных месторождений полезных ископаемых пластообразной формы с относительно большим размером по простиранию и выдержанными элементами залегания поверхность карьерного поля может быть принята ровной, а отметки дна карьера могут быть одинаковыми. В условиях значительной мощности наносов учитывается разница в затратах на разработку коренных пород и наносов через величину граничного коэффициента вскрыши.

Глубина карьера определяется аналитическим методом:

(IV.28)

где H_к — глубина карьера, м; К_из =0,96-0,97 - коэффициент извлечения руды из слоя; К_гр — граничный коэффициент вскрыши, м³/м³; М_г — горизонталь­ная мощность залежи, м; - угол откоса борта карьера соответственно со стороны висячего и лежачего боков залежи, градусы; С_в — затраты на раз­работку коренных пород, руб/м³; С_н - затраты на разработку наносов, руб/м³; — мощность наносов, м.

Упрощенная формула (без учета разницы в затратах на разработку коренных пород и наносов):

(IV.29)

При разработке наклонных и крутых залежей возможна выемка полезного ископаемого ниже установленной границы карьера без разноса его бортов. В этом случае глубина карьера

(IV.30)

где В_дн — возможная минимальная ширина дна карьера, м.

Приведенными выше формулами для определения конечной глубины карьера можно пользоваться только при вытянутых по простиранию залежах с относи­тельно небольшой глубиной залегания, так как эти формулы не учитывают объемы вскрыши от разноса торцовых бортов карьера. Для относительно коротких зале­жей в условиях равнинной местности необходимо учитывать разнос торцовых бортов карьера по формуле

(IV.31)

где а = ∑l_x ctg α_х; b = π ctg² α_ср; l_x — длина участка борта карьера (по дну), м; α_х — угол откоса борта данного участка, градусы; α_ср — усредненный угол откоса бортов карьера, градусы; Sи — площадь полезного ископаемого по дну карьера, м²; S_д— площадь дна карьера, м².

Для крутых и наклонных залежей, когда углы откосов бортов карьера незначительно отличаются друг от друга, можно использовать усредненный угол откоса бортов карьера, определяемый по формуле

(IV.32)

Тогда

(IV.33)

где P — периметр дна карьера, м.

Преимущество аналитических методов — простота и быстрое решение задачи.

Глубина карьера о сложных природных условиях. При определении глубины карьера в сложных природных условиях широкое применение имеют метод ва­риантов и графоаналитические методы. Для определения границ карьера методом вариантов поперечные геологические размеры по глубине разделяют на горизонты высотой, равной или кратной высоте рабочих уступов. Выбирается несколько вероятных вариантов глубины карьера (2—4 — при ручном счете и 5—10 — при машинном) и соответствующих им контуров карьеров. Подробный технико-экономический анализ этих вариантов позволяет выявить наиболее эффективный вариант, соответствующий глубине Н_э карьера [93].

Отработка запасов одного месторождения открытым и подземным способами по взаимосвязанным технологическим схемам устанавливается в вертикальной и горизонтальной плоскостях, в их комбинациях и увязывается во времени.

ГЛАВА 3

ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВСКРЫТИЯ ШАХТНОГО ПОЛЯ

К основным параметрам вскрытия относятся: размеры шахтного поля; высота этажа; число этапов (ступеней) вскрытия; величина шага вскрытия и число этажей в шаге вскрытия.

Параметры вскрытия учитывают природные факторы (площадь шахтного поля, образованную внешними контурами рудных тел и границами разработки по простиранию на основном горизонте шахты и глубину залегания залежи), состояние и возможности горной техники (высота этажа, число этапов (ступеней) вскрытия) и экономические факторы (величина шага вскрытия и число этажей в шаге вскрытия).

§ 78. Размеры шахтного поля

Шахтное поле характеризуется длиной (L_ш.п ) по простиранию, шириной (В_{ш, п}) вкрест простирания, глубиной (Н_ш.п) по падению оруденения (средней и по горизонтам), объемом (V), запасами (Q) и коэффициентом оруденения ( , 𝜸 — плотность руды в массиве), а рудные тела в шахтном поле —

длиной (L), мощностью (m), глубиной (H), углами падения (α) и склонения (σ), рудной площадью (S) и содержанием полезных компонентов. Все эти параметры шахтного поля имеют определяющее значение для вскрытия и подготовки месторождения. При этом размер по падению, т. е. глубина залегания (распространения) месторождения, диктует число этапов (ступеней) вскрытия и поэтапное проектирование.

На геолого-маркшейдерских планах изображаются проекции шахтного поля на земную поверхность, контуры которого являются его границами в плане. Конфигурация шахтного поля в основном зависит от характера залегания ме­сторождения.

На размер шахтного поля влияет много факторов. Главными из них являются: производственная мощность рудника (шахты), природные условия, высота этажа, требуемые капитальные вложения, эксплуатационные затраты.

При установлении размеров шахтного поля возможны два случая: а) размеры шахтного поля определяются величиной месторождения, достаточной для раз­работки его только одной шахтой; б) для месторождений со значительными запа­сами размеры шахтного поля определяются комбинированно: по принципу обес­печения минимальных капитальных и эксплуатационных затрат на 1 т добычи за весь срок существования рудника.

По намечаемому в предварительном порядке способу вскрытия, определён­ной проектной мощности рудника, при известной высоте этажа или ширине панели устанавливается сумма капитальных затрат и эксплуатационных расходов на 1 т добычи ∑Q как функция от длины шахтного поля L, числа этажей или па­нелей п:

∑Q=f(L,n).(IV.34)

Для определения значений L и п достаточно совместно решить равнения

(IV.35)

(IV.36)

Решение системы уравнений с двумя неизвестными L и п наиболее удобно про­изводить графически (рис. IV.8, а). Для наклонных и крутопадающих месторо­ждений L обычно принимают при п, соответствующем глубине разработки ме­сторождения.

100 300 500 700 900 1100 1300 1500 1700 L, м 1000 2000 3000 5000 7000 L,м

Рис. IV.8. Определение размеров шахтного поля: а — аналитическим путем; б — графически

Размеры шахтного поля можно установить технико-экономическим расче­том. Для этого последовательно задаются различным числом этажей: 1, 2, 3, 4и т. д. и каждый раз вычисляют все учитываемые затраты и расходы ∑Qдля ряда значений длины шахтного поля L. По результатам расчетов строят графики 1, 2, 3, 4, 5и т., д. (см. рис. IV.8,б) и определяют в предварительном порядке размеры шахтного поля.

Определенные размеры шахтного поля в предварительном порядке уточ­няются по природным, техническим и организационным факторам.

При различных определениях размеров шахтного поля запасы руды в нем должны обеспечивать работу горнодобывающего предприятия в течение норма­тивного срока.

В связи сростом масштабов добычи и совершенствования техники и техноло­гии разработки увеличивают размеры шахтных полей и рудных площадей.

Для Никопольского марганцевого бассейна, как характерного в отношении разработки пластовых месторождений осадочного типа, институт «Южгипроруда» рекомендует размеры шахтных полей в зависимости от производственных мощно­стей: 350 тыс. т руды в год — 1400X2000 м, 500 тыс. т в год — 1250X2670 м и 1млн. т в год — 2500Х 2700 м.

Крупнейшие зарубежные железные рудники (с производственной мощностью 2,5—12 млн. т в год) имеют шахтные поля длиной 1400—5000 м, крупнейшие руд­ники цветных металлов — 400—3600 м.

Рудные площади наиболее крупных отечественных действующих рудников находятся в пределах от 33 000 до 270 000 м², зарубежных — от 30 000 до 385 000 м².

При окончательном установлении размеров шахтного поля необходимо учитывать ограничивающие факторы: проветривание глубоких шахт и управление крупным рудником. Для глубоких шахт, главной особенностью которых является резкое осложнение проветривания по температурным условиям, когда на глуби­нах около 1,5 км необходимо иметь вентиляционные участки длиной не более 400—500 м, чтобы наряду с интенсивным проветриванием горных выработок не допустить величину депрессии у главной вентиляционной установки свыше (7 — 7,5) 10⁸ Па. Эти условия будут влиять на уменьшение размеров шахтного поля, особенно по простиранию.

Максимальная рудная площадь шахты ограничивается пределами рацио­нального управления производством крупного масштаба. Специфика горного дела такова, что руководящий состав, и прежде всего начальник и главный инже­нер шахты, несут ответственность не только за ритмичную работу предприятия, организации труда коллектива в непрерывно изменяющихся природных условиях, своевременное устранение вредного влияния случайных факторов на производственные процессы, но и за здоровье каждого рабочего. Это требует знаний реальной обстановки не только на горизонтах, в блоках, но и в отдельных наиболее опасных забоях, участия в ежемесячном и декадном планировании производства, что ограничивает масштабы производства.

Шахтное поле с установленными размерами разделяется подготовительными выработками на этажи и блоки (рис. IV.9) при наклонных и крутопадающих месторождениях и на прямоугольные, квадратные (рис. IV.10) или шестиугольные панели при горизонтальных и пологопадающих месторождениях.

Рис. IV.9. Схема подготовки крутопадающих месторождений:

а – одним рудным откаточным штреком и восстающим (1 – откаточный штрек; 2 – вентиляционный штрек; 3 – восстающие; 4 – блоки); б – двумя штреками (1 – полевой штрек в лежачем боку; 2 – рудный штрек; 3, 4 – соответственно полевой и рудный штреки вентиляционные; 5 – восстающие; 6 – блоки; h_э – высота этажа)

Рис. IV. 10. Схема разбивки пологой или горизонтальной зале­жи на панели и блоки:

А — схема панели (а — откаточный штрек висячего бока; б — откаточный штрек лежачего бока; в — откаточный орт; г — граница панелей; I, II, III... — номера панелей, 1, 2, 3.., — номера блоков в па­нелях); Б — деление пологой залежи на панели 1 и блоки 2 (3 - рудоподъемный ствол; 4 — вспомога­тельный ствол; 5 — главные штреки; 6 — панельные откаточ­ные штреки; 7 — бло­ковые восстающие; 8 — вентиляционный ствол; b_п — ширина панели)

§ 79. Высота этажа

Этаж — часть шахтного поля, ограниченная по падению откаточными и вен­тиляционными штреками, по простиранию — границами шахтного поля.

Высота этажа вертикальная — это расстояние по вертикали между проек­циями на вертикальную плоскость откаточного и вентиляционного штреков дан­ного этажа. В отличие от наклонной (измеряемой по наклону между основными горизонтами) вертикальная высота — величина постоянная, не зависящая от гипсометрии пласта.

На высоту этажа влияют следующие основные факторы: горно-геологиче­ские — размеры (мощность, длина по простиранию и глубина по падению), форма и угол падения рудных тел; горнотехнические — системы разработки, порядок отработки месторождения, условия поддержания горных выработок, условия и безопасность ведения горных работ, время подготовки и отработки этажа (горизонта); технико-экономические — запасы руды в этаже, ценность и содержание металла в руде; объемы и сроки проведения горно-капитальных и горно-подготовительных работ и связанные с этим затраты; затраты на под­держание горных выработок; стоимость подъема, водоотлива, доставки людей и материалов.

Вскрытие и подготовка этажа могут быть выполнены тремя способами: простым, допускающим начало подготовки блока только с откаточного горизонта; транспортными съездами (галереями) — разделением этажа промежуточными горизонтами, пройденными от наклонных вспомогательных съездов (галерей); ярусным — разделением этажа на ярусы (полосы из нескольких подэтажей) вспомогательными горизонтами, пройденными от шахтных стволов (слепых междуэтажных или с поверхности).

Высота этажа при простом способе вскрытия и подготовки. Исходя из производственной мощности шахты и подвигания очистных работ по простиранию, высота этажа (м) при разработке пластовых месторождений

(IV.37)

где А— годовая производственная мощность шахты,